Apuntes Conminución de Minerales 2

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RREELLAATTOORREESS::

LUIS MAGNE

GILDA TITICHOCA

8050

ATOM CAPACITACIONES • E-mail: [email protected] • Fono (56) 02 848 8050

APUNTES:

PROCESOS DE CONMINUCIÓN DE MINERALES

Curso: Molienda - Clasificación

ATOM Capacitaciones 1

1. DEFINICIONES BÁSICAS

La reducción de tamaño de partículas es una operación necesaria en una variada gama de actividades industriales y puede ser realizada en seco o en húmedo, de acuerdo a los requerimientos específicos del proceso.

En la industria minera, normalmente se persigue como objetivo obtener como producto partículas minerales de un tamaño tal que las especies mineralógicas valiosas se encuentran liberadas y puedan ser separadas de partículas minerales de especies mineralógicas de ganga en procesos posteriores.

1.1. Especies Minerales y Rocas

Las especies minerales presentes en la corteza terrestre son compuestos químicos que se han formado de acuerdo a las condiciones ambientales que se presentaron durante la formación de las rocas que lo conforman. Los elementos químicos más abundantes en la corteza terrestre son:

Elemento químico Cantidad, %

Oxígeno, O 46,6

Silicio, Si 27,7

Aluminio, Al 8,1

Hierro, Fe 5,0

Calcio, Ca 3,6

Sodio, Na 2,8

Potasio, K 2,6

Magnesio, MG 2,1

Titanio, Ti 0,5

Total 99,0

Todas las especies minerales tienen un nombre; la mayoría terminan en el sufijo ita, por ejemplo halita, calcita, calcopirita y molibdenita. La palabra mineral se refiere colectivamente a más de 2.000 especies minerales que tienen propiedades químicas y físicas particulares. Una especie mineral particular se identifica por un conjunto característico de propiedades físicas, como color, dureza, densidad y manera de romperse. Por lo tanto, un mineral se puede definir como un sólido homogéneo que se



presenta de manera natural, es una sustancia inorgánica y posee estructura atómica ordenada y composición química definida, o bien alguna que varía entre límites establecidos.

Que se presenta en forma natural significa que quedan excluidas las sustancias sintéticas. El corindón, un mineral sumamente duro, es un óxido de aluminio (Al2O2), que dada su dureza se explotaba para usarlo como polvo abrasivo. Hoy, este compuesto es fabricado como material sintético y ha sustituido en gran parte al mineral natural. El corindón se presenta también bajo formas poco corrientes como las piedras preciosas llamadas rubí (roja) y zafiro (azul). Hoy se producen rubíes y zafiros de excelente calidad y de manera sintética, fundiendo óxido de aluminio pulverizado en una llama intensamente caliente.

Las proporciones de elementos en muchos minerales son siempre exactamente las mismas, como en el caso la calcita, CaCO3. En otros minerales, las proporciones de dos o más elementos pueden ser variables dentro de límites establecidos en un solo compuesto, por ejemplo el mineral olivino de fórmula (Mg,Fe)2 SiO4. Los símbolos de los elementos magnesio (Mg) y hierro (Fe) van separados por una coma, pero juntos dentro de un paréntesis; esta notación significa que la razón o proporción de los dos iones metálicos pueden variar dentro de una gama muy amplia desde casi únicamente magnesio o sólo hierro. A esta variación de proporciones se la llama una solución sólida. Así pues, en la fórmula del olivino está incluido un número casi infinito de diferencias de composición. No obstante, la composición es definida, ya que es limitada la gama de proporciones entre elementos y es restringida la lista de elementos que contiene.

La estructura atómica ordenada de un mineral se refiere a la disposición en el espacio de los átomos o iones en el sólido cristalino. Al igual que en el caso de la fórmula química, la estructura atómica en un mineral puede acomodar los átomos o iones de dos elementos, uno de los cuales puede reemplazar al otro. Por ejemplo, en el olivino un ion de magnesio o de hierro ocupa siempre la misma posición en el espacio con respecto a los átomos de oxígeno y silicio que lo rodean. Un ejemplo particularmente sorprendente de la importancia de la estructura atómica como propiedad de un mineral lo constituyen los minerales grafito y diamante. Ambos tienen idéntica composición química - carbono puro - pero están en extremos opuestos de la escala de dureza mineral y tienen otras propiedades físicas sumamente diferentes.

