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• Jose Espejo

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PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

Ing. Nataniel Linares Gutiérrez

CAPITULO IV CONMINUCION DE MINERALES - TRITURACIÓN 4. OBJETIVO. Al concluir el estudio del presente capítulo, el estudiante estará en condiciones de interpretar y manejar las teorías de la conminución para el cálculo de la energía consumida por la reducción de tamaño; comprender y estar en condiciones de operar, controlar y cuantificar las operaciones de Trituración-Cribado, determinar cargas circulantes en circuitos de trituración, evaluar la eficiencia de trituración, la eficiencia de cribado, seleccionar equipos para cada una de las operaciones antes indicadas, así como realizar los balances de materia correspondientes.

4.1. INTRODUCCION. La reducción de tamaño tiene una importancia vital en Procesamiento de Minerales y por tanto, lo es también en la Mineralurgia por ser parte de él, debido a que una roca mineralizada (mena) para liberar el mineral valioso tiene que ser reducida de tamaño, de modo que pueda ser separado por algún método de concentración. Pero para lograr esta reducción de tamaño se necesita entregar energía al proceso, por lo tanto esta energía específica se convierte en un parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto en cada etapa de Conminución. Así por ejemplo, Rose y Sullivan han demostrado que en las etapas de chancado y molienda convencional, la energía mecánica entregada a las partículas de un mineral supera entre 100 y 1000 veces el consumo teórico de energía requerida para crear nuevas superficies, es decir, que la eficiencia de utilización durante la fragmentación de la roca sólo es de alrededor del 1% de la energía mecánica entregada al equipo. Por lo que muchos investigadores han concluido que gran parte de la energía mecánica suministrada a un proceso de conminución se consume en vencer resistencias indeseables o nocivas de diversos tipos, tales como: • Deformaciones elásticas de las partículas antes de romperse. • Deformaciones plásticas de las partículas, que originan posteriormente la ruptura de las mismas. • Fricción entre las partículas. • Vencer la inercia de las partes móviles de la máquina. • Deformaciones elásticas de la máquina. • Producción de ruido, calor y vibraciones de la instalación. • Roce entre partículas y elementos móviles de la máquina. • Pérdidas de eficiencia en la transmisión de la energía eléctrica y mecánica. Lo anterior nos indica la importancia de establecer correlaciones apropiadas entre la energía específica (Kw-h/ton) consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los respectivos equipos, facilitar su apropiada elección y proyectar su correcto dimensionamiento a escala industrial.

4.2.

CONMINUCION DE MINERALES.

Con el término Conminución se designa a la reducción de tamaño de rocas grandes (± 1m) a fragmentos pequeños (de solo unos cuantos micrones) y según Bond, la conminución se define como el proceso en el cual la energía cinética-mecánica de una máquina es transferida a un mineral produciendo en él fricciones internas y calor que originan su ruptura. En la Fig. 4.1 se muestra esquemáticamente el proceso de conminución. Como podemos ver, una máquina de conminución efectúa la reducción de tamaños a través de compresión lenta, impactos de alta velocidad y a esfuerzos de corte o cizalla. El rol de la conminución y de las operaciones unitarias relacionadas a ella es de gran importancia, puesto que es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el 1

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tamaño de las partículas para los procesos posteriores de concentración del mineral valioso o la disolución del metal valioso(lixiviación), y en términos de costos de operación estas operaciones unitarias representan la mayor fracción de los costos totales (> 60 %) en el procesamiento de minerales, debido al alto consumo de energía.

Fig. 4.1. El proceso de conminución En esta operación de rotura del mineral, encontramos una relación que muestra la limitación energética, la cual se puede expresar como: Partícula grande + Energía → Partículas más pequeñas + sonido + Calor Si esto fuera cierto, no debería ser correcto restar toda la energía del calor y el sonido producidos de la energía total de un proceso de fragmentación con el objeto de obtener un valor neto de la energía. BeKe (1964) propuso la cifra de 0,6% como la cantidad de energía consumida utilizada en la reducción teórica dimensional. Austin (1964) dio un valor de menos del 3% como la proporción de la energía total utilizada con este fin. En consecuencia, es generalmente aceptado que la energía real consumida en la operación de fragmentación es baja en comparación con la energía total consumida. En consecuencia, la conminución de minerales consta de las siguientes etapas, en concordancia con la proposición de R.T.Hukki (1961): 

Explosión o voladura → de ∞ a 1,0 m



Trituración o chancado Primario, de 1,0m a 100 mm. Secundario, de 100 mm a 10 mm. Terciario, de 10mm a 5 mm.

o o o •

Molienda • • •

Primaria, de 10 ó 5 mm a 1 mm. Secundaria, 1 mm a 100 µm Remolienda, de 100 µm a 10 µm

Fig. 4.1.a. Forma general de la relación Energía-Reducción de tamaño de partícula

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La reducción de tamaño después de la fragmentación con explosivos, continua con la trituración la cual se lleva a cabo por compresión de la mena contra superficies rígidas (chancadoras) o por impacto contra superficies, con un recorrido de movimiento rígidamente forzado (chancadoras de impacto), figura 4.1.b.

Fig. 4.1.b. Esquematización de la reducción de tamaño de partícula mineral. En consecuencia, esto contrasta con la molienda, la cual se lleva a cabo por abrasión e impacto de la mena mediante el libre movimiento moledor tal como barras, bolas, pebbles y guijarros, constituyendo la etapa final de liberación del mineral, tal como se muestra en la figura 4.1.c.

Fig. 4.1.c. Esquematización de la liberación del mineral valioso Por otro lado, debemos entender por Liberación a la separación del mineral valioso de la ganga mediante la fragmentación de la mena en una máquina de conminución, pero como la liberación no es del 100% se le expresa por el grado de liberación que es el porcentaje de partículas individuales del mineral valioso en forma libre. Generalmente en la naturaleza los minerales presentan distintos amarres entre los valiosos y los no valiosos y que a su vez pueden están formando diversas fases sólidas, tal como podemos ver en la figura 4.1.b., que al triturarse nos van a dar siempre partículas no liberadas, denominadas mixtas o intermedias. La conminución a través de las operaciones de trituración y molienda es empleada para fracturar o romper estos agregados de minerales para de una manera técnicamente óptima se alcance su liberación con la menor cantidad posible de mineral de ganga. 3

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La conminución de minerales puede llevarse a cabo en medio húmedo o en seco, dependiendo la decisión de lo siguiente:

Fig. 4.1.b. Diferentes tipos de amarres de partículas vistas después del fracturamiento. • • • •

Tipo del mineral a procesar o del producto a obtener. Características físicas y químicas del mineral. Requerimientos del proceso ulterior o subsiguiente. Efecto del mineral en el equipo de conminución como: o Abrasión o Corrosión o Compactación o Forma, distribución de tamaños y calidad del producto a obtenerse. o Factores económicos. o Condiciones climáticas. o Disponibilidad de agua. • Factores ambientales y de seguridad tales como:  Ruidos.  Polvos.  Vibración excesiva.

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4.2.1. MECANISMO DE LA CONMINUCION DE MINERALES. Para establecer los mecanismos de la conminución de minerales, se debe tener en cuenta las siguientes consideraciones: 1. Los minerales poseen estructuras cristalinas y sus energías de unión se deben a los diferentes tipos de enlace que participan en la configuración de sus átomos. Estos enlaces interatómicos son efectivos solo a corta distancia y pueden ser rotos mediante la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión. 2. Desintegrar una partícula necesita menos energía que la predicha teóricamente, debido a que todos los minerales presentan fallas o grietas, que pueden ser macroscópicas o microscópicas. 3. Las fallas son sitios en que se concentran los esfuerzos aplicados, que al ser aumentados causan su propagación y con ello la desintegración de la partícula. 4. Cuando la fractura ocurre, la energía almacenada se puede transformar en energía libre superficial, que es la energía potencial de los átomos en estas superficies creadas. Estas superficies frescas son entonces más reactivas y aptas para la acción de los reactivos de flotación o lixiviación. De ahí que, los mecanismos que están presentes en un evento de conminución son:   

Fractura. Astillamiento. Abrasión

♦ La fractura, es la fragmentación de un trozo de mena en varias partes debido a un proceso de deformación no homogénea. Los métodos de aplicar fractura en una mena son: 1. Compresión. 2. Impacto. 3. Cizalla o corte. • COMPRESION. La aplicación de esfuerzos de compresión es lenta. Normalmente se produce en máquinas de chancado en las que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas; donde la cantidad de material fino se puede disminuir reduciendo el área de contacto utilizando superficies corrugadas.

Fig. 4.2. Esquema de la acción de esfuerzos de compresión. • IMPACTO. Es la aplicación de esfuerzos compresivos a alta velocidad, de modo que la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto, normalmente es muy similar en tamaño.

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Fig. 4.3. Esquema de la acción de esfuerzos de impacto. • CIZALLA. El corte o cizalla ocurre como un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos de compresión y de impacto. Produce gran cantidad de finos y generalmente, no es deseable. F

F

Fig. 4.4. Esquema de la acción de esfuerzos por cizalla. ♦

Astillamiento, se produce por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula.

♦

Abrasión, se produce abrasión cuando el esfuerzo de cizalla se encuentra concentrado en la superficie de la partícula.

En las partículas pequeñas las grietas tienden a desaparecer, quedando solamente las fallas del material, lo que las hace más duras a estas partículas. En consecuencia, la dureza del mineral queda definida por:   

La distribución de esfuerzos. La distribución de fallas y grietas, y El tamaño de la partícula.

4.2.2. EXPRESION DEL CONSUMO DE ENERGIA-TAMAÑO DE PARTICULA. De lo anterior, resulta importante establecer relaciones confiables entre la energía específica (Kwh/ton) consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los respectivos equipos, facilitar la elección apropiada y proyectar el correcto dimensionamiento a escala industrial. De ahí que, la teoría de la conminución o pulverización se ocupa fundamentalmente de la relación entre la energía consumida y el tamaño de alimentación dado. Se han expuesto varias teorías, pero en realidad, ninguna es enteramente satisfactoria. Entre ellas tenemos las siguientes: • Teoría de Rittinger. • Teoría de Kick. • Teoría de Bond. 6

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Estas tres teorías o postulados tienen su base en la proposición empírica que está dada por:

dE = C

dx xn

(4.1) Donde: dE C dx n A.

= = = =

Cambio infinitesimal de energía aplicada a la conminución. Constante. Cambio infinitesimal de tamaño de partícula. Constante.

POSTULADO DE RITTINGER.

Von Rittinger en 1867 postuló a la primera ley de la conminución de minerales, la cual establece lo siguiente: “La energía específica consumida en la reducción de tamaño de una mena es directamente proporcional a la nueva superficie específica creada”. Esta teoría considera solamente Matemáticamente se puede escribir.

cuerpos

sólidos

homogéneos

ER = CR (σ2 - σ1)

isotrópicos

y

sin

fallas. (4.2)

Donde: ER CR σ2 σ1 σ2

= Energía suministrada por unidad de volumen. = Constante. = Superficie específica final. = Superficie específica inicial. - σ1 = Nueva superficie específica producida.

En este caso, como las partículas son de forma irregular, por lo tanto, el área superficial está dada por: S = αs d2 y el volumen está dado por: V = αv d3 Por lo tanto:

 αs  1 α sd 2 S S σ= = = x 3 3 =  M ρsV ρsα v d  ρ sα v  d Donde:

(4.3)

αs = Factor de forma superficial. αv = Factor de forma volumétrico.

Reemplazando (4.3) en (4.2) se obtiene:

 α  1 1 E R =  s  − C R d i   ρsαv  d f

(4.4)

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 1 1 ER = KR  −  di    d f

(4.5)

Donde: di = Tamaño promedio de la alimentación. df = Tamaño promedio del producto. KR = [αs /αv ρs ] CR El mismo valor se obtiene al reemplazar n = 2 en la ecuación (4.1). B.

POSTULADO DE KICK.

En 1874 Kirpichev y en 1885 Kick propusieron independientemente una segunda teoría, conocida como el postulado de Kick, la cual establece que: “La energía requerida para producir cambios análogos en el tamaño de cuerpos geométricamente similares es proporcional al volumen de estos cuerpos” Esto significa que iguales cantidades de energía producirán iguales cambios geométricos en el tamaño de un sólido. Matemáticamente está dado por:

V  E K = K K log  1  V2  (4.6) Donde: EK Kk V1 V2

= = = =

Consumo de energía específica entregada. Constante Volumen inicial de la partícula. Volumen final de la partícula.

Si reemplazamos n = 1 en la ecuación (4.1) se obtiene:

d  E K = K K ln  1  d2 

(4.7)

Que es una forma de expresar la segunda ley de la conminución. Comentario. Varios investigadores han demostrado que estas dos leyes se aplican en casos específicos de conminución. Así, la teoría de Kick se cumple para molienda de partículas menores que 1 micrón; del mismo modo, la teoría de Rittinger aparentemente es válida para partículas gruesas C.

POSTULADO DE BOND.

En 1950, Fred.C. Bond planteó la llamada tercera teoría de la conminución, la cual se enuncia así: “La energía consumida para reducir el tamaño 80 % de un mineral o mena, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño 80%; siendo este último igual a la abertura de malla en micrones, que deja pasar el 80% en peso de las partículas”. Es decir:  1 E B = KB  −   dp

1 df

   

(4.8)

Bond consideró que no existen rocas ideales ni iguales en forma, y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas; de ahí que, basó su teoría en tres principios, 8

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los que a su vez emergieron de mecanismos observados durante la reducción de tamaño de las partículas de mena. Estos principios se enuncian a continuación: • Primer principio Puesto que se debe entregar energía para reducir de tamaño, todas las partículas de un tamaño finito tendrán un nivel de energía al cual se deberá añadir la energía de los productos. Sólo una partícula de tamaño infinito tendrá un nivel de energía cero”. Esquemáticamente su representaciones muestra en la figura 4.5: Donde: W = Wt = Wi =

Energía expresada en Kw-h/ton entregada a la máquina que reduce el material de un tamaño de alimento a un tamaño de producto. Nivel de energía de un tamaño determinado, o energía entregada en Kw-h/ton para obtener un tamaño de producto desde un tamaño teóricamente infinito. Trabajo expresado en Kw-h/ton realizado para reducir un material de un tamaño infinito a un tamaño de 100 micrones. El índice de trabajo establece la resistencia de un material a la ruptura.

Tamaño infinito

Tamaño F

Tamaño P

Tamaño de 100 µm

Fig. 4.5. Esquema para el primer principio de Bond. Dado que una partícula de tamaño finito ha debido obtenerse por fractura de una partícula de tamaño mayor, todas ellas han debido consumir una cierta cantidad de energía para llegar al tamaño actual. Se puede considerar, entonces, que todo sistema de partículas tiene un cierto registro o nivel energético correspondiente a toda la energía consumida para llevar las partículas a su tamaño actual. Solamente una partícula de tamaño infinito tendrá un nivel energético de cero. Esto es:

Wt(P) = Wt(F) - W W = Wt(P) - W(F)

(4.9)

• Segundo principio. El consumo de energía para la reducción de tamaño depende de la longitud de las nuevas grietas. Como la longitud de la grieta es proporcional a la raíz cuadrada de la nueva superficie producida, la energía específica requerida es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del diámetro de partícula del producto menos la del alimento, tendremos:

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Wt ( P ) =

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K dp

(4.10)

Wt ( F ) =

K df

(4.11) al reemplazar (4.10) y (4.11) en (4.9) se obtiene:

W=

K dp

−

K

(4.12)

df

• Tercer principio. La falla más débil de la mena determina el esfuerzo de ruptura pero no su Wi, el cual es determinado por la distribución de fallas en todo el rango de tamaño involucrado y corresponde al promedio de ellas. Según Bond, el Wi - índice de trabajo - es una constante propia del mineral que es igual a los Kw-h/ton de mena alimentada, que se requiere para romper dicha mena desde un tamaño infinito a un tamaño promedio que en un 80% sean inferiores de 100 micrones. Esto es:

1  KB  1 Wt (100 ) = Wi =  − = ∞  10  100 KB = 10 Wi

(4.13)

Reemplazando (4.13) en (4.12) se obtiene: W =

10Wi dp

−

10Wi df

 1 = 10Wi  −   dp

 1 W = 10Wi  −   P80 (4.14)

1 F80

1 df

   

   

Donde: W = Wi = dP = dF =

Son los Kw-h/ton utilizados en la conminución. Índice de trabajo de Bond en Kw-h/ton. P80 = Tamaño del producto en µm que pasa el 80%. F80 = Tamaño del alimento en µm que pasa el 80%.

O

 10 10  W =1,1Wi  −  ; Kw-h/t F80   P80   Como podemos ver, la Tercera Ley de la Conminución desarrollada por Bond, tiene un carácter netamente empírico y su objetivo fue llegar a establecer una metodología confiable para dimensionar equipos y circuitos de conminución. Razón de reducción Definiendo ahora la razón de reducción del 80%, Rr = R 80, como la razón entre las aberturas de los tamices por las cuales pasan el 80% del mineral alimentado y producto de la conminución, respectivamente se tendrá: 10

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Rr = R80 =

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F80 P80

(4.15)

F80 = Rr P80

(4.16)

Reemplazando (4.16) en (4.14) se obtiene:

W = Wi

100  Rr − 1 x  P80  Rr 

(4.17) Aquí, el término Wi (índice de trabajo) depende tanto del material (resistencia a la fractura) como del equipo de conminución utilizado, debiendo ser determinado experimentalmente para cada aplicación requerida.

4.3.

CHANCADO O TRITURACION.

El chancado o trituración es una operación metalúrgica unitaria principal que constituye la primera etapa de preparación mecánica en el proceso de conminución, cuya función es la reducción de grandes trozos de roca como de 1,5 m a fragmentos pequeños del orden de 6,35 mm a 9,5 mm y empezar con la liberación de los minerales valiosos de la ganga, utilizando fuerzas de compresión. Es una operación en seco. Esta operación se lleva a cabo en máquinas robustas y pesadas denominadas chancadoras o trituradoras que se mueven lentamente en una trayectoria fija y que ejercen grandes presiones a bajas velocidades. La energía que se gasta en la trituración es convertida en gran parte en sonido y calor, por lo que se acepta generalmente que la eficiencia de chancado es muy baja.

