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Conminución de Minerales

UNIDAD II

CHANCADO 1. GENERALIDADES

Fig. 1 Planta de trituración de minerales

Conminución es un término general utilizado para indicar la reducción de tamaño de un material y que puede ser aplicado sin importar el mecanismo de fractura involucrado. Entre los equipos de reducción de tamaño se incluyen, entre otros, chancadoras (trituradoras), molinos rotatorios de varios tipos, molinos de impacto y molinos de rodillos. Algunas máquinas de conminución efectúan la reducción de tamaños a través de compresión lenta, algunos a través de impactos de alta velocidad y otros principalmente a través de esfuerzos de corte o cizalle. El rol de la conminución y de las operaciones unitarias relacionadas a ella es de gran importancia. Esto es especialmente cierto en términos de los costos de operación, ya que estos procesos unitarios representan la mayor fracción de los costos totales en el procesamiento de minerales, como se vio anteriormente. Además, son procesos caros desde el punto de vista de capital. 2. MECANISMOS DE CONMINUCIÓN 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 sólo a corta distancia y pueden ser rotos por la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión.

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Para desintegrar una partícula se necesita una energía menor que la predicha teóricamente, debido a que todos los materiales presentan fallas que pueden ser macroscópicas (grietas) o microscópicas. Se ha demostrado que estas fallas son sitios en que se concentran los esfuerzos aplicados. Las grietas se activan aumentando la concentración de esfuerzos, que causan su propagación, produciendo la desintegración de la partícula. Los mecanismos presentes en un evento de conminución pueden ser: 2.1 FRACTURA Es la fragmentación de un cuerpo sólido en varias partes debido a un proceso de deformación no homogénea. Los métodos de aplicar fractura en un mineral son: -

Compresión: La aplicación de esfuerzos de compresión es lenta. Normalmente se produce en máquinas de chancado en que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas. La cantidad de material fino se puede disminuir reduciendo el área de contacto utilizando superficies corrugadas.

Material fino (menor que en compresión

Fig. 2 Esquema de la acción de esfuerzos de compresión

-

Impacto: Es la aplicación de esfuerzos comprensivos a alta velocidad. De esta manera la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto, normalmente, es muy similar en forma y tamaño.

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Material fino Material Grueso

Fig. 3 Esquema de la acción de esfuerzos de impacto

-

Cizalle: El cizalle ocurre como un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos de compresión y de impacto. Produce gran cantidad de finos y, generalmente, no es deseable.

Fig. 4 Esquema de la acción de esfuerzos de cizalle

2.2 ASTILLAMIENTO La ruptura de esquicios y cantos de una partícula, ocurrida por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula, genera el mecanismo de astillamiento. 2.3 ABRASIÓN Cuando el esfuerzo de cizalle se concentra en la superficie de la partícula se produce abrasión.

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3. ETAPAS DE CONMINUCIÓN Los productos minerales en bruto son chancados, molidos y/o pulverizados (fig. 5) por varias razones. Algunos de los objetivos más importantes para reducir de tamaños un mineral son: lograr la liberación de especies minerales comerciables desde una matriz formada por minerales de interés económico y ganga; para promover reacciones químicas rápidas a través de la exposición de una gran área superficial; para producir un material con características de tamaño deseables para su posterior procesamiento, manejo y/o almacenamiento; y para satisfacer requerimientos de mercado en cuanto a especificaciones de tamaños particulares en el producto. R.T. Hukki en 1961 propuso la clasificación de etapas básicas de reducción de tamaño de partículas que se presenta en la Tabla 1. TABLA 1 Etapas básicas en conminución

Etapa de Reducción de Tamaño

Tamaño Mayor

Tamaño Menor

Explosión destructiva

Infinito

1m

Chancado primario

1m

100 m

Chancado secundario

100 m

10 m

Molienda gruesa

10 mm

1 mm

Molienda fina

1 mm

100 µm

Remolienda

100 µm

10 µm

Molienda superfina

10 µm

1 µm

Las primeras etapas de conminución se realizan para facilitar el manejo del material proveniente de la mina y luego, en sucesivas etapas de chancado y molienda, para separar mineral de la ganga. Cuando las partículas de una mena están formadas por minerales individuales, se habla de partículas libres; cuando ellas consisten de dos o más especies minerales, se les llama partículas mixtas. El grado de liberación de una especie mineral particular es el porcentaje de partículas individuales de ese mineral que ocurren en forma libre o mixta. Liberación es la separación de los componentes minerales de la mena.

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Fig. 5 Gráfico mostrando el grado de liberación de especies valiosas

La separación o fractura en muchos materiales puede deberse a una de las siguientes causas: debilidades macroestructurales, como planos de estratificación en el carbón; debilidades microestructurales, como esquistos en algunos minerales; y diferencias microestructurales en propiedades físicas de minerales adyacentes, como dureza, fragilidad y clivaje. Ejemplos de estos últimos pueden ser lo que ocurre en menas que aparecen calcopirita, pirita, galena y cuarzo. La decisión de efectuar la fractura de partículas utilizando procesos de conminución en húmedo o seco depende del tipo de material a procesar o del producto a obtener. En ciertos casos, dependiendo del uso final, es necesario efectuar molienda seca, especialmente en el caso de ciertos minerales industriales o cemento. Los principales factores que determinan que un mineral sea procesado en vía húmeda o seca fueron presentados por Taggart en 1927. Estos factores son: características físicas y subsecuente utilización o requerimientos de proceso; efecto del material en el equipo de molienda, tales como, abrasión, corrosión y compactación en la zona de molienda; forma, distribución de tamaños y calidad del producto deseado; consideraciones económicas; condiciones climáticas; disponibilidad de agua; y factores ambientales y de seguridad tales como ruidos, polvos y vibración excesiva. 4. RELACIONES ENERGÍA - TAMAÑO DE PARTÍCULA Desde los primeros años de aplicación industrial de los procesos de conminución al campo de beneficio de minerales, se pudo constatar la relevancia del consumo de energía específica como parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto, en cada etapa de conminución. En términos generales, la energía consumida en los procesos de conminución se encuentra estrechamente relacionada con el grado de reducción de tamaño alcanzado por las partículas en la etapa correspondiente. Por otro lado, se ha logrado demostrar que en las etapas de chancado y molienda convencional la energía mecánica suministrada al equipo de conminución supera entre 10 a 1 OO veces el consumo

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teórico de energía requerida para crear nuevas superficies; es decir, menos del 10% del total de energía entregada al equipo de conminución es efectivamente empleada en la fragmentación de las partículas. Los posibles caminos que puede tomar la energía cuando los sólidos están sujetos a reducción de tamaños fueron presentados por C. Orr en 1966 y se resumen a continuación: Energía suministrada para reducción de tamaño - Material que se fractura    

Reordenamiento cristalino Energía superficial Deformación elástica de las partículas Deformación plástica de las partículas

- Máquina de conminución y efectos interpatículas       

Fricción entre partículas Roce entre piezas de la máquina Energía cinética proporcionada a la máquina Deformaciones elásticas de la máquina Efectos eléctricos Ruido Vibraciones de la instalación

Lo anterior indica la importancia de establecer correlaciones confiables entre la energía específica, kWh/t, 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. 4.1

POSTULADOS DE CONMINUCIÓN Las relaciones entre la energía y el tamaño de partícula han sido expresadas en los postulados de conminución los cuales en resumen son los siguientes:

4.2

POSTULADO DE RITTINGER Enunciado en 1,867 por Petter Von Rittinger: “La energía requerida para reducir de tamaño es proporcional a la nueva superficie”

4.3

POSTULADO DE KICK Planteado por Frederick Kick en 1,885 expresó que: “La energía para triturar un mineral es proporcional al grado de reducción en volumen de las partículas”

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4.4


POSTULADO DE BOND Como los postulados de Kick y Rittinger no satisfacían todos los resultados experimentales observados en la práctica, y como industrialmente se necesitaba una norma estándar para clasificar los materiales según su respuesta a los procesos de conminución, Bond, en 1952, postuló una ley empírica que se denominó la Tercera Ley de la Conminución: “La energía consumida para reducir el tamaño 80% de un material, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada de este tamaño, definiéndose el tamaño 80% como la abertura del tamiz (en micrones) que deja pasar el 80% en peso de las partículas”.