Cuando un metal se presenta en concentraciones suficientemente altas para ser explotadas, entonces se habla de menas. Una mena es una acumulación de mineral que puede extraerse de manera provechosa para ser refinada y utilizada en la industria. Mientras el aluminio y el hierro son relativamente abundantes, la mayoría de



los metales esenciales de nuestra civilización industrial están presentes en proporciones extremadamente pequeñas; es el caso del mercurio y la plata, con abundancias de solamente 0,000008 y 0,000007% respectivamente.

En una clasificación de metales basada en el consumo que de ellos se hace, el hierro se sitúa en primer lugar en términos de tonelaje total utilizado en la producción de acero. Está relacionado con el hierro un grupo de metales de ferroaleaciones que se emplean principalmente como aleaciones con hierro para producir aceros de propiedades especiales. Entre los minerales para ferroaleaciones se cuentan el titanio, manganeso, vanadio, cromo, níquel, cobalto, molibdeno y tungsteno. Otros metales importantes (metales no ferrosos), distintos por su propia aplicación individualizada en lo que respecta a usos industriales, son aluminio: magnesio, cinc, cobre, plomo y estaño. Un grupo menor incluye antimonio, plata, platino y oro. Finalmente, existen metales que son radiactivos, comprendido el uranio, el torio y el radio.

Algunos metales, entre ellos el oro, la plata, el platino y el cobre, se presentan como elementos, es decir, como metales nativos. Mientras la mayoría se presentan como compuestos. Los óxidos y los sulfuros son las formas más comunes, pero en muchas menas existen formas más complejas. En la Tabla 1.1 se indican algunas menas minerales importantes y su composición. Obviamente, la mayoría de los metales deben presentarse muy concentrados en menas para ser provechosamente explotables, en concentraciones muy altas comparadas con las abundancias medias corticales. Por ejemplo, el cromo tiene una abundancia cortical media de sólo 0,01%; debe concentrarse 1.500 veces para ser lo suficientemente rico como para que resulte explotable. En cuanto al plomo, la abundancia en la corteza debe concentrarse 2.500 veces para convertirse en mena.

Tabla 1.1. Listado de menas minerales más comunes. Metal Mena mineral Composición % de metal

Oro Oro nativo Au 100 Calaverita Te2Au 39 Silvanita Te2(Au,Ag) -

Plata Plata nativa Ag 100 Argentita Ag2S 87 Querargirita AgCl 75

Hierro Magnetita Fe3O4 72 Hematita Fe2O3 70 Limonita Fe2O3·H2O 60 Siderita FeCO3 48



Tabla 1.1. Listado de menas minerales más comunes (continuación). Metal Mena mineral Composición % de metal

Cobre Cobre nativo Cu 100 Bornita Cu5FeS4 63 Brocantita CuSO4·3Cu(OH)2 62 Calcosita Cu2S 80 Calcopirita CuFeS2 34 Covelina CuS 66 Cuprita Cu2O 89 Enargita 48 Malaquita CuCO3·Cu(OH)2 57 Azurita 2 CuCO3·Cu(OH)2 55 Crisocola CuSiO3·2H2O 36

Plomo Galena PbS 86 Cerucita PbCO3 77 Anglesita PbSO4 68

Zinc Blenda ZnS 67 Smithsonita ZnCO3 52 Hemimorfita ZnSiO5H2 54 Cincita ZnO 80

Estaño Casiterita SnO2 78 Estannita Cu2S·FeS·SnS2 27

Níquel Pentlandita (Fe,Ni)S 22 Garnierita (Ni,Mg)SiO3H2·H2O -

Cromo Cromita Cr2FeO4 68 Manganeso Pirolusita MnO2 63

Psilomelana Mn2O3·xH2O 45 Aluminio Bauxita Al2O3·2H2O 39 Antimonio Estibina Sb2S3 71 Bismuto Bismutita Bi2S3 81 Cobalto Esmaltita CoAs2 28 Mercurio Cinabrio HgS 86 Molibdeno Molibdenita MoS2 60

Wulfenita MoPbO4 39 Wolframio Wolframita WO4(Fe,Mn) 76

Huebnerita WO4Mn 76 Scheelita WO4Ca 80



Los yacimientos minerales son recursos no renovables de la tierra: son no renovables porque los procesos geológicos que los formaron requieren millones de años de funcionamiento. Los procesos de acumulación mineral de nuestros días son tan lentos que no existe posibilidad alguna de ver formarse nuevos yacimientos útiles en períodos de tiempo breves, de un siglo. Los recursos no renovables de la tierra pueden agruparse del modo siguiente:

♦ Depósitos metalíferos (ejemplos: minerales de hierro, cobre, estaño)

♦ Depósitos no metálicos, incluyendo: materiales de construcción (ejemplos: piedras de construcción, grava y arena) y materiales utilizados químicamente (ejemplos: azufre, sales)

♦ Combustibles fósiles (carbón, petróleo, pizarra bituminosa, gas natural).