4.3.1. ETAPAS DEL CHANCADO. En función del tamaño de trozos de mineral tratado, las etapas del chancado pueden ser: • Chancado primario. • Chancado secundario. • Chancado terciario. • Chancado cuaternario Sin embargo, estas etapas deben ser determinadas por un número entero, el radio o razón de reducción Rr = F80 / P80 el cual puede variar en diferentes circunstancias de operación, pero normalmente es aproximadamente de 2 a 3 para chancadoras de mandíbula y de 3 a 4 para chancadoras giratorias y de cono. Un programa de reducción de tamaño en chancado es el que se muestra en la tabla 4.1. Tabla. 4.1. Programa de trituración o chancado. ETAPA Primaria Secundaria Terciaria Cuaternaria

TIPO DE CHANCADORA De Mandíbula Giratoria Cono estándar Hidropónica Cónica de cabeza corta De rodillos Cónica Cabeza corta Gyradisc De rodillo

F

P

Rr

1,5 m 60 pulgadas 304,8 mm 12 pulgadas 152 mm 6 pulg.

152 a 101 mm 6 pulg. a 4 pulg. 101 a 19 mm 4 pulg. A ¾ pulg. 25,4 a 3,2 mm 1 pulg. a 1/8 pulg.

6a8

76,2 mm 3 pulg.

6a8 4a6

12,7 mm a m20 ½ pulg. a m20

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Estos datos son sólo referenciales, puesto que para una Planta Concentradora en particular se determina en función de las características de dureza, humedad del mineral tratado y capacidad de tratamiento, principalmente.... ♦

CHANCADO PRIMARIO.

En esta operación se fragmenta el mineral de mina en la gran minería a cielo de 1,5 m a 228,6 mm y en minería subterránea de 254 mm a 304,8 mm a tamaños menores de 10 a 15 mm, esto es con radio de reducción en minería a cielo abierto de 6 a 8 y en minería subterránea de 2 a 2,5. Esta operación se efectúa en chancadoras de mandíbula generalmente en la pequeña minería y mediana minería, y trituradoras giratorias en la gran minería. Generalmente operan en circuito abierto. ♦

TRITURADORAS DE MANDIBULA O QUIJADA.

Este tipo de máquinas producen la fragmentación del mineral por compresión y los elementos molturadores no se juntan y que están constituidos por dos mandíbulas con muelas una fija y la otra móvil, situadas en forma divergente formando un ángulo de aproximadamente 26°; tal como se muestra en el esquema de la figura 4.6. La mandíbula móvil se aleja a una velocidad que depende del tamaño de la máquina, acercándose a la mandíbula fija, fracturando el mineral contenido entre ellas, luego la mandíbula móvil se aleja de la fija, permitiendo el avance del material triturado hacia la zona inferior que es más estrecha, repitiendo este hecho o ciclo hasta que el mineral abandona la máquina por la abertura de descarga. Las chancadoras de mandíbula se clasifican por el método de apoyar la quijada móvil. Esto es: • • • •

Chancadora Blake, en la que la quijada móvil está apoyada en la parte superior y de ese modo tiene un área recibidora fija y una abertura de descarga variable. Chancadora Dodge, en la que la quijada móvil está apoyada en la base, dándole una área de alimentación variable, pero el área de entrega fija. Se utiliza sólo en laboratorios. Chancadora universal, en la que la quijada móvil está apoyada en una posición intermedia y así tiene un área recibidora y de entrega variable. Chancadora Blake de doble articulación (Toggle), donde el movimiento oscilatorio de la quijada móvil es efectuado por el movimiento vertical del pitman hacia arriba y hacia abajo ocasionado por la excéntrica.

La trituradora Blake fue patentada por W. E. Blake en 1858 y en la mayor parte de la chancadoras de quijada utilizadas hoy en día se encuentran con solamente algunas variaciones de detalles de la forma básica.

Fig. 4.6. Esquema de Chancadora de Quijada.

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Fig 4.7. Chancadora de laboratorio e industrial

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Fig. 4.8. Chancadora de quijada de simple toggle

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Fig. 4.9. Chancadora de doble toggle

En estas trituradoras, para vencer los problemas de atoramiento cerca de la descarga, algunas veces se usan muelas curvadas, donde el extremo más bajo de la quijada móvil es cóncavo mientras que la mitad inferior opuesta de la quijada fija es convexa, esto permite una gradual reducción de tamaño a medida que el material se acerca a la salida, minimizando así las oportunidades de atoramiento. Una chancadora de quijada es un equipo pesado para cargas extremas de trabajo y por lo tanto su construcción es sólida. Por lo general se estructura principal está hecha de planchas soldadas de acero templado. Las quijadas se construyen de acero fundido y tienen muelas responsables de acero al manganeso. Esta muelas por lo general son acanaladas o corrugadas, sobre todo cuando se emplea para minerales duros y abrasivos. La velocidad de las chancadoras de quijadas varía inversamente con el tamaño y generalmente queda entre 100 y 350 R.P.M. El principal criterio para determinar la velocidad óptima es que a las partículas se les debe dar suficiente tiempo para moverse hacia abajo en la cámara de la trituradora hasta una nueva posición. La amplitud máxima de giro de la quijada (Throw) se determina por el mineral que se está chancando y por lo general se ajusta cambiando la excéntrica, el cual varía de 1 a 7 cm dependiendo del tamaño de la máquina y es más alto para material plástico y duro; más bajo para mena dura y quebradiza. Mientras más grande sea el throw o carrera habrá menos peligro de atoramiento, puesto que el mineral se retira más rápidamente y produce más finos e imparten mayores esfuerzos a la máquina. Luego la máxima capacidad de tratamiento de una chancadora de quijada está en función de la velocidad crítica Nc, la cual teóricamente se puede obtener mediante la siguiente fórmula: 1

[ R − 1] 2 Nc = 47 r 1 [ Rr x ] 2

(4.18)

Donde: Rr = Es la relación de reducción de la chancadora (Gape/Set). x = Es el throw o carrera de la chancadora, en m. Según los fabricantes recomiendan una velocidad de operación N op que es menor que N c y está dada por: Nop = 280 exp(-0,212 G3)

(4.19)

Donde: Nop = Es la velocidad de operación. G = Abertura de la descarga, m. Las chancadoras de mandíbula o quijada se especifican por las dimensiones de su boca de alimentación (abertura x ancho). Así una chancadora de mandíbula de 24” x 36” será aquella cuya boca de alimentación tendrá las siguientes dimensiones: 13

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Abertura (gape) = 24 pulgadas = 610 mm. Ancho (width)

= 36 pulgadas = 914 mm.

En los catálogos se especifica como: A = Tamaño máximo del alimento/0,85 La razón de reducción de tamaño de partícula e una operación de trituraciones es el cuociente entre una dimensión escogida de las partículas de la alimentación a la correspondiente de las partículas del producto chancado. En chancado se definen las siguientes razones de reducción: a). Razón de reducción límite (RL). Dado por la expresión:

RL =

0,85 xA Sa

Donde RL = Razón de reducción límite = Razón entre el tamaño más grande de la alimentación y el tamaño más grande del producto triturado. Está dado por:

RL =

0,85 A Sa

b). Razón de reducción aparente (Ra). Dada por la expresión.

Ra =

A Sa

Donde: Ra

= Es el cuociente entre el tamaño de admisión A (gape) y la posición abierta del set o descarga , Sa.

Con respecto a la abertura y oscilación de la descarga de una chancadora - según Taggart - la abertura (set) debe estar en el orden de 1/6 a 1/8 de la abertura de admisión y es una variable que determina la capacidad de las chancadoras, juntamente con la amplitud de oscilación (throw) que puede variar desde 3/8 de pulgada en las trituradoras pequeñas a 1 pulgada a las de mayor tamaño. Pero el más usado es el dado por la ecuación 4.15. La capacidad de las chancadoras de mandíbulas en operación se refiere al tonelaje horario que procesan, el cual es afectado por los siguientes factores: • • • • •

Tamaño de alimentación. Tamaño del producto. Forma de la alimentación. Humedad. Dureza.

La capacidad de una chancadora puede determinarse utilizando una fórmula empírica dada por Taggart: Ta = 0,6 w So (4.20) Dnde: Ta = Toneladas cortas por hora w = Longitud de la abertura de alimentación (gape), en pulgadas. So = Posición abierta de la abertura de descarga (set) en pulgadas. Como podemos ver, la capacidad de una chancadora en ton/h es directamente proporcional al área de la abertura de descarga. Pero como esta carga está afectada por los factores antes mencionados, estará dada por: 14

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TR = k c k m k f T a

(4.21)

Donde: TR = Es el tonelaje de producto en ton/h. Ta = Es tonelaje de mineral chancado en ton/h para condiciones cuando k c = km = kf = 1. kc = Factor de dureza. km = Factor de humedad el cual varía de 0,1 para finos a normalmente 0,75. kf = Factor de arreglo de la alimentación, tendrá un valor de 0,75 a 0,85. Una trituradora de mandíbula por lo general presenta tres características importantes y son: 1. Como la mandíbula está apoyada desde arriba, se mueve una distancia mínima en el punto de entrada y una distancia máxima en la entrega; esta distancia máxima se denomina carrera o trow. 2. El desplazamiento horizontal de la mandíbula móvil es mayor en la parte más baja del ciclo de la biela motriz y disminuye gradualmente a través de la mitad ascendente del ciclo, a medida que el ángulo entre la biela motriz y la placa de la bisagra trasera llega a ser menos agudo. 3. La fuerza de trituración es mínima en el comienzo del ciclo, cuando el ángulo entre las articulaciones es más agudo y es más enérgica en la parte superior cuando toda la potencia se entrega en un recorrido reducido de la mandíbula.

PARTES DE UNA CHACADORA DE MANDIBULA. Las partes principales de una chancadora de mandíbula son las siguientes: • • • • • •

El bastidor o carcasa. La mandíbula fija. La mandíbula móvil. El toggle o placa de articulación. El eje o barra reguladora. Placa protectora, entre otras que se muestran en la figura 4.10

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Fig. 4.10. Partes de una chancadora de mandíbula. ♦

TRITURADORAS O CHANCADORAS GIRATORIAS O SUPERIORES.

Las chancadoras giratorias se usan principalmente en las Plantas de superficie, como también en el interior de las minas, especialmente las de cielo o tajo abierto. La trituradora giratoria consiste principalmente de un gran eje o árbol con un elemento de chancado cónico de acero al manganeso denominado “Mantle” o cabeza triturante, asentado en un casquillo excéntrico. El eje está suspendido de una araña o crucero y a medida que gira, normalmente entre 85 a 150 rev/min, se mueve siguiendo una trayectoria cónica dentro de la cámara de chancado fija o carcaza, debido a la acción giratoria del excéntrico. Estas máquinas son aparatos que reducen de tamaño durante el 100% del tiempo de operación, pero solo en una fracción del volumen de su cámara triturante. Una chancadora puede decirse que es una chancadora de una mandíbula que gira alrededor de un eje vertical dando lugar a un cono que rota y oscila excéntricamente alrededor de un eje axial. Este movimiento de oscilación, es el que determina la compresión de las rocas entre el cono y el cóncave, determinando la reducción de tamaño del material el que caerá hacia la descarga en el lapso comprendido entre dos etapas de compresión. Las chancadoras giratorias se especifican de diferentes maneras, siendo las más comunes las que usan el diámetro del cono “D” o la dimensión de la boca (gape) por el diámetro del cono AxD, tal como se muestra en la figura.4.11. Como podemos ver, una chancadora giratoria consta de una armadura o carcaza exterior hecha de hierro colado o plancha de acero soldada. El eje está suspendido de la araña que lleva la chumacera unida a la carcaza y cóncave que es de acero al 16

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manganeso. En chancadoras pequeñas el cóncave está sostenido con un material blando, tal como el zinc, cemento plástico, el cual asegura que el asiento descanse parejo contra la carcaza de acero. La cabeza es de acero forjado y forma parte del eje y está protegida por una cubierta o mantle de acero al manganeso, el cual está sostenido con zinc, cemento plástico o resina epóxica. La excéntrica donde se ajusta el eje, está hecho de acero con revestimientos de bronce. Una chancadora giratoria se selecciona cuando las velocidades de trituración son mayores a 900 t/h. Varían en tamaños hasta aberturas de alimentación de 1830 mm y pueden triturar menas con un tamaño superior a 1370 mm a una velocidad de 5000 t/h con una descarga de 200 mm. El consumo de energía en estas chancadoras es de hasta 750 Kw.

Fig. 4.11. Forma de operación y carguío, especificación de una chancadora giratoria.

La capacidad de las trituradoras giratorias está también afectada por: • • • • •

El tamaño de alimentación. El tamaño del producto. La humedad del mineral. La dureza de la mena. La forma de alimentación.

Esta capacidad se puede determinar por una fórmula empírica propuesta por Taggart: T = 0,0845 L S Donde: 17

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L = Es el perímetro de la circunferencia cuyo diámetro es el promedio de los diámetros del cono en pulgadas. S = Es el acho de la abertura de la descarga en posición abierta, en pulgadas. T = Es el tonelaje de mineral que pasa por la chancadora en ton/h. El tamaño de estas chancadoras se especifica por dos números, dados en pulgadas o en mm: Tamaño = A x B Donde A B

= Abertura de la boca. = Diámetro inferior del cono

PARTES DE LA TRITURADORA GIRATORIA Se observan en la figura 4.12.a que se muestra a continuación.

Figura 4.12.a. Partes principales de una trituradora giratoria

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Figura 4.12.b. Esquema del eje principal La granulometría del producto se ajusta controlando el set, donde en algunas chancadoras la regulación de la abertura de descarga se realiza por un sistema hidráulico.

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Fig. 4.12.c Esquema de una chancadora giratoria.

El eje principal encaja en un muñón excéntrico en la parte inferior de la chancadora. El muñón excéntrico – un soporte fuera de centro – normalmente se conoce como la excéntrica. La excéntrica está provista de un buje de bronce con plomo. El eje está soportado lateralmente en la parte superior por el conjunto araña. Esta araña incorpora un muñón torneado que posiciona el extremo superior del eje principal y le impide moverse lateralmente. El buje de la araña se adelgaza para que la parte de arriba del buje sea más pequeña que la del fondo. Los brazos de la araña se extienden a través de la boca de alimentación de la trituradora y están cubiertos con monturas. Las monturas se sujetan a la araña (la tapa de la araña), protege el muñón de la araña y al eje principal de ser dañado por rocas grandes. La figura 4.12.c ilustra el conjunto del eje principal. El extremo inferior del eje principal pasa a través del muñón de la excéntrica. El alineamiento del eje principal está fuera del centro con respecto a la línea del eje de la trituradora. De ahí que, cuando la excéntrica es girada por el tren de movimiento, el extremo más bajo del eje principal gira (se mueve hacia delante y hacia atrás en un círculo pequeño dentro de la cámara de triturado), retirándose y acercándose progresivamente a los revestimientos cóncavos estacionarios. Esto abre y cierra el espacio anular entre los cóncavos y el manto. La Posición del manto, determina en forma significativa el tamaño y dimensiones del producto chancado. La figura 4.13 ilustra la acción de chancado de una chancadora giratoria primaria.

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Figura 4.13. Acción de chancado en una chancadora giratoria

 SISTEMA DE LUBRICACIÓN DE LA CHANCADORA GIRATORIA. El sistema de lubricación de la chancadora giratoria proporciona aceite de lubricación a los bujes excéntricos y a los mecanismos motrices. El sistema de lubricación consiste en un depósito de aceite, dos bombas de lubricación (una en funcionamiento y la otra en espera), un sistema de filtración de aceite y un sistema enfriador de aceite-aire. Esto se ilustra en la figura 4.14. Los componentes de la chancadora giratoria se lubrican con aceite bombeado hacia la chancadora giratoria en tres puntos: en el pistón de ajuste hidráulico, en los rodamientos del eje de transmisión intermedia, y en el buje excéntrico externo. El aceite que entra en el pistón de ajuste hidráulico entra en una canal formada por los dos bujes del pistón. Un ojo en el pistón permite que el aceite llene el pistón. Un ojo en la parte de arriba del pistón permite al aceite fluir hacia arriba y lubricar el anillo de desgaste del pistón, el anillo central de desgaste, el anillo de desgaste del eje principal, el anillo de desgaste de la excéntrica, y el buje interno de la excéntrica. El aceite de la parte superior de la excéntrica corre a través de un paso y lubrica el piñón. El aceite regresa al sumidero a través de la línea de retorno de lubricante. 21