 1 EB  K B    d  P 

 1  d f  

(1.12)

donde EB es el consumo específico de energía, kWh/t corta, de acuerdo a la teoría de Bond; KB es la constante de Bond; df y dp son los tamaños 80% pasante de la alimentación y producto, respectivamente, en micrones. Bond definió el parámetro KB en función del Índice de Trabajo del material, Wi, que corresponde a la energía necesaria para reducir una tonelada de material desde un tamaño teóricamente infinito hasta partículas que en un 80% sean inferiores a 100 μm. Esto es,

 1 1  W1  K B       100

(a)

de donde, KB = 10 Wi. Así, la ecuación (a) se puede escribir:

(b)

 10  10    EB  K B   P80  F 80   donde F80 y P80 representan el tamaño 80% pasante de la alimentación y producto, respectivamente. Definiendo la razón de reducción, Rr, como la razón entre las aberturas de los tamices por las cuales pasarían el 80% del material de alimentación y producto de conminución, la ecuación (b) se puede escribir en forma alternativa, como: 

EB  W 1

100  Rr  1    P80  Rr 

El Índice de Trabajo depende tanto del material (resistencia a la conminución) como del equipo utilizado, debiendo ser determinado experimentalmente, a través de un ensayo estándar de laboratorio, para cada aplicación requerida.

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Durante el desarrollo de la Tercera Ley de la Conminución, Bond consideró que no existían rocas ideales ni iguales en forma, y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas. Bond basó su teoría en tres principios fundamentales, los que a su vez se basan en mecanismos observados durante la reducción de tamaño de partículas. Dichos principios son: 1. Primer Principio: 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 energético o nivel de energía, correspondiente a toda la energía consumida para llevar las partículas a su tamaño actual. Solamente una partícula de tamaño infinito tendría un registro energético igual a cero (valor de referencia inicial usado por Bond). De lo anterior resulta que el consumo de energía en la conminución es la diferencia entre el registro energético del producto y el correspondiente al de la alimentación:

Consumo  Re gistro de   Re gistro de   de   Energía del   Energía de la         Energía   producto   Alimentaci ón  2. Segundo Principio: El consumo de energía para la reducción de tamaño es proporcional a la longitud de las nuevas grietas producidas. Como la longitud exterior de una grieta es proporcional a la raíz cuadrada de la superficie, se puede concluir que la energía consumida es proporcional a la diferencia entre la raíz cuadrada de la superficie específica obtenida después y antes de la conminución. Esto es:    EB  C B  S P  

  S f  

Reemplazando la superficie específica en términos de un tamaño promedio, d, y de los factores de forma superficial y volumétrico, resulta:

 1  1   EB  K B    d p0.5 d 0f .5  En su deducción teórica, Bond utilizó como tamaño promedio el tamaño 80%, denominando P80 al tamaño 80% pasante del producto, en micrones, y F80 al tamaño 80% pasante de la alimentación, en micrones. Entonces, también se puede escribir:

 1  EB  K B   P80  

1   F80 

que corresponde a la forma matemática equivalente a la ecuación desarrollada anteriormente, donde se demostró además que KB = 1OWi.

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3. Tercer Principio: La falla más débil del material determina el esfuerzo de ruptura, pero la energía total consumida está controlada por la distribución de fallas en todo el rango de tamaños involucrados y corresponde al promedio de ellas. 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, y en este sentido, dominó el campo por casi 25 años. Solamente en la última década han aparecido métodos alternativos que prometen desplazar definitivamente el procedimiento estándar de Bond, situación que aún no se ha concretado en forma generalizada. En realidad, el método de Bond proporciona una primera estimación del consumo real de energía necesario para triturar y/o moler un material determinado en un equipo de conminución a escala industrial, con un error promedio de 120%. Sin embargo, debido a su extremada simplicidad, el procedimiento estándard Bond continúa siendo utilizado en la industria minera para dimensionar chancadores, molinos de barras y molinos de bolas a escalas piloto, semiindustrial e industrial. De acuerdo a lo estipulado por Bond, el parámetro Wi es función del material, del equipo de conminución y de las condiciones de operación. Por esta razón, para ser utilizado debe determinarse bajo condiciones experimentales estándar de laboratorio para cada aplicación. Tenemos entonces que el Wi es una constante propia del mineral y puede ser expresado por:

W = Wi ( 10 P

10 ) F

Esta expresión permite calcular la energía necesaria para reducir un material desde un tamaño original F hasta un producto de tamaño P, si se conoce el Wi En este punto es necesario hacer una precisión de lo que se entiende por F y P. En las operaciones de conminución es habitual que no se tenga un material uniforme en tamaño, por ejemplo, esferas del mismo diámetro en el alimento. Igualmente, el producto siempre estará constituido por una distribución granulométrica. Por lo tanto F y P deberán ser tamaños representativos de distribuciones granulométricas. Por lo cual, Bond eligió el tamaño de partícula correspondiente al 80% acumulado pasante en la distribución granulométrica.

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5. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX A continuación se describen en resumen los principales métodos de determinación práctica del Work Index: 5.1

EN TRITURACIÓN a) Método directo Consiste en determinar la energía (Kw-h/TM) para una relación de trituración determinada F/P. Para ello, se tritura una cantidad de mineral con granulometría conocida, determinando el valor F en micras de la alimentación y P de la descarga, computando el tiempo de trituración empleado y midiendo la demanda de energía de la chancadora en vacío y con carga. Para determinar la energía consumida en reducir de tamaño el mineral se emplea la ecuación:

W =

V*A*t*3*cos M*1000

Donde: W: energía consumida durante la reducción de tamaño, Kw-h/TM V: voltaje aplicado al motor, Voltios A: intensidad de corriente consumida, amp t: tiempo, h cos  : ángulo de desfase entre V e I M: peso de mineral, TM Realizando el análisis granulométrico de la alimentación y el producto, con los valores F80 y P80 se determina el Wi experimental empleando la fórmula de Bond. b) Método del Péndulo Consiste en fracturar partículas de mineral mediante el impacto producido por el péndulo con peso de 33.3 lbs y carrera máxima de 3.0 pies, que gira libremente en un perno, como se aprecia en la figura, el cual imparte una energía variable (pies-lb) a la roca a ser fracturada. Normalmente se hacen entre 40 y 60 pruebas, tomando un promedio de los espesores de las rocas fracturadas así como de las lecturas registradas por la altura de caída del péndulo. El producto de dividir el promedio de lecturas entre el promedio de espesores corresponde a la energía necesaria en pies-lb por pulgada que se denomina como factor “C”. La siguiente ecuación de Bond determina, mediante las pruebas descritas, el Work Index (Wi).

Wi = 2.59*C S

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Donde: Wi: Kw-h/TM C: pies-lb/pulgada S: promedio de peso específico de rocas probadas 5.2

EN MOLIENDA a) Método de Bond El método estándar propuesto por Bond, para la determinación del work index, consiste en operar un circuito de molienda discontinuo (molino de laboratorio) y un tamiz, que hará las veces de un clasificador según se indica en la figura.

Alimento fresco

Molino Batch

Fracción gruesa

Tamiz (malla) Fracción fina

La técnica experimental, establecida para la aplicación de la teoría presentada, consiste en efectuar una molienda en pasos, eliminando en cada uno de ellos el producto a la malla deseada y sustituyendo su peso por carga nueva. El molino utilizado es un equipo estándar de dimensiones D x L = 12” x 12” con una carga de bolas de 20.125 Kg compuesta por bolas de diámetro variable entre 0.61” y 1.45”. El molino opera a una velocidad de 70 r.p.m. y es alimentado con 700 cm3 de carga seca preparada a -6 mallas (—1/8”), la que se clasifica al tamaño deseado después de 100 revoluciones en el primer paso, reponiendo el producto que pasa (fino) con carga nueva (a —6 mallas) para el siguiente paso el cual se realizará durante un numero de revoluciones determinadas en función de la cantidad de material molido por cada revolución (g/rev) obtenido en el paso anterior; esta misma operación se repite durante varias etapas hasta alcanzar una carga circulante del orden de 250% y analizando granulométricamente el producto fino del último caso.

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El Wi se calcula por la fórmula:

Wi 

44.5 x1.1 Pi 0.23 g / r 0.82  10  10  F  P

Donde: Wi Pi g/r P F 1.1

= = = = = =

kwh/t; (por t métrica) Abertura de la malla empleada en micras Gramos por revolución Tamaño en micras al cual se halla el 80% del mineral molido. Tamaño en micras al cual se halla el 80% de la alimentación. Toneladas cortas por cada tonelada métrica.