♦ Combustibles nucleares (uranio, torio).

Obsérvese que los dos últimos grupos representan fuentes de energía, mientras que los dos primeros grupos son fuentes de materiales.

Para el Procesamiento de Minerales, en especial para los procesos de reducción de tamaños (chancado y molienda) es importante conocer las características de las rocas, que están formadas por los minerales.

En la mayoría de los casos las rocas son heterogéneas, es decir, están formadas por distintas especies de minerales; muy pocas rocas son homogéneas o de un único mineral. En el estudio de las rocas, además de su composición, es de importancia fundamental el conocimiento de las relaciones que existen entre los distintos componentes, desde la escala microscópica a la geológica. La textura de una roca está formada por el conjunto de las características derivadas de las dimensiones de los componentes, de su morfología (forma) y del modo en el que entran en contacto entre sí.

Las rocas se clasifican en tres tipos:

• Rocas Ígneas: son el producto de la consolidación del magma, material fundido de composición principalmente silícea, rica en elementos volátiles, formado en las profundidades terrestres por la fusión de las masas sólidas preexistentes. Se diferencian entre intrusivas (aquellas que solidifican en profundidad) y extrusivas (aquellas que solidifican sobre la superficie terrestre o a baja profundidad).

• Rocas Sedimentarias: comprenden las tres cuartas partes de la superficie emergida, son el producto de la transformación de rocas preexistentes, debido a la actuación de la gravedad, de los agentes atmosféricos y también de la actividad



de algunos organismos vivos. De este modo, las rocas sedimentarias son el producto de la consolidación de los sedimentos, es decir, de minerales sueltos debidos a la acumulación mecánica de fragmentos de tamaño variable (sedimentos clásticos) o a la precipitación de disoluciones, con o sin la actividad de organismos que fijan las sales disueltas en el agua.

• Rocas Metamórficas: El metamorfismo constituye el complejo de las reacciones químicas y físicas, en estado sólido, por el que todo tipo de roca se adecua a un nuevo ambiente. Es causa de los cambios de posición sobre la corteza terrestre que toman el nombre de fenómenos geológicos. Cada roca ígnea o sedimentaria sólo se mantiene en equilibrio dentro de un estrecho margen de temperaturas y de presiones, muy elevado en el primer caso, muy bajo en el segundo (condiciones atmosféricas). Apenas la roca se halla en una condición distinta, tiende a modificarse según una asociación mineralógica que la lleva al equilibrio con los nuevos valores de temperatura y presión, es decir, recristaliza.

1.2. Análisis Granulométrico

Los procesos de reducción de tamaños se realizan para lograr la separación de partículas de las especies minerales presentes en la roca. Para realizar el seguimiento y evaluación de los procesos de reducción de tamaños, se realiza la caracterización granulométrica de las partículas minerales, a través del uso de funciones estadísticas. De esta forma, a partir de la distribución de tamaños es posible derivar estimaciones del tamaño, superficie y volumen promedio del sistema.

Para realizar esta caracterización, se han establecido normas internacionales que determinan los intervalos de medición, que van desde varias pulgadas (por ejemplo 60 plg) hasta 37 µm. Para los tamaños mayores, la medición se realiza por medición directa de la longitud de las partículas, mientras que para tamaños intermedios (desde 10 plg) y tamaños pequeños se realiza a través del uso de tamices. El límite inferior de tamaño es relativo y está determinado por la dificultad de fabricar tamices de malla menor a 37 µm.

En general, el uso de tamices de laboratorio de 8 plg de diámetro se aplica para partículas de 20 mm hacia abajo. Para tamaños superiores, hasta 10 plg, se utilizan sistemas de harneado manual o mecánico, cuadrados o rectangulares de tamaños diversos, de acuerdo al tamaño de partícula a clasificar.