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El aceite de lubricación se alimenta directamente sobre el eje de transmisión intermedia por un agujero taladrado en el casco inferior. El aceite fluye a una bandeja en la caja del eje de transmisión intermedia, luego cae en un sumidero de la caja para lubricar ambos rodamientos. El aceite que lubrica el rodamiento externo se descarga en un agujero en la caja y regresa al sumidero de lubricación a través de la línea de retorno de lubricante. El aceite que lubrica el rodamiento interno es descargado a través del rodamiento, luego es regresado al sumidero de lubricación vía la línea de retorno. El aceite que entra a la chancadora en el buje excéntrico exterior es transferido al cubo del casco inferior. El aceite atraviesa por ojos perforados en una canal del buje excéntrico exterior, pasando entre el buje y la excéntrica, fluyendo hacia arriba entonces a la parte superior de la excéntrica y se extiende hacia abajo hacia el engranaje cónico. Después de lubricar el engranaje cónico y el piñón, el aceite se devuelve al estanque de lubricación a través de la línea de retorno de aceite lubricante. El depósito de aceite está provisto con calentadores termostáticos controlados para mantener el aceite a una temperatura que le permita ser bombeado fácilmente. Igualmente, el sistema de lubricación está provisto con un sistema de enfriamiento de aceite para evitar que el aceite se sobrecaliente. El sistema de enfriamiento de aceite está provisto de 2 bombas de refrigeración y 2 intercambiadores de calor aire – aceite, colocados en serie que reciben el flujo de las bombas. El sistema está termostáticamente controlado. Cuando el aceite alcanza el límite superior de temperatura, una bomba de refrigeración parte, las válvulas de enfriamiento se cierran para desviar el aceite de la bomba a través de los intercambiadores de calor, y los ventiladores de refrigeración a la salida de los intercambiadores de calor se ponen en marcha. Cuando el aceite se ha enfriado a una temperatura aceptable, la bomba de refrigeración y los ventiladores se detienen y las válvulas de enfriamiento se abren para permitir el aceite que salga de vuelta desde los intercambiadores de calor hacia el depósito. La línea de retorno de enfriamiento de aceite está provista con un interruptor de flujo bajo para advertir al operador si una condición de bajo flujo existe en el circuito de refrigeración, debido a una falla en la bomba, a un intercambiador de calor obstruido, o a una fuga en las líneas de enfriamiento. El depósito también está provisto con un interruptor de nivel bajo y de nivel bajo-bajo que impide que tanto la bomba de lubricación como la bomba de refrigeración se pongan en servicio cuando hay un nivel bajo en el tanque de aceite, y que detiene las bombas si detecta un nivel bajo-bajo. El depósito está dividido en dos compartimientos. Estos dos compartimientos separan el aceite de retorno de la succión de la bomba, para permitir la separación del aire del aceite y prevenir la emulsión del aceite. El estanque sumidero está provisto con tres calefactores. La línea de suministro de aceite desde las bombas de lubricación a la chancadora está equipada con un filtro de aceite duplex, que son un par de filtros de aceite conectados en paralelo. Uno de los filtros del par está en uso mientras el otro está en estado de espera (stand by). El par de filtros está provisto con un interruptor diferencial de presión para supervisar el diferencial de presión de aceite en el filtro que está en uso. Sólo un filtro a la vez se utiliza. Cuando se alcanza el máximo de diferencial de presión aceptable en el filtro, el filtro tapado se saca de servicio y el filtro de reserva se pone en servicio. El filtro tapado se limpia y queda listo para el servicio. Las tres líneas de suministro de aceite final en de la chancadora giratoria están equipadas con interruptores de flujo, para detectar un flujo bajo del lubricante a sus puntos de lubricación respectivos. Un flujo bajo del lubricante a cualquiera de los tres puntos de entrega envía una señal de alarma al sistema de control, que detiene de inmediato de la chancadora giratoria y el sistema de la lubricación por enclavamientos. Finalmente, la línea de retorno de aceite a la chancadora primario al depósito, está provista con un interruptor de temperatura de aceite que detiene a la chancadora giratoria por enclavamientos si la temperatura de aceite de retorno es alta.  SISTEMA HIDRÁULICO DE AJUSTE DE LA CHANCADORA GIRATORIA. La chancadora está provista con un sistema de ajuste hidráulico que posiciona y soporta al conjunto eje principal. El sistema de ajuste hidráulico consiste en un pistón hidráulico dentro de un cilindro, en la parte inferior de la chancadora, que levanta y baja el eje principal para cambiar la regulación de la chancadora. 22

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Las partes principales del sistema incluyen el conjunto cilindro hidráulico y pistón, el sistema de suministro de aceite hidráulico, y el acumulador hidráulico. El sistema de ajuste hidráulico realiza tres funciones importantes:  Levanta o baja el manto según se necesite para ajustar la regulación de la chancadora (setting), o para despejar a la chancadora.  Absorbe las cargas de choque con el acumulador hidráulico, a medida que la carga de chancado aumenta o disminuye.  Aumenta el OSS (setting del lado abierto) cuando un objeto duro de chancar pasa a través de la chancadora. Regulación de la chancadora (setting): El manto se va levantando para mantener la regulación de la chancadora a medida que las cóncavas y los mantos sufren desgaste. A medida que el manto se mueve hacia arriba, la distancia entre el manto y las cóncavas de la chancadora disminuye. A medida que el manto se mueve hacia abajo, la distancia entre el manto y las cóncavas de la chancadora aumenta. La posición del manto es controlada por un transmisor de posición y se muestra en pantalla en la sala de control. El manto puede levantarse o puede bajarse desde un tablero de mando local con botonera en la chancadora, o desde los mandos en la sala de control de la chancadora primario. Antes de levantar el manto, el operador debe poner en servicio la bomba hidráulica del sistema hidráulico de ajuste y debe esperar aproximadamente 20 segundos. Ya sea en la botonera local o desde la sala de control, se presiona el botón Raise (levantar), y la válvula de levante se activa para suministrar aceite al pistón hidráulico a través de una válvula de retención, con el fin de levantar el manto. Cuando el botón se suelta, la válvula de levante vuelve a la posición neutra, y la válvula de retención sostiene el pistón y el manto en posición. Para bajar el manto, la bomba hidráulica se detiene. Ya sea en la botonera local ó en la sala de control se aprieta el botón Lower (bajar), y la válvula de descenso actúa para devolver aceite desde el pistón hidráulico al depósito. Cuando el botón se suelta, la válvula de descenso vuelve a la posición neutra, y la devolución de flujo de aceite hacia el depósito se corta. Amortiguación: Durante el chancado, las fuerzas en el sistema de ajuste hidráulico varían. Para suavizar los efectos de grandes variaciones instantáneas de alta presión, el sistema de ajuste hidráulico está provisto de un acumulador. El acumulador es un contenedor a presión que contiene un diafragma de caucho con nitrógeno comprimido en un lado y aceite del sistema de ajuste hidráulico en el otro lado. El nitrógeno es precargado en el acumulador a una presión que permitirá que el nitrógeno sea comprimido cierta cantidad cuando el peso del manto presuriza el aceite en el otro lado del pistón. Bajo condiciones estáticas, la presión en el lado del nitrógeno iguala la presión en el lado del aceite del diafragma.

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Figura 4.14. Sistema de lubricación de la chancadora giratoria 24

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Figura 4.15. Sistema de ajuste hidráulico de la chancadora giratoria

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Las variaciones instantáneas de alta presión exceden las presiones precargadas en el acumulador y el aceite es forzado dentro del acumulador absorbiendo el efecto de alta presión. Cuando la alta presión se reduce, el aceite fluye de vuelta desde el acumulador al cilindro de ajuste hidráulico. El aceite hidráulico normal no debe ser usado en el sistema hidráulico de ajuste. El aceite que se usa debe ser igual que el aceite usado en el sistema de lubricación de la chancadora, porque si el aceite gotea por los sellos del pistón hidráulico, fluirá hacia el sistema de lubricación. Sin embargo, no debe haber nunca una razón para que el aceite se pase desde el sistema de lubricación hacia el sistema de ajuste hidráulico, porque el sistema de ajuste siempre está bajo una presión más alta debido al peso del manto. Tal como se aprecia en la figura 4.15.  SISTEMA DE LUBRICACIÓN DE LA ARAÑA. El sistema de lubricación de la araña proporciona los medios para engrasar el buje de la araña mientras la chancadora está en funcionamiento. Un tambor normal del lubricante se ajusta con una bomba de engrase operada por aire, activada por un controlador y bombea grasa en el buje de la araña. Inicialmente, en cada ciclo la grasa llena cada inyector del sistema. A medida que la presión aumenta, los inyectores se desplazan, y el aumento continuado en la presión fuerza a la grasa, que se mantenía en los inyectores llenos, hacia el punto de lubricación. Al final del ciclo, después de que todos los inyectores se han desplazado y la grasa ha sido inyectada, la presión se eleva al máximo indicando la culminación exitosa del ciclo, y la bomba se detiene. Si la presión no sube, debido a falta de grasa en el depósito o a una fuga en el sistema, el sistema accionará una alarma por falla en la alimentación. Dependiendo de la temperatura ambiente y de las condiciones de operación de la chancadora, puede ser necesario usar grasa un poco más liviana o más pesada en el buje de la araña. El sistema cuenta con cinta calefactora, para asegurar que la grasa sea lo bastante fluida para ser bombeada en el buje de la araña. En tiempo frío, normalmente se requiere más tiempo de bombeo porque el lubricante es más viscoso (más difícil para bombear). El tiempo lo fija el lubricador. El lubricador también es responsable de cambiar el tambor de grasa. Sin embargo, el operador inspecciona el tambor de grasa cada turno y avisa al lubricador para su cambio sea necesario.

Figura 4.15.a. Sistema de lubricación de la araña 26

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 EL MARTILLO HIDRÁULICO. Un martillo hidráulico consta de una pluma articulada montada en un pedestal, con un martillo hidráulico que rompe rocas que son demasiado grandes para entrar en la cavidad de la chancadora. El martillo hidráulico se monta en la parte superior de la pared lateral y en el área más alta de la boca de alimentación. La unidad tiene un pedestal fijo donde la pluma está colocada. La pluma tiene una rotación de oscilación de 360 grados y es controlado a través de dos cilindros hidráulicos. La pluma puede elevarse mediante dos cilindros de elevación, y el brazo de descenso puede ser articulado en forma vertical. El martillo hidráulico también puede articularse para posicionar la broca del martillo y así impactar eficazmente en la superficie de la piedra. La pluma está diseñada para trabajo pesado, que pueda resistir las fuerzas laterales producidas al mover rocas con el martillo. Los controles para la operación de la pluma y del martillo se localizan en una estación de control remoto donde la operación completa de partir rocas puede ser observada. El movimiento de la pluma del picador es controlado por palancas de mando, con un interruptor en el dedo pulgar para accionar el martillo. Este equipo se muestra en la figura 4.16.

Figura 4.16. Martillo hidráulico para romper rocas  GRUA DE BRAZO HORIZONTAL La grúa de brazo horizontal de la chancadora está montada en un pedestal fabricado en acero que, a su vez, está apoyado en la estructura de la chancadora. Los movimientos de la grúa y el tecle son por accionamiento hidráulico. El tambor del tecle está montado en la parte superior de la pluma y se maneja hidráulicamente. La pluma gira (se direcciona) por acción de motores hidráulicos. El ángulo de dirección está limitado a 170 grados. Los cilindros de movimiento de brazo se usan para levantar y bajar la pluma principal. El tambor de cable es un tubo acerado, con ranuras para el cable. El cable de soga está conectado y envuelto alrededor del tambor. El tambor de cable cuenta con guías a lo largo para asegurar que el cable sea colocado con precisión en las ranuras. La soga se hace pasar a través de poleas que están montadas en la pluma, y a través de poleas en el cuerpo del gancho. El número de líneas paralelas de cables se denomina caídas o piezas de línea. Este número determina el peso de carga que puede ser alzado por un cable. Los interruptores de límite impiden al tambor de la soga izar el gancho más allá de una altura segura, y restringe el movimiento de los mecanismos de levante, de movimiento de brazos, y de direccionamiento. La grúa de brazo horizontal es operada por un tablero de mando portátil que puede conectarse a un enchufe en la sala de control o a un enchufe en la base de la grúa. La figura 4.17 nos muestra un esquema de este equipo. 27

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Figura 4.17. Grúa de brazo horizontal montada en pedestal

♦ CHANCADO O TRITURACION SECUNDARIA. El chancado secundario constituye la segunda etapa de la conminución que comprende a la reducción de tamaños de una alimentación proveniente de la descarga de la chancadora primaria hasta productos que alimentarán las etapas de molienda, en algunos casos y en otros al chancado terciario. El tamaño de reducción de -9” ó -6” a 2” ó ¾” representa un radio de reducción de 4 a 6. Esta operación se efectúa en chancadoras cónicas tipo Symons estándar o hidrocónicas. ♦

CHANCADORA DE CONO ESTANDAR. (STANDARD CONE CRUSHER).

La chancadora de cono estándar es una trituradora giratoria modificada, donde el cono está soportado sobre un cojinete curvado por abajo de la cabeza o cono. En estas chancadoras, la trituración también ocurre por compresión, pero el cono viaja cerca de cinco veces más rápido que el cono de una giratoria. Del mismo modo, la amplitud de oscilación del cono puede llegar a sobrepasar 4 veces el valor de la abertura de descarga en posición cerrada. Estos dos aspectos generan un mecanismo de trituración original, en el que el mineral luego de ser comprimido y triturado no cae directamente hacia la abertura de descarga, sino al cono, según la siguiente secuencia: 1. Luego de una compresión, el cono se separa hacia abajo con una aceleración mayor que la aceleración de la gravedad. En este momento, el mineral comprimido entre el cóncave y el cono pueden caer libremente. 2. En una segunda fase el cono reduce su velocidad y es alcanzado por el material, el cual se desliza a lo largo de su pared. 3. En la tercera fase se mueve aceleradamente hacia arriba y proyecta el mineral hacia el cóncave. 4. Se inicia una nueva fase de compresión entre el cono y el cóncave.

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1.-Con el cabezal en la posición de máxima abertura, un trozo grande entra en la cavidad de chancado

2.-Conforme el cabezal se cierra, la roca recibe su impacto inicial y es fracturada en varios trozos más pequeños

3.- Las partículas fracturadas caen verticalmente hacia el cono, conforme él retrocede hacia la posición abierta.

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4.- El cabezal se mueve a la posición cerrada nuevamente y las partículas reciben otro impacto, reduciéndose a un tamaño más pequeño

5.Las partículas toman otra vez una trayectoria vertical; se esparcen sobre la cabeza y avanzan más, hacia el interior de la cavidad de chancado

6.- Con otro impacto de chancado, ocurre una reducción adicional que corresponde a la abertura de la cavidad que exista en ese punto

7.- El mineral ya ha caído hasta el punto en que ingresa a la zona paralela amplia, en el fondo del cabezal

8.- Nuevamente ocurre una reducción en la zona paralela, hasta el tamaño a la cual está regulado el set o boca de descarga.

9.- Aquí el cabezal nuevamente se halla en la posición abierta con todo el mineral en la zona paralela. Observar la gran abertura que se forma para que los finos descarguen.

10.- Todas las partículas están en estos momentos reducidas en tamaño, después de haber recibido 5 impactos del cabezal, conforme ha ido atravesando la cavidad de chancado Fig. 4.18. Esquema de las etapas molturantes de una chancadora cónica.

• •

Las trituradoras cónicas se especifican por la dimensión del diámetro de su cono y varía de 559 mm hasta 3.1 m. La abertura de alimentación en estas chancadoras puede ser variada de acuerdo al tamaño del alimento, modificando la cámara de trituración, siendo más amplia para alimento grueso y menos para alimento fino. Tal como se muestra en la figura 4.19. En la práctica, se recomienda que la abertura de alimentación sea cuando menos 3 veces mayor que la abertura de descarga en posición abierta de la chancadora que se encuentra en la etapa de chancado inmediata anterior.

Producto grueso

producto medio

producto fino

Fig.4.19. Tipos de cavidades triturantes de las chancadoras de cono •

La abertura de la boca de descarga depende del radio de reducción de la chancadora, el cual oscila entre 4 y 8, si fuera mayor, se debe incluir otra etapa de chancado. 29

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•

La capacidad de las chancadoras cónicas depende de si trabaja en circuito abierto o en circuito cerrado. Algunos factores que afectan esta capacidad son: A. Aumentan la capacidad y rendimiento.       

Adecuada selección de la cámara triturante en función a las características del material a ser chancado. Distribución adecuada de tamaños en el alimento. Control en la velocidad de flujo de la alimentación, lo cual se logra incluyendo pilas o tolvas de almacenamiento temporal, entre las dos etapas. Distribución correcta de la alimentación a lo largo de los 360° de la cámara triturante. Dimensionamiento correcto de la faja de transporte de la descarga para lograr un máximo de capacidad de chancado Diseño adecuado de las cribas o zarandas. Uso de controles automáticos.

B. Deterioran el rendimiento y la capacidad.      

Muchos finos en el alimento. Segregación de la alimentación. Alimentación inadecuada alrededor de la abertura de alimentación. Mala clasificación en las cribas. Uso ineficiente de la potencia instalada. Operación de chancado a menores velocidades que las recomendadas.

En el mercado se encuentran hasta de 1100 a 3000 ton/h o más.

Fig. 4.20. Esquema de una chancadora de cono estándar.

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♦

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CHANCADORA HIDROCONICA.

La operación de la chancadora hidrocónica de Allis Chalmers es similar a la chancadora cónica Symons. El ajuste de la máquina para regular el tamaño del producto, se lleva a cabo mediante el levantamiento hidráulico del cono de la chancadora en su soporte principal (sistema hidroset). La protección contra las sobrecargas se provee por el mismo sistema hidráulico mediante un acumulador de gas. Este sistema hidroset consta de lo siguiente: • • • •

Una chaqueta hidráulica o pistón que opera con aceite que soporta el eje principal de la trituradora. Un depósito de aceite acoplado, aunque separado del servicio principal de acondicionamiento del aceite. Mecanismo acumulador lleno de gas. Indicador de control de presión hidroset que permite las lecturas de los niveles de presión media, alta y baja. El sistema hidroset se muestra en la figura 4.21.

Fig.4.21. Sistema hidroset.

Fig. 4.22. Esquema de una Chancadora hidrocónica.

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CHANCADO TERCIARIO.

En una gran mayoría de Plantas Concentradoras principalmente de la gran minería, el chancado terciario es la última etapa de trituración y generalmente trabaja en circuito cerrado con una zaranda o criba vibratoria (puede también operar en circuito abierto) que además puede recibir los gruesos de la criba secundaria. Un circuito de esta naturaleza permite una alimentación más homogénea a la sección de molienda. En esta etapa la máquina utilizada es una chancadora de cono de cabeza corta.

Forros molturantes Fig. 4.23. Detalle de una trituradora cónica de cabeza corta

♦

CHANCADORA CONICA DE CABEZA CORTA.(SHORT HEAD CONE CRUSHER).

El chancado terciario se lleva a cabo en chancadoras de cono de cabeza corta, la cual tiene la abertura de alimentación y producto siguiente: Abertura de alimentación máxima: 250 mm (10”), Producto o descarga: 25 a 3 mm (1”a 1/8”), Radio de reducción: 4 a 6. Se recomienda una abertura de recepción (alimento) no mayor de 2 veces el tamaño máximo del alimento. Una chancadora de cono de cabeza corta se diferencia tanto de las cónicas estándar y las hidrocónicas, por tener una mayor longitud de superficie paralela entre el cóncave y el cono, lo que permite obtener productos más finos (figura 4.24).

Fig. 4.24. Esquema de una chancadora cónica de cabeza corta. ♦

CHANCADORA TERCIARIA TIPO HP.