Métodos Alternativos para la Obtención del Wi en Laboratorio El uso del Wi como parámetro de control de la molienda precisa de su rápida determinación en laboratorio; contrariamente el procedimiento estándar de Bond requiere de una considerable cantidad de tiempo, de personal experto y del molino estándar con el que no siempre se cuenta en las plantas concentradoras. Por ello se han desarrollado algunos métodos alternativos de mayor simplicidad aunque de menor precisión que indicaremos a continuación. b) Método de Berry y Bruce Se basa en el hecho de que si se muele separadamente el mismo peso de dos nuestras diferentes, una de Wi conocido (muestra A) y la otra de Wi desconocido (muestra B), durante el mismo tiempo, al mismo porcentaje de sólidos, en el mismo molino, con una carga de bolas constante, la energía consumida será igual para los dos casos y se podrá plantear la siguiente ecuación:

 10  10 10  10  Wi A   Wi B    P  P F80  A F80  B  80  80 Muestra A

Muestra B

Si se analiza granulométricamente ambas muestras antes y después de la molienda, todos los términos de la ecuación serán conocidos excepto WiB que por lo tanto podrá ser calculado. Este método es muy simple, rápido y basta determinar una sola vez el término

 10 10  Wi A    P F80  A  80

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a un tiempo t, para determinar cualquier otro WiB si la muestra incógnita se muele también al tiempo t manteniendo todas las condiciones del molino constantes. La principal limitación de este método es que no considera la influencia de la viscosidad de la pulpa, la cual varía con la proporción de finos. Para que este método sea más exacto requeriría que las distribuciones granulométricas de las dos muestras antes de la molienda sean iguales. c) Método Anaconda Constituye una mejora del método anteriormente descrito, ya que precisa una sola prueba batch, no necesita mineral de referencia con Wi conocida y puede ser obtenido en cualquier molino el cual debe calibrarse previamente con minerales de Wi conocidos este método supera también la limitación principal del método de Bruce y Berry, ya que para la molienda considera material de – l0m + 100m es decir elimina los finos (-100m). El postulado básico en que sustente este trabajo es que el Wi de la prueba estándar es directamente proporcional al Índice de trabajo de la prueba batch Wi ya que ambos miden la dureza del mineral. Wi  Wi* Wi = K Wi*

(7.49)

donde K es una constante de proporcionalidad, además:

Wi* 

W 10 10  P80 F80

W sería la energía que consumiría el molino durante la prueba batch que sería constante si esta prueba se realiza siempre en un mismo tiempo y con el molino a condiciones constantes. P80 y F80 corresponderían al producto y alimento a la prueba batch. Transponiendo:

kW  10 10  W  10  P80 F80 

1

Si se hace A = KW/l0, que será una constante propia de cada molino, se tendrá:

 10 10  Wi  A   P F80   80

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1

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La calibración del molino consistiría en determinar el valor de A lo cual podrá lograrse si se cuenta con muestras de Wi conocida, por ejemplo, tomadas de operaciones industriales mediante el procedimiento descrito anteriormente. La ecuación anterior podrá ser ajustada a una recta si se grafica los valores de Wi y:

 10 10   .   P F80   80 La pendiente será el valor de A, en algunos casos por comodidad podrá graficarse Wi y

 10 10     P F80   80 en papel log-log come se indica en la figura 6. En este caso la ordenada en el origen será el log A. Coma se indicó previamente, el método precisa que la muestra sea de -10m + 100m, pudiendo usarse 1 kg y molerlo en húmedo 10 minutos; si se realizan los análisis granulométricos del alimento y producto el Wi podrá ser calculado directamente por la ecuación anterior. Este método da resultados con un error del 5% aproximadamente respecto a la prueba standard. Log Wi

A

 1 log   P 80 

1 F80

Fig. 6 Disminución de la constante A en el método Anaconda

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   

1

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6. RATIO DE REDUCCIÓN Es la relación entre el tamaño de alimentación y el tamaño del producto que establece la razón de reducción (Ratio) en un determinado tamaño de partícula. El ratio de reducción es característico en los equipos de conminución y permite dimensionar los equipos en una determinada aplicación. La relación de reducción esta establecida por: R = F80 P80 Donde F80 y P80 representan el tamaño al cual se halla el 80% de peso en cada caso. 7. DESCRIPCIÓN DE MAQUINARIA DE CONMINUCIÓN : CHANCADO Y MOLIENDA En una planta de procesamiento de minerales, la reducción de tamaños o conminución del mineral se realiza en una secuencia de etapas. Esta reducción de tamaños en etapas permite una clasificación de los equipos y métodos empleados. En primer lugar se distingue entre chancado y molienda. El término chancado (o trituración) se aplica a la conminución del material extraído de la mina hasta partículas de aproximadamente 1 cm. Se habla de molienda para referirse a la conminución de tamaños pequeños, 1 cm a 100 pm. Tanto el chancado como la molienda se subdividen a su vez en dos o tres etapas que se les denomina primaria, secundaria y terciaria. Dado que en algunos casos estas etapas de conminución pueden realizarse con el mismo tipo de equipos, los límites entre ellas no son rígidos. Más aún, es posible que en algunas plantas en particular no se haga uso de todas ellas. Así, por ejemplo, una planta de molienda semiautógena no requiere de chancado secundario, terciario ni molienda primaria de barras. En la Tabla 2 se presentan los rangos de aplicación de cada una de las etapas de reducción de tamaños y los consumos promedio de energía involucrados en cada una de ellas. TABLA 2 Rango de aplicación de cada una de las etapas de reducción de tamaños

Etapa

Chancado

Molienda

Sub-etapa

Rango Tamaño

Consumo energía [kWh/t]

Primario

100 a 10 cm

0.3 a 0.4

Secundario

10 al cm

0.3 a 2

Terciario

1 a 0,5 cm.

0.4 a 3

Primario

10 al mm

3a6

Secundario

1 a 0.1 mm

4 a 10

Terciario

100 a 10 µm

10 a 30

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8. SECCIÓN CHANCADO 8.1 CHANCADO PRIMARIO

Fig. 6 Vista de una planta de trituración primaria

El chancado primario es la primera etapa de reducción de tamaño del mineral tal cual llega de la mina. El tamaño inicial depende del tipo de minado y de transporte y de la escala de la explotación; de él de pende, a su vez, el dimensionamiento y el diseño del equipo del chancado primario. Si el mineral proviene de una explotación a “Tajo Abierto”, y sobretodo, si aquella se efectúa a gran escala, el tamaño inicial es función de la fragmentación primaria o secundaria (por ejemplo: profundidad, diámetro, espaciamiento y carga de explosivo de los taladros y altura de bancos); capacidad y dimensiones del equipo de carguío (pala, retroexcavadora) etc. El cuadro adjunto (reproducido del catálogo de la firma manufacturera Telsmith/Barber Greene) muestra la relación entre dimensiones de “cucharas” de las palas, en yardas cúbicas y el tamaño recomendado de chancadoras de quijadas (jaw crushers) y giratorias, especificando las dimensiones de su abertura de alimentación. Se observa, por consiguiente, que en el dimensionamiento de la maquinaria de chancado primario es primordial el tamaño de la alimentación, siendo secundaria la capacidad de procesamiento (tonelaje horario). Por ejemplo, la alimentación de mineral de tajo abierto, puede llegar a tener un metro de lado máximo, mientras aquel proveniente de una explotación subterránea mecanizada, sería el orden de unos 60/90 cm. Y el de minado subterráneo convencional, de unos 20/40 cm. El tamaño final, de descarga de las chancadoras primarias, es función de las dimensiones de ésta y del esquema de las etapas siguientes, pudiendo llegar a unos 7.5/15 cm.

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En todo caso, la potencia requerida para el chancado de un tamaño determinado hasta la granulometría deseada, se puede calcular en forma aproximada por la fórmula de Bond: 

W = 10 * Wi * 

1

 P 80



  F 80  1

Supongamos que wi=15 KWH/TC, F80=50cm.=500000 micras P80 = 7.5 cm. = 75000 micras; entonces: W = 150(3.65/1000 – 1,41 / 1000) = 0.34 KWH / TC Si el tonelaje horario llegará a 500 TC/h, la potencia requerida sería (sin incluir pérdidas de transmisión): 500 * 0.34 = 170 KW El mineral se alimentaría a la chancadora primaria en la mayoría de los casos, desde un buzón, o acopio, mediante un alimentador tipo Apron (faja de placas metálicas), cadena o de placa vaivén. En caso de las chancadoras primarias giratorias, es costumbre vaciar directamente los camiones volquetes a la chancadora sin buzón ni alimentador intermedios. La capacidad del buzón deberá ser calculado de acuerdo con la capacidad de los carros o camiones (o eventualmente, de la faja transportadora del fondo de la mina o del tajo) y de la cadencia con que estos son recibidos en la planta. Es necesario destacar que el mineral que se extrae de minas en clima húmedo (p.ej. en la sección de chancado con un contenidos de arcilla o “panizo” tan elevado que imposibilita el chancado y zarandeo eficiente en las etapas secundaria/terciaria. Se recomienda en tales casos extremos: (a) lavar el mineral entrante a la planta en un trommel lavador, seguido de clasificador para los finos y un espesador para el rebalse de aquél; o, alternativamente, (b) chancar solamente hasta un tamaño medianamente grueso y completar la conminución previa a la molienda de bolas, mediante un molino de barras, conforme a la práctica establecida en gran número de minas locales. Chancadoras primarias operan siempre en circuito abierto, por ejemplo: el mineral es tratado en una sola vez, sin retorno. Es costumbre instalar antes de la chancadora una parrilla estacionaria o vibratoria, con una abertura igual al “setting” de salida de la chancadora, para separar los finos que deben “by passear” la máquina, para aumentar su eficiencia de chancado y su capacidad. Finalmente, reiteramos que aunque hemos estado hablando de minerales, implicando que se trate de “minerales metálicos”, en realidad, las plantas de chancado primario (y, en general, la mayoría de las plantas de chancado) tratan tonelajes importantes de minerales “no metálicos”, entre los cuales los materiales o “agregados” de construcción (piedras, cascajo, etc.) ocupan un lugar preponderante.