Centrando la caracterización en los tamices de laboratorio, cada tamiz utilizado tiene una malla con aberturas menores que el anterior, Figura 1.1. De esta manera el sistema de partículas queda atrapado en los tamices, definiendo intervalos de tamaño,



correspondiendo a un intervalo en particular todas aquellas partículas con un tamaño menor que la malla del tamiz anterior y mayor que la malla del tamiz inferior.

El tamaño de las partículas se asocia entonces a la abertura de la malla de los tamices entre las que queda retenida. Generalmente se define el tamaño característico del material retenido entre dos tamices como el tamaño superior del intervalo, es decir el tamaño característico del intervalo es la abertura del tamaño superior del tamiz que compone el intervalo.

Se define como malla el número de aberturas que tiene un tamiz por pulgada lineal. Por lo tanto, mientras mayor es el número de la malla menor es el tamaño de las aberturas.

Figura 1.1. Tamices. Figura 1.2. Ro-Tap y serie de tamices.

Se acostumbra designar por xi el tamaño equivalente a partículas retenidas en

un intervalo de tamaño, denominando x1 aquella malla por la que pasa todo el material. La última malla utilizada será xn.

Las series de tamices están estandarizadas en cuanto a la relación entre las aberturas de mallas consecutivas, existiendo dos series normalizadas. La serie normal,

que es la más utilizada tiene una relación entre mallas de 2 .

Las partículas se someten a la acción de una serie de tamices, agitadas en forma manual o en máquinas denominadas Ro-Tap, Figura 1.2. Esta máquina imprime a las partículas un movimiento rotatorio excéntrico horizontal y sobre éste, un movimiento



brusco vertical. La eficiencia del tamizaje depende del tamaño de la malla y el tiempo de tamizaje. Con el mismo aparato la separación es más limpia en las fracciones más gruesas y con tiempos menos prolongados. Esto significa que para el tamizado de productos con altos porcentajes de finos, se necesita mayor tiempo que para aquellos con pocos finos. Un factor que complica la elección del tiempo de tamizaje es la abrasión de las partículas, la que se hace severa para tiempos prolongados. En general se recomienda un tiempo de tamizaje de entre 10 a 15 minutos, pero es conveniente determinarlo experimentalmente para cada tipo de material.

El tamizaje se puede efectuar en seco o en húmedo. Generalmente se acepta el procedimiento de tamizar en seco hasta la malla 200 y en húmedo entre 200 y 400. El tamizaje en húmedo se efectúa haciendo pasar un flujo de agua por los tamices, desde el mayor al menor, recogiendo la suspensión que sale bajo el último tamiz, en un balde. Esta operación se puede realizar en forma manual o mecánica.

La serie de tamices se ha estandarizado, existiendo varios sistemas en uso. Entre ellos, los más conocidos son:

(1) Tyler

(2) US Standard, (ASTM).

En la Tabla 1.2 se entregan las características de las mallas definidas según ASTM y Tyler.

1.2.1. Distribución de Tamaños

Una vez definido el tamaño de una partícula, es necesario cuantificar la frecuencia con que ese tamaño aparece en el sistema particulado. Para ello se define la fracción retenida parcial como la fracción en peso de material que queda retenida entre dos tamices. Naturalmente, la suma de fracciones parciales de toda la distribución será 1.

La forma normal de presentar los resultados es a través de la definición de la distribución acumulada pasante, la que suma las fracciones parciales bajo un tamiz determinado.

De esta forma, la distribución de tamaños de una muestra representativa de mineral, representa estadísticamente las características granulométricas de las partículas que la componen. La determinación de la distribución de tamaños mediante el uso de tamices se conoce como análisis granulométrico, y un ejemplo del resultado obtenido se presenta en la Tabla 1.3, mientras que la Figura 1.3, muestra gráficamente el resultado.



Tabla 1.2. Número de mallas en las series de tamices ASTM y Tyler.