Es una chancadora cónica de cabeza corta muy moderna de control de operación automático. La abertura de descarga se selecciona de acuerdo al tamaño del producto deseado y depende de las características de la mena a ser chancada, de la potencia del motor de la chancadora o sobre el ajuste del anillo del cóncave. Opera entre el 75 y 95 % de su potencia instalada. El alimento que recibe debe estar entre 1 ½ a 2 pulgadas, con mineral muy fino vibra. Trabaja con cámara llena. El cono gira a 100 revoluciones por minuto y posee un motor que da la especificación del tamaño de la máquina, por ejemplo una chancadora HP-700, indica que su motor es de 700 HP. El sistema de arranque y de parada debe hacerse de acuerdo al catálogo de operación. El operador debe tener conocimientos de computación. En la figura 4.25 se muestra las características físicas de este tipo de chancadoras. 32

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Fig. 4.25. Sistema de lubricación de la chancadora tipo HP.

PARTES DE UNA CHANCADORA HP.

Fig. 4.25.a. Partes principales un triturador HP estándar Este equipo a sido perfeccionado a tal punto que el sistema de protección contra intriturables, es hidráulico y de doble efecto, lo cual permite a la HP evacuar los materiales intriturables, el cual por su 33

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amplio recorrido de desatascado independiente del reglaje de las mandíbulas permite vaciar completamente la cámara de trituración sin intervención manual. El motor hidráulico permite el ajuste preciso de la taza y a la vez ofrece la posibilidad de desenroscarla totalmente lo que simplifica de forma considerable la operación de cambio de mandíbulas permitiendo así su desmontaje rápido. Su mantenimiento es más fácil puesto que el uso de cojinetes de bronce proporciona una gran resistencia a los esfuerzos de trituración en un contexto donde los choques elevados y el polvo están presentes. Estos cojinetes son poco costosos y fáciles de reemplazar en obra con las herramientas convencionales. Las trituradoras de cono HP son fáciles de desmontar, puesto que todas las piezas son accesibles por la parte superior de la máquina o lateralmente. La cabeza y la taza pueden sacarse del bastidor sin desmontar el grupo mecánico. Tienen en consecuencia un bajo costo de mantenimiento, debido a que las juntas de laberintos de alto rendimiento, sin contacto, permiten una enorme fiabilidad en lo concerniente a este rubro. ♦

OTROS TIPOS DE CHANCADORAS.

•

CHANCADORA DE CONO WF.

La Nordberg Inc. a desarrollado un avanzado proceso de chancado denominado Tecnología Water Flush (WF). La chancadora WF tiene incorporados sellos especiales en los componentes internos y en lubricación, de modo que permite manejar flujos grandes de agua. También utiliza una combinación especial de velocidad y carrera (trow) para maximizar su rendimiento. El chancado húmedo frente al seco produce numerosas ventajas y costos substancialmente más bajos por reducción de tamaño, dependiendo del tipo específico de mena. Los beneficios identificados por la Nordberg para este nuevo proceso son: • • • • • •

Máxima finura del producto de la chancadora, favoreciendo el rendimiento de la molienda en bolas. En una instalación rediseñada su radio de reducción de chancado más alto puede permitir el reemplazo directo del molino de barras. El consumo de energía se reduce en más de un 25 %. Un HP de capacidad de chancado por 4 HP de capacidad de molienda en un molino de barras. Aumenta más de un 50% la capacidad de la sección de chancado. Reducción máxima de partículas a más de tres mallas.

El agua se adiciona a la chancadora de cono WF en cantidad que generalmente produce una pulpa de 30 a 50 % de sólidos por peso, teniendo como máximo un 70 % de sólidos. Durante el chancado, este volumen grande de agua limpia de finos a través de la cámara de la chancadora, previniendo alguna recarga sobre los forros. En ausencia de finos, la chancadora da un producto que tiene una proporción significativa de partículas delgadas y escamosas. Durante la subsiguiente molienda en molino de bolas es más fácil la rotura de las partículas escamosas, reduciendo el requerimiento de energía por tonelada de mena molida. En el caso de una instalación nueva de molienda, este requerimiento de energía es más bajo permitiendo el uso de molinos más pequeños, reduciendo los costos de capital y costos de operación. Este tipo de chancadora puede ser utilizada en la etapa de chancado terciario o después de un molino autógeno, tal como se muestra en los siguientes diagramas de flujo. El producto de esta chancadora se alimenta directamente al molino de bolas. En este caso, constituye el alimento fresco al molino. Alimento

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Agua

Ch. Cónica WF

Ch.Giratoria

Producto

Hidrociclón Ch. Cónica

Pila

Molino de bolas Bomba

Fig. 4.26. Diagrama de flujo mostrando el uso de la Chancadora WF. Grizzly

CH. GIRATORIA

. . . . . . . . . . .

. . . .

. . . .

. . . . .

. . . . . . . . . . . .

. . . . . .

PILA

MOLINO AUTOGENO

Agua

CH.CONICA WF

BOMBA

Zaranda Vibratoria

BOMBA

Fig. 4.27. Diagrama de flujo con una etapa de chancado en Ch. Cónica WF. 35

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

•

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TECNOLOGIA DE CHANCADO ROCK-ON-ROCK (ROCA-CONTRA-ROCA).

La tecnología Rock-on-Rock (Roca contra roca) es un sistema de chancado desarrollado por TIDCO BARMAC que ha revolucionado la industria de agregados y minerales en todo el mundo. La chancadora Tidco Barmac con su alta capacidad y habilidad para producir productos de grado fino tal como para alimento a molinos, alimento a sinterizador o material para operaciones de lixiviación en pila, etc., es una máquina ideal para sustituir altos costos, ineficiencia de chancado y equipo de molienda. Su óptima operación ofrece al operador moderno el control gradual del producto mediante la optimización de las siguientes variables: • • • •

Variación de la velocidad del rotor. Elección de la cavidad anular de la cámara de chancado. Ajuste de la razón de alimento en cascada (solamente en la duopactor). Selección de los diversos tamaños del diámetro del rotor.

La chancadora Tidco Barmac está diseñada para requerimientos bajos en servicio, fácil lubricación y para funcionamiento continuo. Es una excelente unidad de reducción en la etapa de chancado terciario o cuaternario, combinando la acción de chancado y molienda en una sola máquina para el material virtualmente abrasivo, friable o pegajoso. Las características de las chancadoras Barmac son: • • • • • • • • • • • •

Costo de capital competitivo, especialmente cuando se compara con equipos de chancado convencional. Requerimiento bajo de servicio y mantenimiento, costos mínimos de operación y desgaste. Instalación rápida y fácil. Habilidad para el control gradual del producto, maximizando o minimizando la producción de finos. Da un producto de forma mayormente cúbica. Mayor liberación del mineral e incrementa las velocidades de recuperación. Acción de chancado preferencial. Tolera las condiciones de alimentación dificultosa, puede aceptar fácilmente material que las chancadoras convencionales se rehusarían a procesar. Sistema de supresión de polvos internos eficiente y ajustable. Rápido balanceo del rotor. Lubricación con grasa en forma segura y simple. Rango de modelos disponibles para satisfacer cualquier capacidad en aplicaciones de chancado terciario o cuaternario.

Unos de los modelos que más acogida han tenido son: Chancadora Rotopactor y la Chancadora Duopactor. En la chancadora Rotopactor, el material ingresa por la parte superior de la máquina y es acelerado por el rotor forrado de roca que alcanza a más de 90 m/s. El rotor descarga el mineral continua y violentamente a una nube altamente turbulenta contenida dentro de la cámara de chancado donde ocurre la reducción primeramente por el impacto de roca contra roca, luego por atricción y abrasión.

36

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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Fig. 4.28. Esquema de la chancadora Rotopactor. En la chancadora Duopactor, se introduce un segundo flujo de mena mediante un sistema de alimentación en cascada a la cámara turbulenta de chancado, causando un supercargado de población de partículas mejorando la transferencia de energía entre las partículas. Esto, en combinación con las otras variables de diámetro del rotor, velocidad y perfil de la cámara de chancado, proporciona un medio eficiente de control de la acción de chancado y molienda para maximizar o minimizar los finos.

Fig. 4.29. Esquema de la chancadora Duopactor.

RANGO DE CHANCADORAS TIDCO BARMAC. Incluye lo siguiente: •

•

•

•

DUOPACTOR 2400 - tamaño para laboratorio. • Capacidad = 4 a 20 t/h • Tamaño máximo de alimento = 20 mm (3/4”). • Potencia instalada = 7,5 a 15 Kw (10 a 20 HP). DUOPACTOR 4800. • Capacidad = 17 a 75 t/h. • Tamaño máximo de alimento = 30 mm (1 ¼”). • Potencia instalada = 30 a 55 Kw (40 a 75 HP). DUOPACTOR 6900. • Capacidad = 30 a 150 t/h. • Tamaño máximo de alimento. 57 mm (2 ¼”). • Potencia instalada = 55 a 110 Kw (75 a 150 HP). ROTOPACTOR 9600. • Capacidad = 80 a 340 t/h. • Tamaño máximo de alimento = 57 mm (2 ¼”) • Potencia instalada = 150 a 440 Kw (200 a 600HP). 37

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

♦

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CHANCADO CUATERNARIO.

En esta etapa de chancado, la reducción de tamaño de las partículas suele realizarse en la chancadora Gyradisc o de disco giratorio. Esta chancadora normalmente recibe una alimentación menor a 50 mm ( 1 a ½”, máximo 3”) y da un producto de 12 mm (1/2”a m20). El triturador Gyradisc difiere de las chancadoras de cono de tipo convencional porque la conminución de la mena se consigue por un proceso de reducción llamado inter-particular. Este principio de reducción utiliza una combinación de impacto y atrición de una masa de partículas en varias capas, donde un adecuado control de la alimentación, permite un consumo constante de potencia que se necesita para un circuito eficiente. Con este tipo de chancadoras se puede obtener alimentaciones a molinos con un 100% -m3, -m4 y -m5, esto se logra debido a que el ángulo del revestimiento inferior es menor que el ángulo de reposo de la mena, así que cuando el revestimiento está en reposo, la mena no resbala.

Fig. 4.30. Esquema de la chancadora Gyradisc. 4.3.2.

CONSUMO DE ENERGIA EN CHANCADO.

La energía consumida en el chancado de menas puede determinarse mediante pruebas de triturabilidad que mide la energía requerida para chancar una mena con muestras de 50 y 75 mm. Esta se expresa como índice de trabajo, Wi, que es importante para la selección de chancadoras; tipos, tamaño, carrera de la excéntrica, abertura de descarga (set) y tamaño del motor. Esta energía requerida se determina a partir de pruebas de laboratorio en las que se mide la fuerza de impacto que se define como:

Ei =

2 Mh c

(4.22) Donde: Ei M h c 38

= = = =

Fuerza de impacto dada en Kiloponds-m/cm. Es el peso de cada martillo en Kiloponds. Altura de caída del martillo para fracturar la roca, en m. Dimensión de la roca de prueba, en cm.

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F.C. Bond relacionó esta fuerza de impacto con el índice de trabajo a través de la siguiente fórmula empírica:

Wi =

47,6 Ei

ρ

(4.23) Donde: ρ

= Densidad del sólido, en g/cm3.

Lógicamente, este no es el único método, existen en la literatura otros métodos unos más exactos que otros. Una tipificación del mineral en relación de la dureza y el índice se da en el siguiente tabla: Tabla 4.2. Relación de dureza y Wi. Descripción Muy blando Blando Medio Duro Muy duro Extremadamente duro

Wi límite 8 8 - 12 12 - 16 16 - 20 20 - 24 > 24

Luego la energía requerida para triturar una determinada cantidad de material está dada por la fórmula de Bond:

 1 W = 11Wi  −   P80 (4.24)

1   F80  

Donde: W Wi 11.

4.3.3.

= Energía consumida, en Kw-h/t. = Indice de trabajo, en Kw-h/t. = Es el factor de conversión de tonelada corta a tonelada métrica.

PROPOSITO DEL CHANCADO.

En toda Planta Concentradora los propósitos principales que tiene la etapa de chancado son: • • • • • • • • •

Facilidad para el transporte de la mena. Producción de partículas con tamaños y formas requeridas. Liberación de un mineral específico como una etapa en la separación de valores de la mena. Preparación de la mena para el ataque químico. Preparación de la mena a una granulometría conveniente para el procesamiento gravimétrico. Grandes capacidades por máquina. Bajo consumo de energía. Bajo costo de mantenimiento. Alta continuidad en la operación.

4.3.4.

CIRCUITOS DE CHANCADO.

39

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En una Planta Concentradora, la sección de chancado debe estar necesariamente constituida por dos o más etapas de reducción de la mena, en forma adecuada acorde a los costos de energía y de operación, que resultan de una selección adecuada de las máquinas, operación correcta en concordancia con las condiciones de chancado y planeamiento apropiado de mantenimiento. Como se decía anteriormente, el número de etapas de chancado está limitada a un número: El radio de reducción R80 el se define como la relación de la abertura de malla teórica, que podría pasar el 80% de la alimentación y del producto de una máquina de chancado o molienda. Esto implica tomar una muestra tanto del alimento como del producto de la chancadora y luego someterlo a análisis granulométrico. El gráfico de la figura 4.31, indica los puntos de muestreo de donde se deben tomar las muestras para mediante el análisis granulométrico nos permita determinar lso valores del F 80 y del P80 para la evaluación del R80 de una máquina de chancado. Esta operación se realiza en cada una de la etapas de circuito de chancado, que además de lo anterior nos permite evaluar el rendimiento operacional de cada máquina.

Fig. 4.31. Puntos de muestreo y determinación gráfica del F80 y del P80. Del gráfico se obtienen los valores de P80 y F80 en micrones, luego se puede calcular el radio de reducción al 80% de la siguiente expresión:

R80 =

F80 P80

(4.25)

A manera de ejemplo; para el tratamiento de una mena de mina de tajo abierto, donde el tamaño máximo es de 1524 mm y se requiere reducir a 12,7 mm, el R 80 total de chancado será:

1524 = 120 12,7 Este grado de reducción debe ser conseguido gradualmente en varias etapas: Si tomamos: R1 para Ch. Primario = 6 R2 para Ch. Secundario = 8 R80 =

Tendríamos: R80 = R1 x R2 = 6 x 8 = 48 Este valor no alcanza a 120. Ahora, si tomamos: R1 = Ch. Primario R2 = Ch. Secundario 40

= 6 = 5

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I R3 = Ch. Terciario

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= 4

Tendremos: R80 = R1 x R2 x R3 = 6 x 5 x 4 = 120 Este es un valor más razonable puesto que tendríamos lo siguiente: Chancado primario:

F80 = 1524 mm (60”) P80 = 254 mm (10”) R80 = 6

Chancado secundario:

F80 = 254 mm (10”). P80 = 50,8 mm (2”) R80 = 5

Chancado terciario:

F80 = 50,8 (2”) P80 = 12,7 mm (1/2”) R80 = 4

Del mismo modo, para un mineral muy duro con un Wi = 22, cuyo tamaño es de 254 mm a 3.175mm, (10” a 1/8”).

R80 =

254 = 80 3,175

Tomemos: R80 = R1 x R2 xR3 x R4 = 2,5 x 2,0 x 2,67 x 6 = 80,1 •

Chancado primario: F80 = 254 mm (10”) P80 = 101,6 mm (4”) R80 = 2,5

•

Chancado secundario: F80 = 101,6 mm (4”). P80 = 50,8 mm (2”). R80 = 2

•

Chancado terciario: F80 = 50,8 mm (2”) P80 = 19,05 mm (3/4”) R80 = 2,67

•

Chancado cuaternario:

F80 = 19,05 mm (3/4”) P80 = 3,175 mm (1/8”) R80 = 6 Como podemos ver, esto nos da la idea de cómo podemos determinar el número de etapas, lo cual es básico para el dimensionamiento y selección de la chancadora más adecuada. Sin embargo, la tecnología moderna permite eliminar las tres últimas etapas y ser reemplazadas por un molino autógeno o semi-autógeno. En el circuito de chancado convencional, generalmente se suele instalar en circuito cerrado con una criba o zaranda vibratoria. A continuación se muestran algunos diagramas de flujo más comunes en cualquier sección de chancado (fig. 4.32 y 4.33). Problema 4.1. En una Planta Concentradora en su sección de chancado primario se tiene una chancadora de quijada con 75 HP instalados y recibe una alimentación de 65 t/h. Al efectuarse el 41

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análisis granulométrico de alimento y producto se obtuvo un F 80 = 337 440 µm y P80 = 152 400 µm. El mineral tiene un índice de trabajo promedio de Wi = 13,75 Kw-h/t. Calcular: 1. 2. 3. 4.

Potencia consumida por la máquina. Índice de reducción, R80. Tonelaje máximo a tratar. Rendimiento del motor Mineral de mina

. . . . . . . . . . .

. . . . . . . . . . . . . . .

. . . .

. . . . . . . . . . . .

Locomotora

109 9

SP CC

Gryzzly Ch. Giratoria

Pila

Chancado primario

Chancado secundario Zaranda vibratoria Ch. Cónica estándar

Chancado terciario Zaranda Vibratoria

Ch. cónica cabeza corta

A Tolva de finos

Fig. 4.32. Circuito abierto de chancado en 3 etapas

42

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Mina Locomotora 10 9S P9

C C

Tolva de Gruesos

Alimentador Chancado primario Criba fija Chancado secundario Chancado terciario Zaranda vibratoria Ch.Cónica Estándar

Ch.Cónica Cabeza corta

Zaranda vibratoria

Tolva de finos

Fig. 4.33. Circuito de chancado con tres etapas y con circuito cerrado en la tercera etapa. SOLUCION. Sea el diagrama Alimento

F80 = 337 440 µm MOTOR HP = 75

P80 = 152 400µm Producto a) Cálculo de la potencia consumida. Datos: Wi = 13,75 Kw-h/t F = Alimento = TR = 65 t/h Utilizando la fórmula de Bond, tenemos:

  1 1 Kw − h W = 11x13,75 −  = 0,127 t 337440   152400 W = 0,127

Kw − h t 43

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Luego la potencia consumida es: Pc = W x TR = 0,127

Kw − h t x 65 = 8,255 Kw t h

Pc = 8,255 Kw. b) Calculo del índice de reducción Está dado por:

R80 =

F80 P80

=

337440 = 2,21 152400

c) Cálculo del tonelaje máximo a tratar. La potencia del motor en Kw es:

Pm = 0,7457

Kw Kw xHP = 0,7457 x75 HP = 55,93Kw HP HP

Entonces, el tonelaje máximo a tratar será:

Tmáx =

55,93Kw t = 440,15 Kw − h h 0,127 t

Tmáx = 440,15 t/h d) Cálculo del rendimiento del motor

Rm =

8,255 x100 = 14,76% 55,93

Rm = 14,76 %. Problema 2. Calcular la energía consumida para triturar 600 tc de mineral de Pb-Zn por día, si el motor de la chancadora trabaja bajo las siguientes condiciones: Voltaje : 440 voltios. Amperaje : 228 Am Cosϕ : 0.8 Nota: Estos datos están en la placa del motor, pero no son útiles para cálculos reales, en consecuencia estos deben ser medidos con un multitester de alicate en cada cable (3, trifásico). Como es el caso de este problema son datos de Planta u operativos. SOLUCIÓN. En este caso, para determinar el consumo de energía utilizamos las siguientes expresiones:

P=

3 xVxIx cos ϕ 1000

P T Reemplazando datos tenemos: W =

44

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

P=

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3 x 440 x 228 x 0,8 =139,007 Kw 1000

P = 139,007 Kw.