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8.2


CHANCADORAS DE QUIJADAS

Fig. 7 Vista de una chancadora de quijada

El prototipo de la chancadora de mandíbula o de quijadas, actualmente en uso, fue patentado por Blake en 1858 en EEUU, conduciendo a una verdadera revolución en la reducción de tamaño de rocas de gran calibre en gran escala. Constaba, como todavía en los modelos perfeccionados de hoy en día, de un marco o caja, robusto, de acero fundido o similar, con una cámara de chancado en un lado, formada por una mandíbula móvil (más hacia el interior), ambas revestidas con “liners” reemplazables de desgaste de una aleación de alta resistencia al impacto y a la abrasión. La mandíbula móvil es impulsada por un poderoso mecanismo excéntrico, que ejerce una presión elevada sobre los trozos de mineral, hasta exceder su límite de ruptura (como se verá, los trozos de mineral se trituran en realidad, según grietas preexistentes). El tamaño de la chancadora se expresa en abertura de la boca de alimentación por el largo de la mandíbula o quijada, de modo que una chancadora de 24” entre mandíbula fija y móvil y de 36” a lo largo de la mandíbula. Al seleccionar la chancadora apropiada para mineral de un cierto grosor, debe procurarse que la dimensión mayor de los trazos no debe sobrepasar el 80% de la distancia entre quijadas. La regulación de la abertura de descarga o “setting” de la máquina, se efectúa reemplazando el “toggle”. Ajustes menores, para compensar el desgaste de las corazas, se logra colocando “washers” en el soporte del “toggle”. En algunos modelos, estos ajustes pueden hacerse hidráulicamente. Otros detalles constructivos son visibles de las ilustraciones adjuntas, debiendo acentuarse la importancia de la lubricación que debe ser preferentemente automática. También se destaca la calidad y el perfil de los revestimientos o “corazas” de las mandíbulas fija y móvil, que son normalmente de una buena aleación de acero austenítico al Mn (12 – 14% Mn y a veces hasta 2% Cr).

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Su diseño será tal, que se mantenga el ángulo óptimo de ataque; por ejemplo el ángulo con que se produce la compresión de las quijadas para “atrapar” y forzar las partículas de mineral a descender por la cámara de chancado para ser fracturado. El ángulo de ataque más frecuente varía entre 19 y 25 grados, dependiendo tanto de la naturaleza del mineral como del estado de desgaste de las corazas. Además, las corazas pueden ser planas o corrugadas; y reversibles (o de 2 usos) o irreversibles (un solo uso). El producto de descarga de la chancadora cae a una tolva, si la máquina está al interior de la mina, o a una faja transportadora, si está ubicada en una planta en la superficie. Dicha faja lo transporta a la etapa siguiente.

2 1

5 4 9 3

8

6

7

Fig. 8 Chancadora de quijadas. 1. Quijada móvil, 2. Pasador bisagra, 3. Quijada fija, 4. Forros, 5. Bastidor, 6. Ajuste hidráulico de la abertura de salida, 7. Brazo de articulación, 8. Brazo pitman, 9. Eje excéntrico.

CHANCADORAS DE QUIJADAS DENVER  Tipo “H” : Caja de acero fundido  Tipo “D” : Caja de planchas de acero

39

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a.

Tamaños que se fabrican:  Actualmente sólo fabricamos la del tipo “D”.  Se les conoce por las dimensiones de la boca en pulgadas (ancho y largo).  Ver tabla adjunta sobre tamaños.

b. Escala de Reducción:  Es la relación entre el tamaño de alimentación al tamaño de la descarga.  Generalmente es 8, aunque en algunos casos puede llegar a 4. c.

Tamaño máximo de alimentación  Se considera el 80% del ancho de la boca.

d. Tabla de capacidades  Están basadas en un material de 100 libras por pie cúbico.  Ver tabla adjunta. e.

Producto resultante  Se producen tamaños más grandes que el tamaño regulado para la descarga.  Ver tabla adjunta sobre calidad del producto resultante.

Fig. 9 Superficies trituradoras

40

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Fig. 10 Vista planta de chancado

CAPACIDADES Y TABLA DE SELECCIÓN DE LAS CHANCADORAS DE QUIJADAS CHANCADORAS DE QUIJADAS KUE – KEN Ch. N°.

Abert Plg.

22

Tabla de Toneladas (2000 Lb.) por hora

HP

RPM

Peso Tot. Lbs.

10

365-425

3225

15 20

10-15

365-425

3225

12 15

15 20

10-15

365-425

3225

20 25

25 30

30 35

15-20

365-400

4700

20 25

25 30

30 35

15-20

365-400

4500

25 35

30 40

35 45

15-25

365-400

7350

25 35

30 40

35 45

45 55

55 65

15-30

365-400

7300

25 35

30 40

35 45

45 55

55 65

15-30

365-400

7250

¾ ”

1”

1 ¼”

1 ½”

3x12

7 9

10 12

10 15

24

5x12

7 9

10 12

12 15

25

7x12

7 9

10 12

34

6x16

35

9x16

54

8x24

1 0 1 5 1 0 1 5 1 5 2 0

55

10x24

56

12x24

8 1 0 8 1 0 8 1 0 1 5 2 0 1 5 2 0 2 0 2 5 2 0 2 5 2 0 2 5

2”

2 ½”

3”

3 ½”

4”

5”

41

6”

7”

8”

10”

12”

14”

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Ch. N°.

Abert Plg.

57

15x24

69

12x30

70

15x30

79

8x36

80

10x36

81

12x36

89

16x36

90

20x36

95

24x36

104

8x42

105

10x42

106

12x42

107

17x42

108

20x42

110

25x42

120

30x42

140

16x48

141

18x48

150

36x48

160

42x48

200

48x60


Tabla de Toneladas (2000 Lb.) por hora ¾ ”

1”

2 5 3 0

4 0 4 5 4 0 4 5

4 0 5 0 4 0 5 0

HP

RPM

Peso Tot. Lbs.

55 65 65 75

20-30

350-385

10000

20-30

350-385

15250

55 65 80 90

65 75 90 100

20-30

350-385

15000

25-40

350-385

17200

70 80

80 90

90 100

25-40

350-385

17100

80 90 80 90 80 90 80 90 90 120

90 100 90 100 90 100 90 100 125 150

100 125 100 125 100 125 100 125 150 175

25-40

350-385

16500

125 150 125 150 125 150 175 200

30-50

325-360

22000

30-50

325-360

2200

30-50

325-360

27000

40-60

350-360

22500

1 ¼”

1 ½”

2”

2 ½”

3”

25 35 30 35

30 40 35 45

35 45 50 55

45 55 55 65

30 35 40 50

35 45 50 60

50 55 70 80

40 50

50 60

40 50

50 60 50 60

3 ½”

4”

5”

6”

7”

8”

10”

12”

14”

40 60

60 70

70 80 70 80 70 80 70 80 80 90

40 60

60 70

80 90

90 120

125 150

150 175

175 200

200 225

40-60

350-360

22500

40 60

60 70

80 90 80 90 80 90 80 90

90 120 90 120 90 120 90 120

125 150 125 150 125 150 125 150

150 175 150 175 150 175 150 175 150 175 180 200 180 200

175 200 175 200 175 200 175 200 175 200 200 300 200 300

200 225

40-60

350-360

22500

75

325

31000

75

325

31000

40-60

325-350

33500

60-75

300-325

42500

100

275

65000

100

275

65000

75-125

275-300

89800

100-150

275-300

150-200

225-275

10800 0 16300 0

130 140 130 140

140 160 140 160

160 180 160 180

200 300

150 175

200 225 200 225 250 350 250 350 250 350 250 350

Tabla 3

42

225 250 225 250 300 400 300 400 300 400 300 400 400 500

250 275 250 275

350 450 350 450 350 450 450 550

275 300 275 300

400 500 400 500 500 600

500 600 500 600 600 700

600 700 700 800

900 100 0

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8.3


CHANCADORAS GIRATORIAS

3 2 A

1

C B Fig. 11 Chancadora giratoria: 1. Tazón, 2. Eje principal o husillo, 3. Junta o conexión giratoria, A. Abertura de alimentación, B. Diámetro inferior del cono, C. Abertura de descarga