139,007 Kw Kw − h = 5,560 tc tc 25 h Kw − h W = 5,560 tc W =

4.3.5.

OPERACIÓN DE CIRCUITOS DE CHANCADO.

A través de mi andar por las Plantas Concentradoras del País, he podido notar que es importante tener algunos criterios, que coadyuven con la buena operación del circuito de chancado. Estos son:   

 

     

 

Conducir la operación con un estricto orden, limpieza y seguridad, localizando debidamente los puntos de riesgo. Verificar que las distintas máquinas tengan un ciclo regular de mantenimiento y en forma diaria la lubricación y engrase. Verificar la existencia y buen funcionamiento de los electroimanes y detectores de metales con capacidad suficiente para evitar que trozos de barrenos, combas u otros elementos férreos lleguen a las chancadoras. Verificar que el sistema colector de polvos esté operativo al 100% a fin de conservar la vida de las personas y la conservación de los equipos. Verificar constantemente el estado de las partes molturantes de las chancadoras y de las fajas de transporte, a fin de asegurar una operación de uno o dos turnos de operación, dando la capacidad suficiente de la sección de molienda. El personal de contar con los instrumentos de seguridad para evitar contratiempos o accidentes. En caso de parada programada o intempestiva, el arranque de las máquinas debe hacerlas los operarios capacitados y responsables de esta sección. Se debe contar con líneas de acceso de aire y agua a presión adecuadamente identificados con los códigos de colores de seguridad vigentes. El acceso a las tolvas debe ser seguro y protegido, utilizando correas de seguridad y líneas de resistencia adecuada. Identificar los puntos críticos en esta sección y señalizarlos para evitar accidentes. Para la evaluación operacional de esta sección, los puntos de muestreo más difíciles son las descargas de la zarandas, por lo que se debe de dotar de compuertas adecuadas que permitan obtener buenas muestra y evitar accidentes. Verificar la temperatura de los reductores y motores, pues de haber sobrecalentamiento indica que están trabajando sobrecargados o que están a punto de malograrse. Todas las partes móviles de los equipos deben estar debidamente protegidos con mallas de seguridad.

4.4.

CRIBADO DE MINERALES. 45

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El Cribado, en procesamiento de minerales, se puede definir como una operación metalúrgica auxiliar que consiste en la separación o clasificación de una mezcla de partículas de mena de diferentes tamaños en dos o más fracciones, cada una de las cuales estará formada por partículas de tamaño más uniforme que la mezcla original. Alimento

Alimento Productos gruesos 1 2

Producto grueso

3

1

2 Producto fino 4 Producto fino

Fig. 4.34. Esquema de cribado de dos y cuatro productos Esta operación de cribado que se realiza en máquinas con superficies perforadas (malla) se aplica en la sección de chancado con el fin de aumentar la capacidad de las chancadoras y evitar el paso de material más fino que el de la abertura de descarga de las chancadoras. Esta operación como habíamos dicho anteriormente, en su forma más simple origina dos productos, uno de partículas más gruesas que la abertura de la malla, denominado gruesos o rechazo (Over size) y otro de tamaño de partícula menor a la abertura de la malla, denominada finos o pasante (Under size). Alimento (Feed)

Malla, 3/4"de abertura + 3/4" - 3/4"

Finos Under size

Gruesos (Over size)

Gráficamente esta operación se puede explicar con el siguiente esquema, el cual está en función del espesor de material sobre la criba (Figura 4.35).

Fig.4.35. Las tres regiones principales que ocurren a lo largo de la malla de la criba. Generalmente se ha aceptado que existen tres regiones distintas de flujo al aumentar la carga de partículas sobre la malla de la criba. En la primera sección de la malla se produce la estratificación y 46

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el cribado no es efectivo, esto debido a la baja rapidez de flujo por lo que las partículas tienden a tener un movimiento irrestricto excesivo y porque no se está utilizando en su totalidad la superficie de la malla cribante. En la segunda región, la separación entre gruesos y finos es más efectiva, debido a que por lo menos ya existe una monocapa de partículas sobre la superficie y por ende hay una máxima velocidad de flujo, mínima acción de rebote de las partículas, haciendo que las partículas de paso potencial tengan una máxima exposición a la abertura de la malla. En la tercera región, las partículas tienen mayor dificultad para ser clasificadas debido a que se encuentran mucho más cerca en tamaño, a la abertura de la malla, siendo su probabilidad de atravesarla mucho menor. Esta zona es la que define o determina el tamaño de corte de la criba y su eficiencia. La estratificación del alimento a la criba es efectiva si la altura de la cama es la adecuada, de modo que si es excesiva, habrá una mala clasificación, de ahí que en la práctica se recomienda una altura en la descarga de la criba no sea mayor a 4 veces la abertura de la malla para un material de 1,6 t/m 3 de densidad y de tres veces para un material de 0,8 t/m 3. Sin embargo, ello dependerá de la variedad de menas a ser tratadas, de las características mineralógicas y de sus distribuciones granulométricas. ♦

EQUIPO

DE CRIBADO.

En la industria del procesamiento de minerales, el equipo utilizado en el cribado es una criba que consiste de una malla, la cual puede ser de una plancha de acero perforada o de alambre tejido de alta resistencia a la abrasión y al impacto; una estructura metálica que soporta a la malla y bordes de altura adecuada para mantener el mineral sobre la superficie de la malla y un sistema de accionamiento, que en algunos casos sólo la fija y en otros es un eje excéntrico conectado a un motor eléctrico que le da un movimiento característico. Sistema que provee el movimiento del equipo cribante

Estructura metálica que soporta a la malla

Malla cribante Base de anclaje de la máquina cribadora

La criba es de dos pisos

Fig. 4.36. Esquema de una criba. 4.4.1.

TIPOS DE CRIBAS.

En procesamiento de minerales, el equipo de cribado puede en general clasificarse en dos tipos: • Cribas estacionarias o fijas. • Cribas dinámicas o móviles. A. CRIBAS ESTACIONARIAS. 47

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Las cribas fijas se utilizan generalmente en clasificación de partículas gruesas en la primera etapa de chancado en seco y en húmedo en la molienda y se caracterizan por la forma que las partículas toman contacto con la superficie cribante, es decir su pendiente. Las máquinas más utilizadas de este tipo son: • • ♦

Criba de parrilla o grizzly. Criba curva o D.S.M.

Criba de parrilla.

Esta criba (grizzly) se caracteriza por su malla que está hecha de barras de acero paralelas de sección trapezoidal, dispuestos con la base mayor hacia arriba, de modo que el material alimentado, no se obstruya en ellas y el desgaste sea compensado por la base de mayor sección. Estos equipos son de gran capacidad y varían de acuerdo a la inclinación que va de 35 ° a 45°, el cual generalmente se instala antes de la chancadora primaria. Su eficiencia es baja y su abertura puede ser menor o igual a la abertura de descarga de la chancadora. Estos equipos por ser estáticos se obstruyen fácilmente siendo mayor cuando el mineral viene con bastante humedad. En algunos casos estos equipos son animados por un motor y un eje excéntrico convirtiéndolos en vibratorios. Estos se pueden observar en la figura 4.37

Fig. 4.37. Grizzlies vibratorios. ♦

Criba curva.

Este clase está representada por la criba D.S.M. (Dutch States Mines). Se caracteriza por tener una malla constituida por rejillas paralelas de acero, de sección trapezoidal, formando una superficie curva en un arco aproximado de 60°. Este equipo trabaja con pulpas y puede realizar separaciones en tamaños finos, lográndose cortes hasta de 50 micrones y la capacidad es hasta 180 m 3/h por cada metro cuadrado del área. La principal variable de aplicación es la velocidad de flujo de la pulpa. Estas cribas curvas se aplican en la molienda en circuito cerrado de menas de mineral pesado, permitiendo reducir la sobremolienda de estos.

Fig. 4.38. Criba D.S.M. B. 48

CRIBAS DINAMICAS.

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En estas cribas se favorece la estratificación de las partículas mediante el movimiento de la superficie cribante. Se clasifican en: • • ♦

Cribas rotatorias. Cribas vibratorias.

Cribas giratorias.

Uno de los aparatos más antiguos que se conocen en este tipo Cribas es el trómel, el cual es una criba giratoria de forma cilíndrica que conforma la malla clasificadora que puede ser de plancha perforada o alambre tejido. Este equipo trabaja tanto en húmedo como en seco. Se utiliza generalmente en la sección de chancado cuando la mena contiene mucha humedad y finos arcillosos, también en el rebose de molinos de bolas. El trómel maneja material desde 55 mm hasta 6 mm y aun se pueden manejar tamaños más pequeños bajo condiciones de cribado en húmedo. Ver figura 4.39. Unas de sus desventajas es el rápido desgaste de la malla y la poca capacidad.

Fig. 4.39. Esquema de una criba giratoria trómel. El trómel tiene un eje inclinado, cuya inclinación varía de 4° a 10°, en función de la aplicación y del material utilizado. Pueden ser utilizados en húmedo o en seco. ♦

Criba vibratoria.

La criba vibratoria es el equipo de cribado que más se emplea en procesamiento de minerales y por tanto existe una gran variedad que pueden clasificarse de acuerdo con: • •

El movimiento vibratorio real de la superficie de cribado. El lugar en que se aplica el movimiento vibratorio. 49

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I • • •

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La forma en que se genera el movimiento. La naturaleza de la superficie de cribado. La forma en que está sostenida la criba.

Una criba vibratoria está por lo tanto constituida de una malla que puede ser de alambre tejido o de planchas perforadas, montada en una armadura metálica que vibra a gran velocidad - 1000 a 3600 ciclos/min. - con oscilaciones de 1/8”a ½” que originan movimientos circulares, elípticos o de vaivén en un plano oblicuo a la superficie de la criba; este movimiento permite que las partículas puedan estratificarse y entrar en contacto con la superficie cribante y al mismo tiempo que el material pueda avanzar sobre la superficie de la malla. Generalmente estas cribas pueden instalarse en forma horizontal o inclinada. El movimiento de la superficie cribante en una criba horizontal ocurre en dirección oblicua a ésta, el cual produce el avance del material y por ello se le utiliza en operaciones de desaguado. Esto se puede ver en la figura 4.40.

Fig. 4.40. Movimiento de la partícula en una criba horizontal. Las cribas vibratorias inclinadas son aquellas en las que la superficie se instala con una pendiente que puede oscilar entre 15° y 35°. El movimiento puede ser elíptico o circular el cual origina la clasificación y desplazamiento de la mena, tal como se muestra en la figura 4.41.

Fig. 4.41. Movimiento de una partícula en una criba inclinada.

Fig. 4.42 - Cribas vibratorias de uno y dos pisos con malla cribante inclinada. En una criba vibratoria, el movimiento vibratorio puede ser originado por (figura 4.42): • • • 50

Mecanismo de excéntrica. Mecanismo por solenoide. Mecanismo de pesos desbalanceados y vibrador mecánico.

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El movimiento por mecanismo de excéntrica, se utiliza para aparatos que trabajan con partículas gruesas mayores a 1 ½”. El movimiento originado por pesos desbalanceados y un vibrador mecánico se utiliza para rangos de tamaños menores a 1 ½” y es bastante efectivo hasta la malla 28. El movimiento originado por vibraciones eléctricas producidas por solenoides, casi no se usan en procesamiento de minerales. 4.4.2.

PROPOSITO DEL CRIBADO.

La operación de cribado, en toda Planta Concentradora o de Procesamiento de minerales, tiene los siguientes propósitos: • • • •

Evitar que la mena triturada en forma incompleta, ingrese a la siguiente operación unitaria, aumentando así su capacidad y eficiencia. Extraer el material más pequeño que cierto tamaño especificado del alimento a una operación unitaria. Seleccionar materiales dentro de grupos específicos de tamaños de productos terminados. Proveer un adecuado rango de tamaño de alimento a cualquier otra operación unitaria.

4.4.3.

VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA OPERACIÓN DE CRIBADO.

Debido a que hay muchas variables interrelacionadas directa o indirectamente entre el chancado y el cribado de menas, no es tan fácil predecir en forma categórica la capacidad o la eficiencia de cribado de una Planta en operación o de una futura instalación. Ello conlleva a efectuar las evaluaciones correspondientes para cada mineral que se trate y el equipo de cribado que se utiliza. Como hemos visto que las cribas vibratorias son las máquinas que han encontrado mayor uso en las Plantas Concentradoras, nos permitiremos identificar las principales variables operativas que influyen en su operación y control. Para su mejor entendimiento y manejo, las clasificaremos en: 1. Variables relacionadas con las características de la criba. 2. Variables relacionadas con las características de la mena. 3. Variables relacionadas a la operación. A. Variables relacionadas con las características de la criba. Las principales son: •

Tipo de malla.

Su elección es siempre un problema latente para cada mena, pero mínimamente debe cumplir con los requerimientos de tamaño de corte de separación y de resistencia a la abrasión y vibración. En el mercado encontramos mallas de tres clases: a. De placas perforadas que pueden ser de acero al manganeso, inoxidables o de caucho las cuales han resultado ser más durables y menos ruidosas, etc. aunque de mayor costo inicial. b. De mallas metálicas que pueden ser de acero alto carbono, acero galvanizado, etc. Son recomendadas para partículas menores a 1 ½”. c. De barras paralelas que pueden ser de acero al manganeso, inoxidable o caucho. Estas cribas generalmente se utilizan en la clasificación de partículas muy grandes tales como las cribas estacionarias o las vibratorias denominadas grizzlies. •

Relación entre el área abierta y el área total de la superficie cribante.

La oportunidad de pasar a través de la abertura de la criba es proporcional al porcentaje de área abierta de la malla de la criba dispuesta al mineral, la cual se define como la relación del área neta de las aberturas al área total de la superficie de cribado. Entre más pequeña sea el área ocupada por el mineral en la malla, tanto más grande será la oportunidad de que una partícula alcance una abertura, pero, el diámetro del alambre será menor, por consiguiente, menos resistente a la abrasión. El tamaño de la criba se identifica ancho x largo (A x L = 4’ x 8’). Aquí la dimensión A se regula de modo 51

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que el lecho de partículas tenga una altura adecuada, mientras que la dimensión L regula el tiempo de retención de las partículas de mena, generalmente varía de 1,6 a 3 veces A. •

Amplitud de oscilación y frecuencia.

Resulta ser un factor importante porque determina el número de saltos que una partícula realiza sobre la malla es la amplitud de las vibraciones, la cual influye sobre la eficiencia aumentándola, puesto que reduce el cegamiento y se induce la segregación de la mena alimentada, permitiendo que los finos pasen a través del lecho de alimentación hasta la superficie de la malla. En consecuencia, en el cribado de partículas grandes se necesitan amplitudes grandes y frecuencias bajas mientras que las partículas pequeñas se procesan con amplitudes menores y frecuencias de vibración altas. Amplitudes de vibraciones muy altas hace que las partículas realicen pocos saltos sobre la malla y amplitudes de vibración bajas originan atoros y desclasificación, por consiguiente una reducción en capacidad y eficiencia. Ello conlleva a que en esta operación debe existir una adecuada concordancia entre la amplitud y la oscilación, de modo que la partícula se exponga adecuadamente sobre la superficie abierta de la malla.

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Fig.4.43. Mallas de alambre de diferentes aberturas pero de área abierta similar B. Variables relacionadas a la característica del mineral. •

Análisis granulométrico del alimento.

La distribución de tamaños de partículas del alimento a la criba afecta tanto la capacidad como la eficiencia de cribado puesto que el porcentaje de partículas de tamaño crítico (partículas de tamaño cercano a la abertura de la malla), determina la facilidad de cribado. En consecuencia, las partículas comprendidas entre el 0,75 y 1.25 de la abertura de la malla son las que mayores dificultades originan en el cribado, por consiguiente, si la proporción de este material fuera considerable, la capacidad de la criba caería ostensiblemente y sería necesario incrementar el tiempo de retención del mineral. La forma de las partículas también es un factor importante en el cribado, por ejemplo las partículas alargadas tienden a obstruir las aberturas de la malla, reduciendo su eficiencia. •

Humedad superficial de la mena.

La humedad presente en la mena está compuesta mayormente de agua absorbida sobre la superficie de las partículas de la mena y cuanto más pequeña son presentan más humedad y esta humedad origina que estas partículas se adhieran a las partículas gruesas, impidiendo la estratificación y por lo tanto, el cribado. 53

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En casi la mayoría de minas hay agua y también épocas de la lluvia que de todas formas humedecen al material, por consiguiente, la humedad de la mena es un problema que está latente en toda Planta Concentradora. En consecuencia si la humedad es mayor al 4%, su influencia es nociva, porque origina cegamiento de la malla y en casos extremos produce cementaciones sobre el alambre de la malla. C. Variables relacionadas a la operación. Entre las más utilizadas son: •

Pendiente de la malla.

La inclinación de la malla tiene una influencia directa sobre la capacidad de la criba, puesto que a mayor pendiente, mayor capacidad, pero ello influye negativamente sobre la eficiencia y reduce el tiempo de retención de la mena sobre la malla. Para una operación normal, la inclinación de la malla oscila entre 15° a 35°; los ángulos mayores a 25° se utilizan para una mena liviana y fina, mientras que las partículas grandes y pesadas se procesan en mallas con inclinación de 15° a 25°. Ángulos menores a 15° sólo se utilizan en el cribado en húmedo. •

Capacidad y eficiencia.

La capacidad y eficiencia de una criba son variables que guardan generalmente una relación inversa, es decir, un aumento en capacidad probablemente signifique una caída en su eficiencia de separación. La capacidad es simplemente la cantidad de mena que se alimenta por unidad de área de superficie de cribado de la criba en la unidad de tiempo, pero este concepto carece de valor si no se le relaciona con la eficiencia. La eficiencia que es propia de cada capacidad, está determinada por el grado de perfección de separación de la mena en fracciones de tamaño superior o inferior a la o las dimensiones que regulan las aberturas de las mallas. Sin embargo para su determinación aún no se ha aceptado universalmente un método, pero hay métodos que cada fabricante ha adoptado, tal como el de la Allis Chalmers, la cual toma una muestra de las partículas más gruesas de la abertura de la malla (oversize) que es analizada en el laboratorio, para su dimensionamiento y cálculo del porcentaje de finos desplazados donde el porcentaje de las partículas menores (undersize) se restan de 100. Esto es: Ec = 100 - (% de finos en el rechazo) O en forma equivalente tenemos:

Ec =

Wo x100 Wvo

(4.26) Donde: Ec Wo Wvo

= Es la eficiencia de extracción de finos. = Peso de gruesos producido. = Peso verdadero de gruesos en el alimento, tal como se ha determinado en el laboratorio.

Esto es cuando la eliminación de finos es el parámetro de control. Por otro lado, si el parámetro de control fuera la recuperación de finos, se puede utilizar las siguientes fórmulas: Ec o 54

=

Peso del alimento que va al pasante -------------------------------------------------- x 100 Peso de pasante en el alimento

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E c = 10000 x

[ F ( x) − F ( x) ] F ( x ) [ 100 − F ( x ) ] F

O

F

(4.27)

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O

Donde: Ec F(x)F F(x)O

= Eficiencia de recuperación de finos. = Porcentaje de finos en el alimento. = Porcentaje de finos en el producto grueso.

PROBLEMA. Para evaluar la eficiencia de cribado de una zaranda vibratoria de una sola malla y con abertura de 1 pulgada, se tomó muestras de los puntos que se muestran en el diagrama. El análisis granulométrico de las muestra arrojó los resultados que se muestran en el siguiente cuadro: Abertura de malla en pulg.

Alimento a la criba f(x)F 1

Gruesos de la criba f(x)O 2

Finos de la criba f(x)U 3

5,10 12,60 27,30 25,8 16,40 12,8 100,00

11,10 21,40 37,3 19,8 7,30 3,10 100,00

28,50 21,60 49,90 100,00

2 ½” 2” 1 ½” 1” ¾” ½” -1/2”

Determinar la eficiencia de clasificación de la zaranda. Solución. Se el siguiente diagrama. Alimento

1 2

Gruesos

3 Finos

A partir de los datos dados por el problema construimos el cuadro 2. Cuadro 2. Análisis granulométrico de alimento y productos de la zaranda vibratoria. Malla. en pulgadas 2 ½” 2” 1 ½” 1” ¾” ½” - ½”

Alimento a la criba 1 f(x)F F(x)F 100,00 5,10 94,90 12,60 82,30 27,30 55,00 25,80 29,20 16,40 12,80 12,80

Gruesos o rechazos 2 f(x)O F(x)O 100,00 11,10 88,90 21,40 67,50 37,30 30,20 19,80 10,40 7,30 3,10 3,10

Finos o pasantes 3 f(x)U F(x)U

28,50 21,60 49,90

100,00 71,50 49,90

El corte que realiza la zaranda es a 1”. En consecuencia, de la fila de 1” tomamos los valores de: 55

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F(x)F = 55,00 F(x)O = 30,20 Cálculo de la eficiencia de cribado. Estos datos reemplazamos en la fórmula 4.27 y obtenemos:

[ 55,00 − 30,20] = 64 ,60% 55,00[ 100 − 30,20] E c = 64,60%. E c = 10000 x

Una forma de deducir la fórmula de cálculo de la eficiencia de cribado es el que se da a continuación, de acuerdo al diagrama de la figura 4.44. Alimento (Feed) F; t/h

Gruesos o rechazo (Oversize) O; t/h

Finos o pasante (Undersize) U; t/h

Fig. 4.44. Alimento y productos en una criba. Consideremos la criba de la figura 4.44 que recibe un alimento de F t/h de mena y da dos productos, uno grueso o rechazo de O t/h y uno fino o pasante de U t/h. Sea: G(x)F

= La fracción de mena arriba del tamaño de corte en el alimento, (Feed).

G(x)O

= La fracción de mena arriba del tamaño de corte en el rechazo, (Oversize).

G(x)U

= La fracción de mena arriba del tamaño de corte en los finos o pasante, (Undersize).

Balance de masa en la criba. F = O + U

(4.28)

Balance de masa de mena gruesa. F G(x)F = O G(x)O + U G(x)U

(4.29)

Balance de masa de mena fina. F [1 - G(x)F] = O [1 - G(x)O] + U [1 - G(x)U]

(4.30)

Ahora, en función del material grueso, tenemos de (4.28) U = F - O

(4.31)

Reemplazando (4.31) en (4.29) obtenemos: F G(x)F = O G(x)O + (F - O) G(x)U Desarrollando y despejando O/F se obtiene:

56

(4.32)

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O G( x) F − G( x) U = F G( x) O − G ( x) U (4.33) del mismo modo, en función de los finos, se tiene U = F - O

(4.34)

Que al ser reemplazado en (4.29) y desarrollado se obtiene

U G( x) O − G( x) F = F G( x) O − G( x)U (4.35) Ahora, la recuperación de material grueso en el producto grueso de la criba estará dada por:

EG =

[ [

G( x) F − G ( x)U OG ( x ) O G( x) O = x FG ( x ) F G( x) F G( x) O − G( x)U

] ]

(4.36)

Del mismo modo, la recuperación de finos en el producto fino de la criba estará dada por:

EF = (4.37)

[ ] = [ 1 − G( x) ] x [ G( x) F[ 1 − G( x) ] [ 1 − G( x) ] [ G( x)

U 1 − G( x)U

U

O

− G( x) F

F

F

O

− G( x) U

] ]

Luego la eficiencia total efectuada por la criba estará dada por el producto de las ecuaciones (4.36) y (4.37). Esto es:

E T = E G xE F =

[ [ G( x)

G( x) O G( x) F − G( x)U G( x) F

(4.38)

O

− G( x)U

] x [ 1 − G( x) ] [ G( x) ] [ 1 − G( x) ] [ G( x) U

O

− G( x) F

F

O

− G( x) U

] ]

Si no hay aberturas deformadas o quebradas en la superficie de la malla, la cantidad de mena gruesa en los finos es muy baja, es decir, generalmente es cero (G(x) U = 0), por lo tanto la ecuación (4.38) se transforma en:

ET = (4.39)

G( x) O − G( x) F

[

G( x) O 1 − G( x) F

]

Esta fórmula se utiliza mucho e implica que la recuperación del material grueso en el rechazo es del 100%. Ahora, empleando los datos del problema anterior tenemos que G(x)F = 1 - F(x)F = 1 - 0,55 = 0,45 G(x)O = 1 - F(x)O = 1 - 0,302 = 0,698 Reemplazando estos valores en la fórmula (4.39) tenemos

0,698 − 0,45 = 0,6460 x100 = 64,60% 0,698(1 − 0,45) E T = 64,60%. ET =

4.4.4. CARGA CIRCULANTE EN CIRCUITOS CERRADOS DE CHANCADO-CRIBADO. 57

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El término Carga Circulante, en Procesamiento de Minerales, se define como el tonelaje de mineral que retorna a una etapa de una operación o un proceso metalúrgico. En la selección de equipos de chancado-cribado, preparación de diagramas de flujo y diseño de Plantas Concentradoras, es necesario calcular la carga circulante, que generalmente se suele utilizar en la última etapa de chancado. Básicamente hay dos tipos de circuitos cerrados: • Circuito cerrado regular o normal. • Circuito cerrado inverso. Tipo I. Circuito cerrado normal. Este circuito obedece al siguiente diagrama de flujo dado en la figura 4.45. Alimento

Carga circulante Chancadora cónica

Zaranda vibratoria de un solo piso Producto fino

Fig. 4.45. Circuito cerrado normal. Donde la carga circulante se puede calcular haciendo uso de la siguiente fórmula:

 100 x100 x100  R1 =  − 100   E .Y (4.40) Donde: R1 = Tonelaje de carga circulante como % del tonelaje alimentado, F. E = % de eficiencia de la zaranda vibratoria. Y = % del pasante en la descarga de la chancadora. Tipo II. Circuito cerrado inverso (CCI). Este circuito cerrado de chancado-cribado obedece a siguiente diagrama de flujo dado en la figura 4.46. Aquí la carga circulante se puede determinar haciendo uso de la siguiente expresión:

R2 = (4.41) 58

1 Y

100 x100 x100  − 100Z   E  

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Donde: R2 = % de carga circulante con respecto al alimento, F. Y = % de pasante en la descarga de la chancadora. Z = % de pasante en el alimento al circuito. Como podemos ver, resulta importante resaltar la interdependencia de la carga circulante con la eficiencia y con ello, la capacidad.

Fig. 4.46. Diagrama del circuito cerrado inverso. PRBLEMA. Al circuito cerrado inverso de Chancado-Cribado secundario de una Planta Concentradora se alimenta 200 t/h, producto del chancado-cribado primario, cuyo muestreo y análisis granulométrico se da en el siguiente cuadro: Abertura de malla pulgadas 1 ½” 1” ¾” ½” ¼” -1/4”

mm 38,00 25 19 12,7 6,3 -6,3

F(x) % Acum. Pasante 100,00 98,00 92,00 65,00 33,00 ---

La zaranda vibratoria tiene una malla de 12,7 mm de abertura con una eficiencia del 95%. Los rechazos de la zaranda se alimentan a una chancadora de cono estándar cerrada a 12,7 mm, cuyo producto o descarga contiene 75% - 12,7 mm. El producto de la zaranda constituye el producto final de chancado. Determinar: a) El porcentaje de carga circulante. b) El tonelaje de carga circulante. c) El tonelaje de alimento compuesto a la zaranda. SOLUCION Sea el siguiente diagrama de flujo.

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a) Cálculo del porcentaje de carga circulante. Reemplazando datos en la fórmula 4.41, obtenemos:

R2 =

1 100 x100 x100  − 100 x65 = 53,68%  75  95 

R2 = 53,68 %. b) Cálculo del tonelaje de carga circulante. Reemplazando datos en la fórmula tenemos:

Cc =

R2 F 53,68 x 200 t = = 107,36 100 100 h

Cc = 107,36 t/h c) Cálculo del alimento compuesto a la zaranda o criba vibratoria. El alimento compuesto a la zaranda está por: Fc = F + Cc = 200 + 107,36 = 307,36 t/h. Fc = 307,36 t/h.

4.4.6.

DIMENSIONAMIENTO DE CHANCADORAS Y CRIBAS.

El dimensionamiento de los equipos principales y auxiliares de la etapa chancado, son importantes para el Ingeniero Metalurgista, por que su conocimiento lo hace más completo en este aspecto, pues para ello no solo debe conocer la ingeniería del proceso sino el tipo y marca de los equipos, fabricantes, material del que están fabricados, costos y el sistema de control de operación. En esta parte nos ocuparemos del dimensionamiento y selección de los equipos más adecuados para la etapa de chancado de una Planta Concentradora. 4.4.6.1.

DIMENSIONAMIENTO DE CHANCADORAS.

Para el dimensionamiento de Chancadoras debemos tener en consideración mínimamente dos factores: a. La especificación de la trituradora que será la adecuada para tratar un determinado tonelaje de mineral, el cual debe estar en función del tamaño de partícula de mineral a alimentarse y del producto a obtenerse. En otras palabras, la capacidad horaria de la máquina. b. La potencia del motor en Kw o en HP que debe accionar a la chancadora, para producir grado de reducción seleccionado.

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En otro método alternativo de dimensionamiento de chancadoras, se utiliza como parámetro de selección al índice de trabajo (Wi). En este caso, para diseñar el circuito de trituración, se debe considerar lo siguiente: • • • •

Número de etapas de trituración. Número de chancadoras por etapa, y la potencia instalada. Cargas circulantes. Requerimiento de zarandas y su eficiencia.

4.4.6.2.

DIMENSIONAMIENTO DE CRIBAS ESTACIONARIAS Y VIBRATORIAS.

El dimensionamiento de cribas consiste en el cálculo de la longitud y el ancho de una superficie cribante que cumpla la función requerida en una operación de separación de tamaños, en la etapa de chancado-cribado de una Planta Concentradora. Los datos que encontramos obedecen generalmente al método de cada fabricante, en consecuencia son muchos, sin embargo, a modo de ejemplo y por ser los más utilizados en esta parte del Continente, enunciamos los siguientes: • •

Método de la Asociación de Fabricantes de Cribas Vibratorias de los Estados Unidos de América. Método de la Allis Chalmers.

Para seleccionar la superficie de cribado, se debe tener en cuenta además de las variables ya consideradas, dos más, a saber: • •

La abrasividad del mineral. La naturaleza pegajosa del mineral (contenido de arcilla).

En la industria minero-metalúrgica, las cribas o zarandas vibratorias tienen la superficie cribante generalmente confeccionada con alambre trenzado (tela metálica), montada en una estructura de acero que vibra por medio de sistemas mecánicos, eléctricos o electromagnéticos. También se construyen de diversas maneras y con diferentes materiales; dependiendo de las partículas, pudiéndose dividirlas en tres categorías: • • •

Superficies confeccionadas con barras. Superficies confeccionadas en chapas o planchas. Superficies confeccionadas con telas metálicas.

Las telas metálicas o planchas puedan ser reemplazadas por telas de material sintético, particularmente poliuretano, que presentan ventajas en cuanto a peso y al desgaste a la abrasión, pero ofrecen menos área de cribado. Es aconsejable utilizar cribas con dos superficies o pisos de cribado, a fin de aliviar y tener mejor eficiencia el piso inferior. Primera, 1½” y la segunda de ½”.

4.5.

DISEÑO DE CIRCUITOS DE CHANCADO-CRIBADO.

Como ya sabemos, el objetivo de esta etapa de la conminución es la de empezar en la Planta, la reducción de tamaño de las partículas e ir avanzando en algún grado la liberación del mineral valioso. Pero ello comienza con el conocimiento de la mena, en lo que respecta a la finura y tipo de amarre integranular o del tamaño natural del grano del mineral aprovechable, que permita encontrar la extensión o cantidad a la que debe llegar la fragmentación de la roca extraída de la mina por tronadura. En este parte también debemos tener en cuenta la capacidad de tratamiento que debe tener la planta, aspectos que ya han sido tratados en los capítulos anteriores. Los circuitos que pueden diseñarse en esta sección, debe tenerse en cuenta lo siguiente: • •

El tipo de circuito: Cerrado o abierto. Número de etapas de trituración. En base al R80. 61

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Número de chancadoras para cada etapa, tipo y potencia a instalarse. Cargas circulantes. Requerimiento de cribas y la abertura de sus mallas correspondientes. Granulometría del mineral alimentado. Índice de trabajo (Wi). Configuración del circuito indicando cual etapa será precedida por cribado. Facilidad para el control automático. Número de circuitos paralelos a utilizar. Tamaño y capacidades de las tolvas y fajas transportadoras.

4.5.1.

DIMENSIONAMIENTO DE CRIBAS FIJAS Y VIBRATORIAS.

Lo que realmente se selecciona es el área de cribado, pero debo hacer notar que todas las fórmulas que existen son referenciales. Por ello siempre debe recurrirse al conocimiento y experiencia de los fabricantes.

 DIMENSIONAMIENTO DE UN GRIZZLY. Para el dimensionamiento de un grizzly o criba fija (puede ser también vibrante), se debe tener en cuenta las siguientes variables: 1. 2. 3. 4. 5.

Análisis granulométrico del mineral a alimentarse. Humedad del mineral. Eficiencia de cribado. Ángulo de inclinación. Capacidad que es determinada en base a la descarga efectiva, dada por:

Do = O F ( 2 − E ) F (4.42) Donde: Do F E OF

= = = =

Descarga como oversize (gruesos); ton/h; circuito abierto. Ton/h alimentada al grizzly Eficiencia del grizzly. Over size en % de gruesos.

6. Tiempo de cribado. 7. Abertura de la malla del gryzzly. Cálculo del área cribante y de sus dimensiones. El área y las dimensiones básicas, según Taggart, son:

l = (1.6 − 2,0) a

A=

ton ⇒ 2,8 h ft 2

y,

Do = lxa ⇒ pero → si → l = 1,6a 2,8

A = 1,6a 2 ⇒ a =

A 1,6

(4.43) (4.44)

 DIMENSIONAMIENTO DE UNA CRIBA O ZARANDA VIBRATORIA. Para lograr una regular estimación de las dimensiones de una zaranda, se debe tener en cuenta una serie de variables referentes al diseño del equipo, a las características del mineral y a las de operación, que van a determinar la velocidad de paso de las partículas a través de una superficie cribante. Estas variables ya han sido descritas en el capítulo anterior. 62

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Cálculo del área cribante de la zaranda vibratoria. Fórmula 1. (W.S. Tyler) En este caso, el método de selección generalmente aceptado es el de la cantidad de material que pasa (ton/h) a través un pie 2 (0,0929 m2) de una bandeja de cribado con una abertura específica. El área total A está expresada por: Ton/h de pasante de la alimentación A = -------------------------------------------------------------------------------------C x Densidad en masa x (Factores modificantes F,E,S,D,O,W)

(4.45)

Donde C es la capacidad básica que obtenemos de la figura 5.1, la densidad de masa se expresa en forma decimal dividiendo la densidad del material de alimentación (Kg./m 3) por 1,602 Kg./m3 (100 lbs./ft3). En la figura 4.47 la curva representa el valor de C para varias aberturas basadas en un material con una densidad en masa de 1,602 Kg./m 3; puesto que la mayor parte de los minerales metálicos tienen similares características de cribado, el valor C de cualquier mineral puede ser determinado por un simple ratio de densidades. Esta no puede utilizarse para materiales como coke, arena, grava, etc. Como hemos dicho anteriormente, existe una multitud de variables y relaciones entre las mismas que afectan al grado de cribado de un material particular, por eso es que los fabricantes aplican sólo aquellas que afectan significativamente al cálculo del tamaño de las cribas para minerales.