Las chancadoras giratorias son usadas principalmente para chancado primario, aunque se fabrican unidades para reducción más fina que pueden usarse para chancado secundario. La chancadora giratoria (Figura 11 y 14) consiste de un largo eje vertical o árbol que tiene un elemento de molienda de acero de forma cónica, denominada cabeza el cual se asienta en un mango excéntrico. El árbol está normalmente suspendido de una araña y a medida que gira normalmente entre 85 y 150 rpm, describe una trayectoria única en el interior de la cámara de chancado fija debido a la acción giratoria de la excéntrica, al igual que en la chancadora de mandíbula, el movimiento máximo de la cabeza ocurre cerca de la descarga. Esto tiende a aliviar el atorado debido al hinchamiento, y la máquina trabaja bien en chancado libre. El árbol esta libre para girar en torno a su eje de rotación en el mango excéntrico, de modo que durante el chancado los trozos de roca son comprimidos entre la cabeza rotatoria y los segmentos superiores del casco, y la acción abrasiva en dirección horizontal es despreciable. En cualquier sección cuadrada de la máquina hay en efecto dos sets de mandíbulas, abriéndose y cerrándose. Debido a que la chancadora giratoria chanca durante el ciclo completo, su capacidad es mayor que la de una chancadora de mandíbulas de la misma boca y generalmente se prefiere en aquellas plantas que tratan tonelajes grandes de material. En minas que tienen capacidades de chancado sobre 1000 tc/h, se seleccionan siempre chancadoras giratorias.

43

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Las chancadoras giratorias grandes frecuentemente trabajan sin mecanismos de alimentación y se alimentan directamente por camiones (fig. 12). Si la alimentación contiene demasiados finos puede que haya que usar un tamiz de pre-clasificación (grizzly) pero la tendencia moderna en las plantas de gran capacidad es trabajar sin grizzlies si el mineral lo permite. Esto reduce el costo de la instalación y reduce la altura desde la cual cae el mineral, minimizando así el daño a la araña de centrado.

Fig. 12 Alimentación a directa a chancadora giratoria que trabaja sepultada

Fig. 13 Alimentación de mineral al área de chancado

44

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Fig. 14 Vista esquemática de una trituradora giratoria

45

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El casco exterior de la chancadora es construido de acero fundido o placa de acero soldada. El casco de chancado está protegido con revestimientos o cóncavos de acero al manganeso o de fierro fundido blanco (Ni - duro) reforzado. Los cóncavos están respaldados con algún material de relleno blando, como metal blanco, zinc o cemento plástico, el cual asegura un asiento uniforme contra la pared. La cabeza está protegida con un manto de acero al manganeso. El manto esta respaldado con zinc, cemento plástico, o, más reciente, con resina epóxica. El perfil vertical con frecuencia tiene forma de campana para ayudar al chancado del material que tiene tendencia al atorado. El mango excéntrico, en el cual calza el árbol está hecho de acero fundido con revestimientos reemplazables de bronce. El tamaño de las chancadoras giratorias se especifica por la boca (ancho de la abertura de admisión) y el diámetro del manto, como se muestra en la Figura 15. Así, una chancadora giratoria de 60 x 89, tendrá un ancho de admisión de 60 plg y un manto de 89 plg de diámetro. El ángulo de mordida en este tipo de chancadora normalmente es mayor que al de mandíbulas, generalmente 25’.

60”

89”

6”

Fig. 15 Designación de la chancadora giratoria: 60” x 89” – 6”

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TOQUEPALA CONCENTRATOR CRUSHING PLANT

Fig. 16 Típico flow sheet de una planta de trituración

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CAPACIDADES Y TABLA DE SELECCIÓN DE LAS CHANCADORAS GIRATORIAS CHANCADORAS GIRATORIAS ALLIS CHALLMERS Toneladas (2000 libras) por hora Chancadora

RPM

RPM motri z

HP Máx .

Abertura de descarga

30-55

175

600

300

36-55

175

600

300

42-65

150

514

400

1000 1250 1650

48-74

135

514

500

1700 2000 2300 2700

54-74

135

514

500

1950 2250 2550

60-89

125

514

600

2500 2840 3260 3600

60-109

110

450

1000

3”

4”

5”

510

650

810

600

760

6”

7”

8”

9”

10”

11”

12”

4620 5260 5900 6600

Tabla 4 8.4

COMPARACIÓN ENTRE CHANCADORAS PRIMARIAS Al decidir entre una chancadora de mandíbula y una giratoria para una aplicación particular el principal factor es el tamaño máximo del mineral que deberá tratar el chancador y la capacidad requerida. Las chancadoras giratorias en general se usan cuando se requiere alta capacidad. Debido a que chancan durante el ciclo completo son más eficientes que las chancadoras de mandíbula. La chancadora de mandíbula tiende a ser usada cuando la boca de la chancadora es más importante que la capacidad. Por ejemplo, si se requiere chancar material de cierto diámetro máximo, entonces una giratoria que tenga el tamaño de boca requerido tendrá una capacidad aproximada de tres veces la de una chancadora de mandíbula de la misma boca. Esto se puede apreciar comparando las áreas de las aberturas de admisión y descarga dechancadoras de igual boca. La chancadora giratoria proporciona una mucha mayor área de alimentación y descarga que una chancadora de mandíbula a un mismo gap de descarga. Esta característica no sólo le da mayor capacidad de procesamiento, sino que también lo hace más eficiente en el transporte de material dentro de la cámara. Una chancadora de mandíbula es limitada en este respecto.

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Si se requiere alta capacidad, entonces la giratoria es la más adecuada. Sin embargo, si se necesita una gran boca pero no capacidad, entonces la chancadora de mandíbula probablemente será más económica, ya que es una máquina más pequeña y la giratoria estaría corriendo ociosa la mayor parte del tiempo. Los costos de capital y mantención de una chancadora de mandíbula son ligeramente menores que las de una giratoria, pero estos pueden ser compensados por los costos de instalación, que son menores en la giratoria, puesto que ocupa cerca de 2/3 del volumen y tiene aproximadamente 2/3 del peso de una chancadora de mandíbula, que necesitan ser más robustas debido a los esfuerzos alternados de trabajo. El tipo de material a tratar puede determinar también el tipo de chancadora a usar. Las chancadoras de mandíbula se comportan mejor que las giratorias con materiales arcillosos y plásticos, debido a la mayor amplitud de movimiento de la mandíbula. Las giratorias han mostrado ser particularmente adecuadas para material duro, abrasivo, y tienden a dar un producto más cúbito que las chancadoras de mandíbula si la alimentación es laminada o alargada. Debido a la simplicidad de la cámara de chancado en la chancadora de mandíbulas, el reemplazo de los revestimientos es relativamente rápido y barato. Además, los revestimientos normalmente son reversibles, por lo que el scrap de metal perdido es usualmente bajo. 8.4.1

CHANCADO SECUNDARIO Y TERCIARIO

Fig. 18 Alimentación al chancado secundario

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Las chancadoras secundarias son más livianas que las máquinas primarias, puesto que toman el producto chancado en la etapa primaria como alimentación. El tamaño máximo normalmente será menor de 6 ó 8 plg de diámetro y, puesto que todos los constituyentes dañinos que vienen en el mineral desde la mina, tales como trozos metálicos, madera, arcilla y barro han sido ya extraídos, es mucho más fácil de manejar. Las chancadoras secundarias también trabajan con alimentación seca y su propósito es reducir el mineral a un tamaño adecuado para molienda o chancado terciario si es el que el material lo requiere. Las chancadoras usadas en chancado secundario y terciario son esencialmente las mismas excepto que para chancado terciario se usa una abertura de salida menor. La mayor parte del chancado secundario y terciario (chancado fino) de minerales se realiza con chancadoras de cono, aunque también se usan rodillos de chancado y molinos de martillo para ciertas aplicaciones. 8.4.2

LA CHANCADORA DE CONO La chancadora de cono es una chancadora giratoria modificada. La principal diferencia es el diseño aplanado de la cámara de chancado para dar alta capacidad y alta razón de reducción del material. El objetivo es retener el material por más tiempo en la cámara de chancado para realizar mayor reducción de éste en su paso por la máquina. El eje vertical de la chancadora de cono es más corto y no está suspendido como en la giratoria sino que es soportado en un soporte universal bajo la cabeza giratoria o cono. Puesto que no se requiere una boca tan grande, el casco chancador se abre hacia abajo lo cual permite el hinchamiento del mineral a medida que se reduce de tamaño proporcionando un área seccional creciente hacia el extremo de descarga. Por consiguiente, la chancadora de cono es un excelente chancador libre. La inclinación hacia afuera del casco permite tener un ángulo de la cabeza mucho mayor que en la chancadora giratoria, reteniendo al mismo tiempo el mismo ángulo entre los miembros de chancado, como se aprecia en la Figura 4.20. Esto da a la chancadora de cono alta capacidad, puesto que la capacidad de una chancadora giratoria es proporcional al diámetro de la cabeza.