F – Factor de finura. Es la medida de la cantidad de material en la alimentación a la malla de la criba, que es menor en tamaño que la mitad de la abertura de la malla. Los valores para varios porcentajes de finos se dan en la tabla 5.1.

Fig. 4.47. Capacidad básica de una criba 63

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Tabla 5.1. Factores de Eficiencia y finura % 0 10 20 30 40 50 60 70 80 85 90 95

Finos F 0,44 0,55 0.70 0,80 1,00 1,20 1,40 1,80 2,20 2,50 3,00 3,75

FACTOR Eficiencia E

2,25 1,75 1,50 1,25 1,00

E – Factor de Eficiencia. La eficiencia de la separación es expresada como el ratio entre la cantidad de material que realmente pasa por la abertura, dividido por la cantidad en la alimentación que debería pasar. El cribado comercialmente perfecto se considera con un 95% de eficiencia, por lo que el factor para el 95% es 1, como se indica en la tabla 5.1.

S – Factor de forma. Este factor compensa la tendencia de muchas partículas a un difícil paso a través del medio cribante, debido a la existencia de tamaños que obstruyen el mismo. Los valores para las distintas configuraciones se dan en la tabla 5.2. Tabla 5.2. Factores para una malla de abertura de rejilla Preparaciones de bandeja o malla típica Aberturas cuadradas Y ligeramente rectang. Aberturas cuadradas Ton-Cap Aberturas alargadas Ty-Rod Bandejas de aberturas longitudinales

Relación Long./ancho 2 pero < 4

1,15

> 4 pero < 25

1,2

> 25

SP 1,4* RA 1,3

* SP = Ranuras paralelas al flujo; RA = Ranuras en ángulo recto con el flujo.

D – Factor de bandeja o malla. Este factor permite corregir el hecho que, debido a la estratificación del material, los productos finos no pueden caer a la malla inferior sino después de recorrer una pequeña distancia. Por lo tanto, excepto para la malla superior, el total de la alimentación no llega al extremo de alimentación, haciendo parte de del área ineficaz. Ver en la tabla 5.3. Tabla.5.3. Factor de posición Bandeja Superior 2ª 3ª 64

Factor de posición D 1,00 0,90 0,80

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O – Área abierta. La curva de la capacidad básica mostrada en la figura 5.1 está basada en una abertura cuadrada formada con alambre metálico y con un área y con un área abierta o útil que se indica bajo el tamaño de la abertura. Cuando se utilice un medio de cribado cuya área abierta sea bastante distinta de la mostrada, el factor se obtiene por el ratio entre el área abierta real y la estándar que está en la figura 5.1. Por ejemplo, para una bandeja con 24 mm de separación y con un área abierta del 36% el factor es 36/58 ó 0,62 y alternativamente si se utiliza una malla con 72% de área abierta será 72/58 ó 1,24.

W – Factor de riego o cribado en húmedo. Este factor se aplica cuando en la operación de cribado se añade agua con sprays sobre el material a cribar. El beneficio por la adición de agua en la alimentación varía con el tamaño de la abertura de acuerdo a lo indicado en la tabla 5.4. Tabla 5.4. Factor de cribado húmedo Abertura cuadrada W

1/32” o menos 1,25

1/16” 3,00

1/8” y 3/16” 3,50

5/16”

3/8”

½”

¾”

1”

+2”

3,00

2,50

1,75

1,35

1,25

1,00

Para escoger el tamaño de la criba, se debe tener como mínimo un ratio L/A : 2/1. La siguiente etapa es una de las más importantes, puesto que, la altura de capa de material que corre por encima de la malla debe ser comprobada y asegurarse de que se encuentre entre unos límites aceptables. La recomendación para un efectivo cribado es que la altura de capa en el extremo final de la bandeja no debe ser mayor de 4 veces el tamaño de la abertura de la malla. Para calcular la altura de capa nos referimos a figura 5.2 que proporciona estos valores para varios anchos de cribas, en ton/h/cm de capa basados en una velocidad de transporte del material de 18,29 m/min.

65

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Ancho de la criba

Fig. 4.48. Carta de espesores del lecho a una velocidad de 18,28 m/min. Las diferentes velocidades para diversos ángulos de inclinación se dan en la tabla 5.5 para cribas inclinadas con movimiento circular. Ajustando la altura de la capa obtenida de la figura 5.2 con el ratio de 18,29 m/min y dividiendo por otro ratio de velocidad, tendríamos una tentativa del ángulo recomendado de inclinación. Tabla 5.5. Promedio de tratamiento del material sobre una criba Inclinada Angulo 18º 20º 22º 25º

Caudal promedio 18,29 m/min (60 ft/min) 24,39 m/min (80 ft/min) 30,48 m/min (100 ft/min) 36,58 m/min (120 ft/min)

FORMULA. 2. Dada por la Asociación de Fabricantes de Cribas Vibratorias. El cálculo del área cribante se logra utilizando la siguiente expresión:

SC =

U Ax[ BxCxDxExFxGxHxJ ]

(5.5) Donde: SC U A

66

= Es el área cribante requerida, en pies2. = Cantidad de pasante que en una hora procesaría. = Cantidad de pasante que en una hora procesaría un área de un pie 2 de superficie cribante, si el alimento presentara 25% de rechazos, 40% de “tamaño mitad” (partículas menores a la mitad de la abertura del tamiz) y se tratará del primer piso de la criba. La operación debería ser en seco(o en húmedo con una abertura de

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1/32”) con una eficiencia del 95% y la densidad aparente de los sólidos 100lb/pie 3. A está dada en ton/h/pie2. Los diferentes valores de A para cada porcentaje de área abierta se dan en la tabla 5.6 Tabla 5.6. Factor A Abertura cuadrada de la tela metálica

Porcentaje de área abierta

A Ton/h/pie2

4” 3 ½” 3” 2 ¾” 2 ½” 2” 1 ¾” 1 ½” 1 ¼” 1” 7/8” ¾” 5/8” ½” 3/8” ¼” 3/16” 1/8” 3/32” 1/16” 1/32”

75 77 74 74 72 71 68 69 66 64 63 61 59 54 51 46 45 40 45 37 41

7,69 7,03 6,17 5,85 5.52 4,90 4,57 4,20 3,89 3,56 3.38 3,08 2,82 2,47 2.08 1.60 1.27 0,95 0,76 0,58 0,39

Factores de corrección de A. Factor B : Factor referente al porcentaje de rechazos alimentados. Se da en la tabla 5.7. Tabla 5.7. Factor B % Rechazos B

5 1.21

% Rechazos B

10 1.13

50 0,79

15 1.08

55 0,75

20 1.02

60 0,70

65 0,66

25 1.00

30 0,96

35 0,92

40 0,88

45 0,84

75 0,58

80 0,53

85 0,50

90 0,46

95 0,33

Factor C : Referente al % de tamaño mitad alimentado. Dado en la tabla 5.8. Tabla 5.8. Factor C % Tamaño medio

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

C

0,40 50

0,45 55

0,50 60

0,55 65

0,60 70

0,70 75

0,80 80

0,90 85

1,00 90

1,10

1,20

1,30

1,40

1,55

1,70

1,88

2,00

2,20

2,40

% Tamaño medio

C

Factor D: Referente a la porción de la superficie en la malla. Se da en la tabla 5.9. Tabla 5.9. Factor D Posición de la malla

superior

segundo

tercero

67

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I D

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1,00

0,90

0,80

Factor E: Es aplicable si el cribado es húmedo. Se da en la tabla 5.10. Tabla 5.10. Factor E Abertura 1/32” E 1,00

1/16” 1,25

1/8” 2,00

3/16” 2,50

¼” 2,00

3/8” 1,75

½” 1,40

¾” 1,30

1” 1,25

Factor F: Corresponde a la densidad aparente del sólido. Está dado en la tabla 5.11. Tabla 5.11. Factor F

Lb/ft F

3

150 1,50

125 1,25

100 1,00

90 0,90

80 0,80

75 0,75

70 0,70

60 0,60

50 0,50

30 0,30

Factor G: Corresponde a la superficie abierta de la malla utilizada según la tabla 5,6. Está dada por la siguiente relación: % área abierta de la malla a utilizarse G = ----------------------------------------------------------% área abierta indicada en capacidad

Factor H: Corresponde a la forma de la abertura de la malla. Cuadrada Rectangular corta (3 a 4 veces el ancho) Rectangular larga (Más de 4 veces el ancho)

1,00 1,15 1,20

Factor J: Corresponde a la eficiencia de cribado. Está dado en la tabla 5.12 Tabla 5.12. Factor J (Eficiencia) Eficiencia, % 95 90 85 80 75 70

J 1,00 1,15 1,35 1,50 1,70 1,90

Si la criba estuviera constituida por más de un piso o malla, cada uno de ellos será tratado independientemente y el área mayor determinará la dimensión final del aparato. Después de establecido el tamaño de la criba a partir de los cálculos de área de cribado solamente, chequear que la profundidad de que la capa teórica esté en concordancia con la buena práctica operacional. Se puede determinar mediante la siguiente expresión:

DBD =

OxC ; ⇒ en pulgadas de profundidad de la capa o lecho. 5xTxW

Donde: DBD O 68

: Profundidad de capa de la descarga final. : Oversize o gruesos en ton/h.

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C

: Pies cúbicos por tonelada de material.

5

: Constante.

T

:Velocidad de transporte (Nominal 75 pies/min para criba inclinada a pendiente de 18º a 20º con flujo rotacional y nominal 45 pies/min para cribas horizontales.

W : Ancho del área cribante en pies

4.6.

PROBLEMAS DE APLICACIÓN.

Problema 4.6.1. Para la instalación de una Planta Concentradora se requiere determinar cuántas etapas constituirían la sección de chancado, si el mineral alimentado tiene un F 80 = 12” ó 304,8 mm, para obtener un producto final de P80 = ½” = 12,7 mm. SOLUCION. Utilizando el concepto de radio de reducción R 80 calculamos el R80 total. Esto es:

R80 =

F80 304,8 = = 24 R80 12,7

a) tomemos como primera alternativa lo siguiente. R1 para chancado primario

= 4

R2 para chancado secundario

= 6

Tendríamos R80 = R1 x R2 = 4 x 6 = 24 Donde:

•

Chancado primario: F80 = 304,8 mm → 12” P80 = 76,20mm → 3” R80 = 4

•

Chancado secundario: F80 = 76,20 mm → 3” P80 = 12,7 mm → ½” R80 = 6

Ahora, si tomamos como segunda alternativa, lo siguiente: R1 para chancado primario

= 6

R2 Para chancado secundario = 4 R80 = R1 x R2 = 6 x 4 = 24 Luego tendríamos: •

Chancado primario

: F80 = 304,8 mm → 12”. : P80 = 50,80 mm → 2”. R80 = 6

•

Chancado secundario

: F80 = 50,80 mm → 2”. : P80 = 12,70 mm → ½” R80 = 4 69

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Por consideraciones técnicas de cada una de las máquina a emplearse, me inclino por la primera alternativa. Pero habría que comprobarla numéricamente. El diagrama de flujo se muestra en la figura 4.49. Tolva de Gruesos Alimentador de oruga

Gryzzly

Chancadora de quijada Chancadora cónica

Faja 3

Electroimán Faja 1 Faja 2

Zaranda Vibratoria

Fig. 4.49. Diagrama de flujo del sistema propuesto.

Problema 4.6.2. Se desea dimensionar una criba estacionaria (grizzly) que recibe una alimentación con 10% de humedad y una velocidad de flujo de 25 ton/h. La eficiencia de la criba se considera en 50%. El tiempo de operación es de 8 horas. El ángulo de inclinación es de 45º. El % de gruesos es del 50% y la abertura del grizzly es de 3”. Calcular las dimensiones de la criba. SOLUCION. Datos para el cálculo: F = 25 ton/h E = 50% OF = 50% = 0,5 Do = ¿...? ∴ Do = 0,5(2 – 0,5) 25,00 = 18,75 ton/h

A= a=

Do 18,75 = = 6,696 pies 2 2,8 2,8 6,696 = 2,04 pies 1,6

l =1.6( 2,04) = 3,26 pies Según Catálogo, podemos seleccionar un grizzly de dimensiones:

70

a = 2 pies.

l = 4 pies.

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Fig. 4.50. Batería de chancadoras secundarias.

Problema 4.6.3. Determinar las dimensiones de una chancadora de quijada que recibe como alimento un mineral con 6% de humedad y un tamaño máximo de 10” y su F 80 = 202 877 µm y da un producto de 2” y su P 80 = 39 315µm. El Índice de Trabajo es 12,5 Kw-h/ton. La capacidad de tratamiento es de 30 ton/h. Tiempo de operación de 8 horas. SOLUCIÓN Datos:

F80 = 202 877 µm P80 = 39,315 µm Wi = 17,5 Kw-h/ton Capacidad de tratamiento = 30 ton/h Pero como el tiempo de operación de una chancadora no es del 100%, tomemos un coeficiente de seguridad del 30%. Luego el tonelaje de diseño será:

J = 30

ton 100 ton x = 42,857 h 100 − 30 h

Luego la energía necesaria para esta máquina será: 71

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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10 Kw − h  = 0,494  ton 202877 

 10 W = 17,5 −  39315 La potencia necesaria será:

Pch = 0,494

Kw − h ton HP x 42,857 x1,341 = 28,394 HP ton h Kw

Eficiencia del motor = 80%

Pch =

20,28 = 35,5 HP 0,8

Según catálogos podemos seleccionar una chancadora de quijada de 10”x36” con una capacidad de 40 – 55 ton/h correspondiente a un set de 2” y un motor de 50 HP. Problema 4.6.4. Dimensionar una zaranda vibratoria y chancadora de cono en el circuito cerrado de trituración cuyos datos se dan a continuación: Abertura de malla de la criba es ½”. Si la alimentación F es de 30 ton/h de cuyo análisis granulométrica indica que contiene 65% - ½” , 33% - ¼” y la descarga de la chancadora secundaria produce 75% - ½”. La eficiencia de la zaranda es del 95% instalada en el circuito inverso SOLUCION 1.- Determinación de la dimensiones de la criba vibratoria. Datos. F

=

30 ton/h

Abertura de malla

=

½”

Z-1/2”

=

65% (% Acumul. Pasante en el alimento)

Y1/2”

=

75% (% Acumul. Pasante en la descarga de la chancadora).

E

=

95%

Hu

=

7%

1) Cálculo de la carga circulante en peso. Reemplazando datos en la fórmula, tenemos:

R2 =

1 100 x100 x100  − 100 x65 = 53,68% 75  95 

cc =

R2 F 53,68 x30 = = 16,104ton / h 100 100

F1 = F + cc = 30,00 + 16,104 = 46,104 ton/h 2) Cálculo del pasante en la alimentación a la criba Pasante en F-1/2” = 30,00x 0,65 = 19,50 ton/h Pasante en D.Ch. = 16,104 x 0,75 = 12,078 ton/h. Total de pasante en F1(-1/2”) = 19,50 + 12,078 = 31,578 ton/h Densidad del mineral ρm = 1,8 Kg./m3 72

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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Utilizamos la primera fórmula:

AC =

ton / h. pasante.de.la.a lim entación Cxρb xFxExDxSxOxW

El valor de C se obtiene de la figura 5.1. Esto es:

C=

1,7ton / h = 18,299ton / m 2 h 2 0,0929m

ρb =

1,800 = 1,123 1,602

Valor de los factores que se obtienen de las tablas dadas. F = 0,88

E = 1 (95%)

D = 1 (un sólo piso)

S = 1.15 (Ton-Cap)

Tonelada seca por hora = 31,578 x 0,93 = 29,368 ton/h Reemplazando datos tenemos:

AC =

29,368ton / h = 1,412m 2 1,7ton / h x1,123 x 0,88 x1x1x1,15 0,0929m 2

Aplicamos 10% para compensar espacios ocupados por barras, soportes y elementos de sujeción de la malla en la armadura de la criba. AC = 1,412 + 0,141 = 1,553 m2. AC = a x l → l = 2a → a =

AC 1,553 = = 0,881m 2 2

a = 0,881 m → 2,89 pies ≅ 3 pies l = 2 x 0,881 = 1,762 m → 5,781 pies. ≅ 6 pies. Dimensiones de la criba vibratoria = 3 pies x 6 pies

HP = 3,0

2.- Determinación de las dimensiones de la chancadora secundaria de cono. Datos. F80 = 39 315µm P80 = 9 470µm Wi = 17.5 Kw-h/ton Capacidad de tratamiento = 16,104 ton/h

QR = 16,104 x

100 = 23,00ton / h 100 − 30

1) Cálculo del consumo de energía. Reemplazando datos tenemos:

10   10 WChs = 17,5 − = 0,9157 Kw − h / ton 39315   9470 2) Cálculo de la potencia requerida. 73

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

Pm = 0,9157 Pm =

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Kw − h ton HP x 23,00 x1,341 = 28,24 HP ton h Kw

28,24 = 31,37 HP 0,9

Según catálogo podemos seleccionar un a Chancadora de cono estándar de 2 pies de diámetro con un motor de 30 HP y una capacidad de 25 ton/h. Set de ½”. Este es el diagrama del problema. 30 ton/h

cc = 16,104 ton/h

Z = 65% - ½”

F1 = 46,104 ton/h Y = 75% - ½”

16,104 ton/h Criba vibratoria

m ½” E = 95 %

Ch. de cono estándar

30 ton/h

Problema 4.6.5. Seleccionar una chancadora primaria giratoria para tratamiento de un mineral de cobre porfirítico de baja ley en matriz calco-silicosa, con gravedad específica promedio de 2,6 y un Índice de trabajo de 12 Kw-h/ton (promedio). El tamaño máximo del alimento es de 1 a 2 m y un F 80 = 1219 mm. El tamaño de descarga de 230 mm y un P80 = 225 mm. La capacidad de tratamiento es de 5730 ton/h. SOLUCION Datos: F80 = 1219 mm

QCh.G = 5730 x

P80 = 225 mm

100 = 8185,714ton / h 100 − 30

De catálogo, según estos datos se ha seleccionado una chancadora giratoria con las siguientes dimensiones: AxB = 1829mmx2845mm con un motor de diseño de 1400 HP. a) Cálculo de la energía consumida. Podemos determinar los HP por ton de mineral que utiliza la chancadora, utilizando la siguiente expresión:

[

HP Wix0,424 F80 − P80 = ton F80 x P80 Factor de corrección: f h = 74

]

[

]

HP 12 x0,424 x 1219 − 225 = = 0,1934 ton 1219 x 225

5,04 x 1829 = 0,706 [0,125 x1829] x[0,318 x 240]

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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b) Cálculo de la potencia del motor. HP = 8185,714 x 0,1934 x 0,706 =1117,68 ≈1118 HP.