50

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Fig. 19 Operación de chancado

Las chancadoras de cono se especifican por el diámetro del revestimiento del cono. Los tamaños pueden variar desde 2 a 10 pies y tienen capacidades de hasta 3000 tc/h para aberturas de salida de 2 1/2 plg. La amplitud de movimiento de una chancadora de cono puede ser de hasta 5 veces la de una chancadora primaria que debe soportar mayores esfuerzos de trabajo. También operan a mucha mayor velocidad. El material que pasa a través de la chancadora esta sometido a una serie de golpes tipo martillo en vez de una compresión lenta como ocurre con la cabeza de la chancadora giratoria que se mueve lentamente.

Fig. 20 Esquema de la cámara de chancado (formado por la cabeza y el casco) en chancadoras de cono

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La acción de la alta velocidad permite a las partículas fluir libremente a través de la chancadora y el recorrido amplio de la cabeza crea una gran abertura entre ella y el casco cuando está en la posición completamente abierta. Esto permite que los finos chancados sean descargados rápidamente, dejando lugar para alimentación adicional. La Figura 4.22 muestra un esquema representativo de lo que ocurre en la cámara de chancado al entrar mineral. La descarga rápida y características de no atoramiento de la chancadora de cono permite una razón de reducción en el rango 3 - 7: 1, pudiendo ser mayor en algunos casos.

Fig. 21 Chancadora cónica: 1. Placa de alimentación, 2. Cámara de trituración izquierda, 3. Forro del cono, 4. Acumulador de presión, 5. Ventanas de inspección, 6. Forro de desgaste, 7. Sello de protección contra polvo, 8. Corona con dientes helicoidales, 9. Bocina de la excéntrica, 10. Sistema ASR, 11. Tolva de alimentación, 12. Protector del eje principal, 13. Cámara de trituración derecha, 14. Perno de sujeción, 15. Mecanismo de accionamiento, 16. Conjunto del eje de accionamiento con rueda motriz, 17. Sistema hidráulico.

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8.4.3

LA CHANCADORA DE CONO SYMONS Es el tipo más común de chancadora de cono en operación. Se comercializa en dos tipos: cono estándar para chancado secundario normal y cono cabeza corta para chancado terciario. Ellas difieren principalmente en la forma de las cavidades de chancado. La chancadora de cono estándar normalmente se usa en chancado secundario. La chancadora de cono estándar tiene un revestimiento escalonado lo cual permite una alimentación más gruesa que la de cabeza corta. En estas máquinas el tamaño de admisión es relativamente grande, varia de 4 a 8 plg en los modelos grandes de 7 pies hasta 2 1/2 a 4 plg en los modelos pequeños de 2 pies. En cuanto al tamaño del producto, éste varia de 4 a 3/4 plg (100 mm a 19 mm) según el tamaño de la máquina. Un valor típico para una máquina de 7 pies es lograr un producto bajo las 2 plg. La razón de reducción normalmente está en el rango de 3:1 y raramente más de 5: 1. La chancadora de cono de cabeza corta, normalmente se utiliza como chancador terciario o en una cuarta etapa de chancado. Sin embargo, es posible usarla en algunos casos como chancador secundario. Como se ve en las figuras, la chancadora de cono cabeza corta tiene un ángulo de cabeza más agudo que la estándar, lo cual ayuda a prevenir atoramiento debido al material más fino que procesa. También tiene abertura de alimentación más pequeña (máximo alrededor de 4 plg), una sección paralela mayor en la sección de descarga, y entrega un producto de 1/8 a 1 plg (3 a 25 mm). La sección paralela entre los revestimientos de la descarga es una característica de todas las chancadoras de cono y es incorporada para mantener un control estrecho del tamaño del producto. La razón de reducción es este tipo de chancadora varía normalmente entre 1.5 y 2 a 1 y raramente más de 3:1. Los chancadores terciarios normalmente operan en circuito cerrado con una zaranda vibratoria. Las chancadoras de cono se pueden equipar con varios diseños de revestimiento para generar distintas cavidades de chancado, adaptándose a varios tipos de alimentación: fina, media gruesa y extra gruesa. Al seleccionar el tipo de cavidad debe cuidarse de obtener un diseño que permita que los tamaños mayores de la alimentación entren a la chancadora de manera eficiente.

53

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1.

El material ingresa a la cavidad de trituración

3. Los fragmentos quebrados verticalmente hacia la cabeza

2.

caen

Primera presión al moverse la cabeza hacia el lado angosto

4. Segunda presión. La cabeza se encuentra otra vez en el lado cerrado

5. Los fragmentos siguen de nuevo una trayectoria vertical

6. Tercera presión. Se produce otra reducción de tamaño que corresponde a la abertura de la cavidad en ese punto

54

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7. El material ha avanzado más en su trayectoria hacia abajo

9. De nuevo la cabeza está en lado abierto con todo el material ahora en la zona paralela

8. Cuarta presión. Se produce otra reducción en la zona paralela de la chancadora

10. Quinta presión. Ya todas las partículas se han reducido al tamaño requerido y pasan por la cavidad de trituración

Fig. 22 Descripción de la trituración del material en la chancadora cónica

Puesto que el chancado más eficiente ocurre cuando la alimentación recibe 4 ó 5 golpes en su paso por la cavidad, es importante seleccionar un diseño que permita reducción tanto en la porción superior de la cavidad como en la zona paralela. En otras palabras una abertura muy grande impedirá el chancado en la zona superior y puede desarrollar consumo excesivo de potencia. Como la velocidad de alimentación es gobernada por el consumo de potencia, una cavidad incorrecta puede reducir la capacidad, y en ocasiones crear mantenimiento innecesario. Por otro lado, si la cavidad sólo acepta la alimentación cuando los revestimientos están nuevos, pero a medida que se desgastan la abertura se va cerrando, reduciendo la velocidad de alimentación, entonces se requiere una cavidad más eficiente. Puesto que no hay dos menas iguales, a lo largo de los años se han ido desarrollando un gran número de diseños de cavidades. El chancado secundario normalmente trabaja en circuito abierto pero a veces es recomendable tamizar el material antes de pasar por el chancador para eliminar aquella parte de la alimentación que ya

55

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cumple con las exigencias de tamaño del producto. Esto se recomienda en general cuando la alimentación contiene más de 25% de material menor que la abertura de salida del chancador. Una característica importante de estas máquinas es que el casco es mantenido abajo por un sistema anular de resortes o por un mecanismo hidráulico. Esto permite que el casco ceda si entra a la cámara de chancado algún material muy duro (por ejemplo, trozos de acero) permitiendo que el objeto duro pase. Si los resortes están trabajando continuamente, como puede ocurrir con menas que contienen partículas muy duras, se permitirá que material sobretamaño escape del chancador. Esta es una de las razones para usar circuito cerrado en la etapa final del chancado. Puede ser necesario escoger para el circuito, una zaranda que tenga abertura ligeramente mayor que la abertura de salida del chancador. Esto es para reducir la tendencia a que partículas muy duras, de tamaño ligeramente mayor que la zaranda pasen por el chancador sin chancarse, y comienzan a acumularse en el circuito cerrado y aumenten la presión en la garganta del chancador. La abertura de descarga puede cambiarse o ajustarse por desgaste del revestimiento en forma fácil apernando el casco hacia arriba o hacia abajo por un sistema de cabrestante y cadena o por ajuste del sistema hidráulico. Esta abertura se chequea periódicamente dejando caer pesos de plomo en la cámara de chancado y midiendo su espesor al salir. Tabla 4.5 CAPACIDADES Y TABLA DE SELECCIÓN CHANCADORA CÓNICA H - 6000 Toneladas por hora Cámara chancad Extra fino

Tamaño Partícul. 55

Fino

75

Medio fino

100

Medio

130

Medio grueso

170

Grueso

210

Extra grueso

300

Abertura 10 130 – 160 130 255 125 205 110 170

56

de descarga, mm. 13 16 19 22 con 80 % de fino entre 7 – 9 mm. 140 150 165 175 315 340 365 390 135 145 155 165 250 375 400 430 120 130 140 150 215 295 390 470 120 130 140 145 200 215 310 410 135 145 155 190 240 300 150 160 210 265

25

29

185 415 175 455 160 500 155 480 165 410 170 330

200 450 190 495 175 540 170 520 175 490 185 410

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Fig. 23 Chancadoras Estándar crusher y Short head crusher (cabezal corto)

8.5

CIRCUITOS DE TRITURACIÓN En los diagramas siguientes se representan en términos generales los principales arreglos para una operación de chancado, en los cuales la eficiencia en la misma va en aumento del arreglo de la Fig, 10 a la 12, debiéndose considerar que la inversi6n en instalaci6n aumenta en el mismo sentido pero el de operación es en sentido inverso. Este último aspecto se intensifica notablemente en plantas de gran capacidad. En las figuras C, D y E se muestran diagramas típicos de circuitos abiertos (C) y cerrados (D y E) con sus respectivas capacidades de procesamiento de mineral.