4.7.

PREVENCIÓN DE RIESGOS EN LA SECCIÓN DE TRITURACIÓN

Descripción del proceso El esquema Tipo de grupo de trituración primaria, se presenta en la figura 4.51. De forma genérica el proceso es como sigue:

Fig. 4.51: Esquema tipo de un grupo primario de trituración El todo-uno o bulk (bloques, menudos y tierras) procedente del frente de extracción se vierte en la tolva de recepción, de la que se extrae mediante un alimentador que lo vierte a un pre-cribador o grizzly, el cual separa una cierta granulometría de finos, por ser productos no aptos o sub-productos o por ser materiales de granulometría adecuada que no precisan de trituración primaria y que posteriormente se incorporan al circuito general o se elimina por ser ganga o estéril. Los subproductos y los no aptos se disponen para su comercialización o tratamiento especial o bien pasan a escombrera. Los bloques rechazados por el grizzly caen directamente al triturador primario. Tras la fragmentación el material es recogido por el transportador primario y conducido a un gran acopio primario o pila de almacenaje eventual, generalmente en montón sobre el suelo. Este material es extraído posteriormente para alimentar los grupos de trituración y clasificación hasta obtener las granulometrías finales. La elección de los tipos de cada uno de los componentes, así como su ensamblaje y proceso viene determinado por muy diversos condicionantes, tales como: tamaño de los bloques, contenido de estériles, abrasividad de la roca, perfil del terreno, etc. En la figura 4.52 se representa una instalación formada por un alimentador-precribador y trituradora de mandíbulas. 75

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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Fig. 4.52. Grupo primario de trituración Situaciones de riesgo y actuación preventiva Seguidamente se reflejan los distintos riesgos que de forma más común suelen presentarse en los equipos o máquinas, y sus entornos: Tolva de recepción Es el receptáculo en el que se vierte el todo-uno procedente de la zona de extracción. Para la retención de los grandes bloques suelen disponerse elementos suspendidos a modo de cortina en la zona de la boca de descarga. Estos elementos de retención acostumbran a ser gruesas cadenas, o cubiertas de ruedas, de palas o dumpers, suspendidas mediante cables o cadenas (Figura 4.53).

Fig. 4.53. Cortina de cadenas dispuesta a la salida de la tolva de recepción, para la retención de los bloques gruesos Riesgos y su prevención: a.

Caída de vehículos al interior de la tolva al efectuar la maniobra de marcha atrás para descargar en el caso de que el mineral sea transportado en volquetes.

Medidas preventivas: 1.

76

Construir, a todo lo largo de la zona de descarga, un murete de hormigón que sobresalga unos 35 cm. del nivel del suelo para que actúe de tope de las ruedas traseras del vehículo. Al construir el murete o realce en

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

2.

b.

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el lado de descarga de la tolva, debe considerarse la altura mínima que, respecto del suelo, alcanza la caja del camión al bascular. Mantener limpio y en su nivel primitivo el piso junto al murete o realce, de forma que no quede cubierto por la acumulación de materiales derramados. Caída de personas al interior de la tolva

Causas:

• •

Existencia de la abertura de la tolva al mismo nivel del suelo, o a escasa altura. Existencia de zonas de tránsito de personas, junto a la abertura de la tolva.

Medidas preventivas: 1. 2.

c.

Establecer el cerramiento de la abertura, mediante la construcción de un paramento resistente de obra, en todo el perímetro de la tolva salvo en la zona de descarga de los vehículos, que impida la caída accidental al interior de la tolva, de las personas que circulen en su proximidad. Colocar barandillas rígidas, de una altura mínima de 90 cm., y cuya resistencia mínima sea de 150 Kg/m lineal, en todo el perímetro de la tolva, salvo en el lado o zona de la descarga de los vehículos. Aplastamiento durante el desatasco de bloques

Causas:

• •

Vertido incontrolado de un vehículo, estando algún operario situado en el interior de la tolva. Desprendimiento de algún bloque dispuesto en forma inestable en la tolva, estando algún operario situado en su interior.

Medidas preventivas: 1.

2.

3.

La medida básica es la de evitar, en todo lo posible, que los operarios deban situarse en el interior de la tolva para realizar alguna manipulación; a tal fin debe mecanizarse al máximo las operaciones de desatasco, mediante el empleo de ganchos u otros implementos suspendidos que eviten el tener que situar a los operarios en el interior de la tolva. Instalar un sistema de señalización mediante luces, accionado desde el pupitre de mandos para indicar a los conductores de los vehículos, la posibilidad o prohibición de realizar la maniobra para descargar. Al realizar la carga del todo-uno a los vehículos, debe prestarse una especial atención en separar los bloques de dimensiones excesivas que puedan dar lugar a la formación de atascos o de bóvedas.

Fig. 4.54: Gancho suspendido, dispuesto para el desatasco de los bloques y para las operaciones de mantenimiento Alimentador Su función es la de extraer y regular el caudal de todo-uno que sale de la tolva. Existen de diversos tipos y sistemas siendo los más frecuentes: los alternativos, los vibrantes y los de orugas o placas. Riesgos y su prevención:

77

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I a.

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Atrapamiento por los elementos en movimiento, tales como: o Entre placas.

o

Entre ruedas y la pista de rodadura.

o

Entre espiras de los muelles.

o

Entre la bandeja y la tolva.

o

En los volantes.

Medidas preventivas: 1. 2.

3.

Situar pantallas que impidan el acceso o que aíslen las zonas en que se sitúan los elementos en movimiento, de las zonas o vías empleadas en los desplazamientos normales de los operarios. Cubrir mediante carcasa metálica resistente, de chapa o rejilla, los elementos móviles. Si es de rejilla, ésta debe ser armada y con luz de malla de 1 cm. de lado como máximo. Prohibición de manipular en los aparatos o dentro del circuito del material estando las máquinas en funcionamiento.

Pre-cribador o grizzly. Su función es la de realizar una separación granulométrica del todo-uno; bien sea para la eliminación de tierras y menudos, o bien para eludir el paso por la trituración primaria de los fragmentos con granulometría adecuada. Riesgos y su prevención: a.

Caída de personas al interior del triturador

Medidas preventivas: 1.

2.

Deben extremarse las medidas preventivas, por cuanto al realizar los trabajos de desatasco en el precribador debe mantenerse el triturador en funcionamiento; por ello es plenamente válido lo indicado anteriormente, en el sentido de utilizar ganchos u otros elementos suspendidos que eviten la intervención directa de los operarios situándose en la zona de riesgo. Obligatoriedad de utilizar cinturón de seguridad, cuando se manipule en la proximidad de la boca de la trituradora. Esta operación debe realizarse siempre entre un mínimo de dos personas.

3.

Prohibición de que los operarios se sitúen sobre el pre-cribador estando en funcionamiento.

4.

Antes de que los operarios se sitúen sobre el pre-cribador, incluso con la instalación totalmente parada, debe procederse a retirar los fragmentos situados en niveles superiores de la tolva y del alimentador que puedan caer o facilitar el desprendimiento de algún bloque en situación inestable.

Trituradora primaria. Es el equipo en el que se realiza la primera etapa de la fragmentación. Existen diversos tipos de trituradores pero los más comúnmente utilizados son: las trituradoras de mandíbulas de simple y doble efecto, los trituradores giratorios y los molinos de impactos y de martillos. Riesgos y su prevención: a.

Atrapamiento por volantes de inercia

Medidas preventivas: 1.

78

Tanto los pasillos como las escaleras y demás zonas de circulación del personal deben establecerse suficientemente separadas de las zonas de riesgo, para que no sean posibles los contactos y atrapamientos fortuitos.

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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2.

Colocar pantallas o elementos de cerramiento, que impidan el acceso a la zona en que se sitúan los volantes.

3.

Cubrir los volantes mediante carcasa metálica resistente, de chapa o rejilla. Si es de rejilla, ésta será armada y la luz de malla será de 1 cm de lado, como máximo (Figura 4.55).

Figura 4.55: Carcasa de chapa y rejilla metálica, para la protección de los volantes y correas de una machacadora de mandíbulas primaria b.

Golpes y contusiones con barras metálicas utilizadas para desatascar la boca del triturador

Causas: Los atascos que se producen en la boca de las machacadoras, suelen presentar dificultades para su eliminación. Por ello es frecuente la práctica de situarse sobre la misma boca y aprovechando el movimiento de la máquina actuar con barras metálicas a fin de variar la posición del bloque o bloques que obstruyen la boca. Medidas preventivas: 1.

Mecanizar al máximo las operaciones de desatasco, mediante el empleo de ganchos, pinzas, cuñas u otros implementos suspendidos, en sustitución de las barras utilizadas a modo de palanca.

c.

Proyección de fragmentos de roca

Causas: Al caer los grandes bloques, desde el alimentador o el pre-cribador, golpean con las partes metálicas de la trituradora y dan lugar, ocasionalmente, a la proyección de fragmentos. También se producen abundantes proyecciones de fragmentos de roca, durante la trituración, en los molinos de martillos y de impactos, que ocasionalmente salen al exterior. Medidas preventivas: 1. 2.

d.

Situar en una cabina de control los mandos de la instalación de forma que el controlador quede resguardado. La ubicación de la cabina debe ser en un punto en que sean compatibles la necesaria separación de las proyecciones, con la adecuada visualización del proceso. Dotar la boca de los molinos con una espesa cortina, a base de cadenas de eslabón fino o bien de un babero abatible de goma, deforma que, permitiendo la entrada de los bloques, pueda retener los fragmentos proyectados por la trituración. Caída de personas al interior del triturador

Causas: Suele producirse por la situación de personas junto o sobre la boca del triturador para desatascarla de algún bloque que la obstruye. Medidas preventivas:

79

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I 1.

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Mecanizar las operaciones de desatasco, mediante el empleo de ganchos, cuñas y otros elementos suspendidos que eviten el que los operarios deban situarse en la boca del triturador.

Faja transportadora Recoge el material ya fragmentado por la trituradora primaria o el procedente del pre-cribado y lo eleva y transporta a acopios o a nuevas etapas de proceso. Riesgos y su prevención: a.

Atrapamiento entre la faja transportadora y los tambores

Causas:

• •

Limpieza del tambor de "cola", incrustaciones y adherencias, estando la faja en funcionamiento. Manipulación en las proximidades de los tambores con la cinta en marcha, para realizar operaciones de limpieza de canaletas, tolvines, etc.

Medidas preventivas: 1. 2.

Realizar una eficaz acción de mantenimiento preventivo encaminada a evitar que se produzcan derrames de materiales mojados o pulverulentos que puedan dar lugar a la formación de "crestas" que recubran el tambor de "cola". Instalar paneles protectores a ambos lados de la cinta, de forma que cubran la zona de atrapamiento. Debe prolongarse a lo largo de la cinta, un metro desde el tambor.

3.

Prohibir la manipulación en la proximidad de los tambores, con la cinta en marcha.

b.

Caída de personas desde los tramos aéreos de la faja

Medidas preventivas: 1.

2.

80

Las cintas transportadoras elevadas deben disponer de pasarelas de visita en toda su longitud y en la zona de los mecanismos de accionamiento. La pasarela debe disponer de barandillas y el piso constituido por materiales antideslizantes y ranurados o perforados, de forma que permita una fácil eliminación de las aguas, polvo, etc. (Figura 4.56). Si para realizar, excepcionalmente, alguna operación en el tramo aéreo de una cinta, es preciso colocarse sobre la propia banda, debe utilizarse el cinturón de seguridad, sujetándolo al propio bastidor de la cinta, en un punto que no permita el deslizamiento.

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

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Figura 4.56: Pasarela de visita adosada a la cinta transportadora primaria. Sobre la pasarela puede observarse la acumulación de fragmentos de granulometría gruesa, debido a un derrame. c.

Caída de materiales transportados

Medidas preventivas: 1. 2.

3.

Instalar limitadores de carga que repartan a lo largo de la cinta los montones ocasionalmente producidos por irregularidades en la alimentación. Disponer pantallas protectoras debajo de los tramos en que la cinta sobrevuela zonas de trabajo o de posible paso. Establecer el carenado total de los tramos aéreos de las cintas.

Riesgos generales A continuación se consideran aquellos riesgos comunes a todas las máquinas y los atribuibles a las circunstancias en que se desarrolla el proceso y a la disposición de la instalación. a.

Contacto eléctrico directo e indirecto

Causas: Generalmente se trata de instalaciones al aire libre sometidas a un ambiente de polvo, caída de piedras, vibraciones. Medidas preventivas: 1. 2.

Los conductores deben estar en perfectas condiciones de aislamiento y situados bajo tubo enterrado o adosado a las paredes, y por ningún concepto sueltos por el suelo. Realizar eficaz acción de mantenimiento sustituyendo aquellos conductores o elementos que presenten roturas o deficiencias de aislamiento, como consecuencia de rozaduras, impactos, etc.

3.

Todas las masas metálicas de la instalación, incluso tuberías y estructuras metálicas, estarán conectadas a una red de tomas de tierra. La resistencia de estas tomas será función de la sensibilidad del dispositivo de corte asociado.

b.

Atrapamiento por órganos móviles de las transmisiones

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PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I

Ing. Nataniel Linares Gutiérrez

Causas: Presencia de abundantes elementos de transmisión (poleas, correas, engranajes, reductores, ejes, acoplamientos, etc.) de elevada potencia y considerables dimensiones, junto a zonas de tránsito. Medidas preventivas: 1. 2.

Colocar elementos de cerramiento que impidan el acceso a las zonas en que se sitúan los elementos en movimiento. Cubrir los elementos móviles con carcasa metálica resistente de chapa o rejilla. Si es de rejilla, ésta será armada y con luz de malla de 1 cm de lado, como máximo.

3.

No debe manipularse los aparatos o instalaciones hasta cercionarse que su detención sea total y completa; a tal efecto debe tenerse presente la inercia de sus componentes.

c.

Caídas a distinto nivel

Causas: Este tipo de instalaciones suelen estar montadas en "cascada" aprovechando los desniveles del terreno. Por ello existen una serie de plataformas o pisos enlazados a través de rampas, pasarelas o escaleras, en las que se deposita polvo, fragmentos de piedra, barro, etc. Medidas preventivas: 1. 2.

Cerrar el perímetro abierto de las plantas o pisos, pasarelas, rampas y escaleras, mediante la colocación de barandillas reglamentarias. Realizar frecuentes limpiezas de las acumulaciones de polvo, fragmentos pétreos y otros materiales depositados sobre el suelo especialmente en las zonas de paso obligado.

3.

Tras las operaciones de mantenimiento dejar el área afectada libre de cuerdas, cables, restos de grasa, aceite, piezas y otros materiales que obstaculicen la circulación.

d.

Elevado nivel sonoro

Causas: Las condiciones y sistemas de trituración de que dispone la industria en la actualidad son por su trabajo eminentemente ruidosos. Medidas preventivas: 1. 2.

e.

Centralizar los mandos de la instalación en una cabina insonorizada, desde la que se pueda visualizar todo el proceso. La utilización de elementos de protección auditiva será obligatoria en los casos en que los operarios deban situarse en puntos con elevado nivel sonoro. Inhalación de polvo

Causas: Al tratarse de procesos de fragmentación, se obtienen partículas de considerable finura que se integran en un circuito que las mantiene en movimiento y con frecuentes saltos en el aire (entrega de canaleta a cinta, entre cintas, etc.). Medidas preventivas: 1. 2.

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Centralizar los mandos de la instalación en una cabina dotada de sistema de renovación de aire filtrado. Carenado total del circuito, e instalación de captaciones localizadas en las propias máquinas y en aquellos puntos en que el material es sometido asaltos en el aire.

PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA I 3.

Ing. Nataniel Linares Gutiérrez

La utilización de mascarillas con filtro mecánico contra polvo, será obligatoria en los casos en que los operarios deban situarse en puntos conflictivos.

Operaciones de mantenimiento El mantenimiento de estas instalaciones supone, en muchas ocasiones, el realizar trabajos en condiciones muy extremas, por cuanto debe trabajarse al aire libre y en posiciones dificultosas o inestables, en ambientes de polvo, barro, con bajas temperaturas, etc. y utilizando piezas y herramientas especiales y/o muy pesadas. Para facilitar estas operaciones es básico el disponer de adecuados medios mecánicos de elevación y sustentación, que permitan reducir al mínimo la manipulación manual. Es igualmente importante establecer un código de señales para estos movimientos. Puesto que los distintos aparatos de una instalación, frecuentemente, se encuentran distanciados y no siempre son visibles todas sus partes desde la cabina de control, debe establecerse un sistema que garantice la imposibilidad de puesta en marcha de algún aparato mientras se realizan trabajos de mantenimiento. Considerando que desde la cabina generalmente se puede controlar el funcionamiento de todos los aparatos, éstos deberían disponer de un sistema de enclavamiento, de forma que el paro de uno de ellos suponga el paro de todos los anteriores, e igualmente el ciclo de puesta en marcha sea progresivo a partir del último elemento de la instalación. Conjuntamente con el sistema anterior, cada aparato debe disponer "in situ" de un sistema de desconexión del motor en cuestión, mediante llave que debe quedar en poder del operario que efectúe el trabajo y en tanto dure éste.

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