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CIRCUITOS DE TRITURACIÓN

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SECOND CRUSH

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9. CLASIFICACIÓN SECA 9.1

GENERALIDADES

Fig. 24 Clasificación de mineral en alimentación de chancadora primaria

Es la separación de partículas suficientemente finas del material en proceso de conminución, a fin de que estas puedan corto-circuitar la etapa de conminución en cuyo circuito se encuentra el aparato de clasificación, para avanzar a la etapa siguiente. La clasificación permite aumentar tanto la capacidad como la eficiencia de los procesos de conminución respectivos y evita (o reduce) la sobremolienda de los finos que pueden tener un efecto metalúrgico perjudicial sobre los procesos de concentración consiguientes. 10. TAMIZAJE El tamizado es la separación por el tamaño ó por el volumen de un conjunto de partículas en dos ó más fracciones. Constituye una operación unitaria esencial en los procesos de concentración de minerales, especialmente durante la trituración, donde actúa como etapa controlante en la eliminación de material menor a cierta dimensión, que no requiere de reducción adicional y se encuentra preparado en tamaño para una etapa siguiente.

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La característica principal de la separación de los tamices o cedazos es que ésta se efectúa estrictamente según tamaño de partícula. Aunque estudiamos la operación de tamizar, principalmente desde el punto de vista de clasificar por tamaño un mineral en proceso de conminución, debemos mencionar que esta misma operación se aplica igualmente para procesos tan diversos como : lavar, deslamar y desaguar ; separa diversos tipos de cascajo y arena , recuperación de medios densos por ejemplo una suspensión usada en n tipo especial de concentración gravimétrica llamada "por medio denso" y limpieza de diferentes productos químicos alimenticios, etc. Dicha operación se efectúa sobre una superficie perforada o tejida en forma de malla de alambre, llamada cedazo, que se encuentra montada sobre un marco sólido, dotado generalmente de un mecanismo vibrador, que lleva el nombre de "zaranda". Durante el tamizado, la separación por tamaño se produce por la acción de superficies planas o curvas, con aberturas de un tamaño definido, sobre las cuales se alimentan el material que se desea tamizar.

Fig. 25 Estratificación de partículas

La inclinación de la superficie o su movimiento, hará que el material fluya y al mismo tiempo sufra una estratificación en las que las partículas grandes se sitúan en la parte superior, mientras que las finas pasarán el lecho de partículas gruesas por los espacios vacíos y llegarán a la superficie del tamiz atravesándola si las aberturas son mayores a ellas (ver fig. 5.2). Esta sección origina dos productos, uno de partículas más gruesas que la abertura del tamiz llamado rechazo u oversize y otro de partículas de tamaño menor a la abertura llamado pasante o undersize.

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11. TIPOS DE ZARANDAS Las zarandas se clasifican de acuerdo a sus características de la manera siguiente: a) Por su movimiento : Estacionarias: sin movimiento; p. Ej. Parrillas, etc. Vibratorias: movimiento ondulatorio circular ó rectilíneo por medio de excéntricas ó alta frecuencia. b) Por su posición : Inclinadas: las mas usadas, alta capacidad y aplicación (gama de tamaños), movimiento vibratorio circular. Horizontales: alta eficiencia y precisión de separación, permanencia prolongada del material. Movimiento vibratorio rectilíneo, Cuando la limitación es la altura. c) Por el número de cubiertas: simples y múltiples d) Aplicaciones especiales: Trommel, circulares, centrífugas y DSM. Cuando la zaranda es del tipo estacionario normalmente utilizada para tamizar material de un grosor superior a 1 pulgada, se le denomina "parrilla". Su cubierta tendrá una gradiente suficiente para asegurar el avance o transporte del material por tamizar y suele estar formada por plan de acero perforado o de barras y con un esparcimiento adecuado para la separación que se desee realizar. Cabe agregar que existen parrillas o grizzlies según su nombre en ingles con movimiento vibratorio y tales parrillas vibratorias se combinan con a veces con un alimentador vibratorio que tendrá por consiguiente una función mixta de transportar y tamizar, y se utiliza para extraer mineral grueso de los buzones que alimentan las chancadoras primarias. Los elementos estructurales de una zaranda, vibratorio típica, comprenden el marco vibratorio que soporta, por una parte, el cedazo, y por otro el mecanismo vibrador, que a su vez, consta de un eje vibratorio se regula por ajuste de contrapeso) y el marco de base, que une el marco vibratorio a la estructura del edificio y soporta al mismo tiempo el motor y transmisión. Otras clases de zaranda vibratorias son: Zarandas inclinadas, son las más frecuentemente usadas y se distinguen por alta capacidad y aplicabilidad para una gama amplia de tamaños de partículas. El material avanza por gravedad ayudado por el movimiento vibratorio la vibración es en sentido circular lo que ayuda a la estratificación de la cama de material.

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Fig. 26 Zaranda Vibratoria Zarandas horizontales: se aplican generalmente en caso de limitación de altura y cuando se desea obtener alta eficiencia y precisión de separación en vista de permanencia prolongada sobre la superficie de tamizaje. El movimiento vibratorio no es circular sino rectilíneo, con un componente horizontal que transporte la carga del extremo de carguío al de descarga y al mismo tiempo causa un movimiento vertical del cedazo. Las zarandas vibratorias también se distinguen por él numero de cubiertas: Existen zarandas con 1,2 o 3 cubiertas, cada cual con su respectivo tamiz cuya abertura es cada vez más pequeña en la cubierta inferior y mayor en las cubiertas superiores. Debido a la multiplicación de la superficie de tamizaje, aumenta la capacidad de la zaranda (aunque no proporcionalmente, ya que las cubiertas inferiores pierden capacidad por su poca accesibilidad a ser limpiadas y mantenidas destapadas).

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Fig. 27 Zaranda vibratoria en dos niveles

Además, las zarandas de cubiertas múltiples tienen la capacidad de entregar productos de diferente granulometría (por Ej.: distintos grados de cascajo y arena; o separación de productos para ser alimentados a diferentes chancadoras, etc.). Sin embargo en la experiencia de las plantas de concentración de minerales, el objetivo perseguido es a menudo el aumento de la superficie de tamizaje (con economía de área instalada, y de un circuito simplificado de clasificación), con protección simultanea de la malla del cedazo inferior, que es normalmente más delicada que las mallas más gruesas de los cedazos superiores y que sufrirían por la presencia de gran cantidad de trozos pesados, los que de esta manera podrán ser retenidos por aquellos. Para completar, mencionaremos algunos tipos de zarandas para aplicaciones especiales: Trommels o Tambores Rotatorios: Cuya superficie lateral, cilíndrica, está total, o parcialmente, formada por plancha perforada o mallas de alambre; ambos extremos del cilindro están abiertos, sirviendo respectivamente para alimentación y descarga. Su uso principal consiste en lavado y deslamado de minerales (roca para materiales de construcción), eliminando el contenido de arcilla o "panizo" tan dañino para el proceso de chancado fino y clasificación por tamizaje en zarandas en seco, Estos tambores rotan a baja velocidad, por Ej.: unas 15 a 20 RPM, y se instalan con una ligera inclinación que ayuda al avance de la carga. Zarandas o Vibradores Circulares, empleados para separaciones de materiales especiales, hasta una fineza de 325 mallas/pulgadas. Su mecanismo vibratorio comprende un eje vertical con contrapesos que transmiten al cedazo circular un movimiento horizontal (ayudando la carga a avanzar desde el punto de alimentación en el centro, hasta la descarga en la periferia), así como un movimiento vertical y tangencial de la superficie de tamizaje. Modelo principal :sweco).

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Zarandas Curvas Estacionarias (Tipo DSM), aplicadas para clasificar pulpas relativamente gruesas en circuitos de molienda donde presentan ventajas por su mecanismo sencillo y por efectuar una separación estrictamente por tamaño y no, como los clasificadores húmedos y ciclones, por tamaño y densidad se emplean para separaciones hasta 10 mallas y aun más finas. La superficie de tamizaje se compone de barras o alambres paralelos, en ángulo recto con el movimiento de la carga. La forma de la superficie puede ser recta o curva; su inclinación es del orden de 45° con la horizontal 12. CAPACIDAD, EFICIENCIA Y CARGA CIRCULANTE Antes de abarcar los cálculos mencionado en el título, describiremos brevemente los fenómenos que tiene lugar durante el proceso de tamizado. La carga entra a la zaranda mediante un cajón de alimentación y si este ha sido diseñado correctamente, su impacto no dañara la malla, y a su vez, gracias al movimiento vibratorio, cambia su velocidad vertical por la horizontal, ocupando todo el ancho de la superficie de tamizaje con lo cual aprovechara al máximo la eficiencia del cedazo. El primer efecto del movimiento vibratorio es de fluidización de la masa de material a medida que avanza. El segundo es la estratificación, mediante la cual las partículas finas alcanzaran las superficies de tamizado, poniéndose en contacto con las aberturas de la misma. En la figura adjunta se observa que es preciso mantener una profundidad adecuada de la "cama" de material, para lograr que las partículas gruesas en la parte superior de ella, "fuercen" a las finas a atravesar dichas aberturas. Considerando que justamente a nivel de cedazo, las partículas finas y gruesas (o de tamaño muy cercano) "competirán" por pasar a través de las aberturas, se consigue que la acción de la zaranda se convierta en un efecto "probabilística" que se favorece por un ancho y largo de malla suficiente, un movimiento vibratorio de amplitud, frecuencia y dirección correctas, ausencia de lamas u otros finos húmedos que bloqueen las aberturas, y en general, una composición granulométrica acorde con la separación que se pretende conseguir. Se observa igualmente, que incluso bajo condiciones ideales, es imposible lograr que todo el fino contenido en la carga sea recuperado en el "Undersize" del cedazo y que, por otra parte, el sobretamaño u "Oversize" del cedazo queda completamente libre de dichas partículas finas. 12.1 EFICIENCIA DE SEPARACIÓN Para el cálculo de la eficiencia de separación, existen diferentes criterios, dependiendo si se considera la ausencia de finos en el "Oversize", o la recuperación de finos en el "Undersize".

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a (+) b O/S

(-) U/S

En el primer caso, la eficiencia para el cociente: grueso, teórico en la carga / cantidad practica de "Oversize" y la formula mas simple para esta expresión es: E (limpieza Oversize) = 100- %finos en Oversize. Por otra parte, la eficiencia de recuperación de finos en el Undersize será la razón: "Cantidad de Undersize/Contenido Teórico de Finos en la Carga" lo que se expresa por la formula: E (Recuperación de finos) = 100 (a - b)/a(100-b) , donde: a = % de finos contenidos en la carga, y b = % de finos en el oversize descargado del cedazo 12.2 CAPACIDAD DE UNA ZARANDA Para determinar el área requerida de cernido de un cedazo para una cierta carga de granulometría conocida se procede como sigue: Calcular el total de "Undersize" que pasara por la malla de separación del cedazo, en Tc/Hora; Aplicar la formula empírica propuesta por la mayoría de los fabricantes de cedazos comerciales: Área requerida en Undersize/(AxBxCxDxExF)

pies

cuadrados

=

Tc/Hora

Donde A, B, C, D, E y F son factores modificadores, que corresponden a diversos parámetros de cernido, a saber: A= B= C= D=

Capacidad Unitaria, en Tc/Hora/Pie cuadrado, bajo condiciones estándar (50% Oversize en alimentación, 25% de material de malla 1/2 de la malla de separación, densidad 100 libras / pie cúbico, etc.); Factor de % de sobretamaño en alimentación: Ver cuadro adjunto. Factor de % de material de malla 1/2 de malla de separación: ver cuadro. Factor correspondiente a ubicación de "cubierta"; ver cuadro.

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E= F=

Factor Representativo de defecto de Tamizar en Húmedo para facilidad de cernido (Ver cuadro). Factor correspondiente al peso especifico aparente

Como toda formula empírica, los valores encontrados son solamente referenciales, sobre todo si están basados en composiciones granulométricas teóricas, publicadas por los fabricantes como promedios generalizados (por ejemplo no determinadas experimentalmente en cada caso concreto). Cabe agregar, que además de las condiciones ya enumeradas, la formula supone que; el rendimiento de recuperación de finos en el tamizaje es cerca de 95 la inclinación del cedazo es de 20 grados y que tiene abertura cuadrada. La variación de estos parámetros puede influenciar positivamente o negativamente el resultado del cálculo. Importancia especial tiene la profundidad de la cama de material al comienzo (entrada) y final (descarga) del proceso de cernido , en vista de su impacto sobre la eficiencia de la estratificación , recomendándose que la profundidad en la descarga sea del orden de 2 a 2.5 veces el tamaño promedio de las partículas sobre la cubierta. 12.3 CARGA CIRCULANTE Para dimensionar correctamente las zarandas debe tomarse en cuenta : a) Las cargas de cada cubierta , con su coeficiente correspondiente. b) La carga circulante del circuito chancadora/clasificación con su granulometría promedio . siendo este ultimo dato de especial importancia para el diseño del circuito presentaremos a continuación el procedimiento más usual (de varios criterios recomendados) , para un circuito cerrado sencillo , según esquema adjunto: Llamando T y r , descarga de chancadora carga circulante (R,r) respectivamente, las T/h de primaria(T,t) alimentación frescas = carga de cedazo descarga de la chancadora (TyR,(Tt+Rr)/(T+R)) primaria , y carga circulante carga de la zaranda y de la chancadora secundaria y "t" Oversize (R) y "r" los % de finos menores que la malla de separación del cedazo en Undersize , T (100%
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R=T/0.85rX(1-0.85t) , y si t=0.20 y r=0.50: R=1.953 por ejemplo la carga circulante = 1.953 veces la alimentación fresca. La expresión anterior , aunque simple , no considera que 15% de los finos son arrastrados por el sobretamaño del cedazo y pasaran por la chancadora sin fracturarse. Esta expresión es correcta si "t"y"r" son datos determinados experimentalmente , pero si se usa "r" de las tablas o curvas teóricas publicadas por el fabricante , como " generado por el chancado" , debe hacerse una corrección por contenido arrastrado de los finos. 0.157/0.85 es el peso de finos arrastrados por ineficiencia del cedazo y Ro es la carga circulante efectivamente chancada en la chancadora secundaria entonces: R = 0.15T/0.85+Ro (ecuación de peso) Si Ro es el contenido del material efectivamente chancado , Ro , con los demás símbolos como arriba ; c) Rr=0.15T/0.85 +Roro (ecuac. del cont. de finos ); Sustituyendo Rr según ec. 3 en 1 , resulta : 0.85X(Tt+0 15T/0.85+Roro)=T ; o: Roro=T(1-t) y finalmente reemplazándose el valor de Ro en (2): R=0.15T/0.85+T(1-t)/ro R=(T/0.85ro)(0.15ro+0.85(1-t)) Aceptando nuevamente que "t" y"ro" son datos publicados por fabricantes y expresados en decimales , hagamos t = 0.2 y ro=0.5 ; luego encontraremos: R=(0.075+0.68)/0.425=1.78 Este resultado es inferior al primero , pues el contenido real de finos de la carga circulante por efecto de la ineficiencia del cedazo , es mayor que el supuesto en la primera formula , que conforme a lo dicho anteriormente , es solamente valida si los valores de t y r son determinados en laboratorio a base de muestras y no son datos publicados. 13. MALLAS DE CERNIDO En vista de que el tamizaje tiene características de ser un proceso probabilístico, en cuanto a la probabilidad de que una partícula de tamaño determinado, encuentre la abertura del cedazo o malla de cernido y pase por ella se deduce que el tipo de mallas y la forma de sus aberturas, tienen un importante efecto sobre su eficiencia.

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Existen numerosos tipos de mallas, manufacturadas por diversos fabricantes y se puede distinguir: a) Mallas de alambre metálico (acero o aleaciones especiales); o mallas de jebe o material sintético (por ejemplo poliuretano), estas ultimas poseen cualidades antiabrasivas superiores (por ejemplo su desgaste es mas lento que el de mallas metálicas. Pero su superficie activa de cernido es inferior a la de aquellas, por el grosor necesario del espacio entre aberturas. Por esta razón malla no-metálicas es utilizada principalmente para cernido en tamaño grueso (del orden de 1 pulgada o más).

Fig 28 Mallas de alambre

b) Mallas de abertura cuadrada, rectangular o forma especial; mallas de abertura rectangular forma especial; mallas de abertura rectangular (con nombre comercial, tales como: toncap, tyrod, etc.) tienen mayor superficie libre que las cuadradas y tienen menos a quedar obstruidas por partículas de forma / tamaño casi pasantes o de mineral húmedo y arcilloso también las hay de forma diagonal , etc. c) Malla de perfiles especiales (rieles o barras paralelas o perpendiculares al movimiento) o plancha perforada; se aplican para tamaños gruesos.

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ANOTACIONES: ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ................................................................................................................... ...................................................................................................................

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CONMINUCION DE MINERALES TECSUP 2.pdf

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