Abertura Serie ASTM Nº de tamiz

Serie Tyler Nº de tamiz

107,6 mm 101,6 mm

90,5 mm 76,1 mm 64,0 mm

4.24 plg 4 plg

31/2 plg 3 plg

21/2 plg

53,8 mm 50,8 mm 45,3 mm 38,1 mm 32,0 mm 26,9 mm

2.12 plg 2 plg

13/4 plg 11/2 plg 11/4 plg 1.06 plg

25,4 mm 22,6 mm 19,0 mm 16,0 mm 13,5 mm

1 plg 7/8 plg

¾ plg 5/8 plg

0.530 plg

0.883 plg 0.742 plg 0.624 plg 0.525 plg

12,70 mm 11,20 mm

9,51 mm 8,00 mm 6,73 mm 6,35 mm

½ plg 7/16 plg 3/8 plg

5/16 plg 0.265 plg

¼ plg

0.441 plg 0.371 plg 2.172 plg

3

5,55 mm 4.760 µm 4.000 µm 3.360 µm 2.830 µm 2.380 µm

3 4 5 6 7 8

3 ½ 4 5 6 7 8

2,000 µm 1,680 µm 1,410 µm 1,190 µm 1,000 µm

10 12 14 16 18

9 10 12 14 16



Tabla 1.2. Número de mallas en las series de tamices ASTM y Tyler (continuación).



841 µm 707 µm 595 µm 500 µm 420 µm

20 25 30 35 40

20 24 28 32 35

354 µm 297 µm 250 µm 210 µm

45 50 60 70

42 48 60 65

177 µm 149 µm 125 µm 105 µm

80 100 120 140

80 100 115 150

88 µm 74 µm 63 µm 53 µm 44 µm 37 µm

170 200 230 270 325 400

170 200 250 270 325 400



Tabla 1.3. Resultado de análisis granulométrico.

MALLA

Abertura Malla

micrones Peso gr Parcial %Acumulado

%

Pasante Acumulado

%1/2" 12700 4,22 0,47 0,47 99,533/8" 9510 6,32 0,70 1,17 98,83

3 5550 14,43 1,60 2,78 97,224 4760 15,16 1,69 4,46 95,546 3360 19,17 2,13 6,60 93,408 2380 18,07 2,01 8,61 91,39

10 2000 24,53 2,73 11,33 88,6714 1410 35,71 3,97 15,31 84,6920 841 50,87 5,66 20,96 79,0428 595 74,15 8,25 29,21 70,7935 500 107,06 11,91 41,12 58,8848 297 115,57 12,85 53,97 46,0365 210 95,65 10,64 64,61 35,39

100 149 70,16 7,80 72,42 27,58150 105 46,52 5,17 77,59 22,41200 74 41,77 4,65 82,24 17,76270 53 31,57 3,51 85,75 14,25325 44 6,69 0,74 86,49 13,51400 37 14,90 1,66 88,15 11,85-400 106,56 11,85 100,00 0,00

RETENIDO

10 100 1000 10000 10000010

100

Acu

mul

ado

Pasa

nte,

%

Tamaño de partícula, μm

Figura 1.3. Distribución granulométrica de una muestra mineral.



1.2.2. Tamaño Característico de Una Distribución Granulométrica

Por norma general, se acepta que el tamaño característico de una distribución sea el tamaño por el cual pasa el 80% del material, conocido como el “tamaño 80%”, Figura 1.4. De la misma manera se define el tamaño 50% u otro que sea necesario.

1 10 100 1000 100000

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Tamaño 80Muestra 1: 101 μm


Pas

ante

Acu

mul

ado,

%


Muestra 1 Muestra 2

Figura 1.4. Determinación gráfica del tamaño 80 de una distribución granulométrica.

1.3. Pulpas Minerales

La mayoría de las plantas de Procesamiento de Minerales trabajan en húmedo. No sólo es el agua el medio preferido para llevar a cabo la mayoría de los procesos de concentración, sino que es también el más conveniente para muchas operaciones de molienda y clasificación. Esto significa que el material que se procesa en una planta puede ser transportado de una operación a otra en forma de pulpa.

La pulpa metalúrgica, o pulpa, es una suspensión formada por la mezcla de partículas sólidas y un líquido. En el procesamiento de minerales, las partículas sólidas que componen las suspensiones contienen especies mineralógicas y el líquido, que como se dijo, normalmente es agua que contiene algunas sustancias químicas disueltas.

Una pulpa formada por partículas minerales que requieren ser procesadas, por ejemplo, para concentrar él o los elementos valiosos, se acostumbra llamarla alimentación o cabeza.



Si una pulpa al ser procesada genera un producto rico en especies mineralógicas de interés económico, se le denomina concentrado. Al producto de pulpa pobre en especies valiosas se usa llamarlo rechazo, cola o relave y al producto con un contenido intermedio de elementos de interés se le suele llamar mixtos o middling.

Los mismos nombres anteriores, alimentación, concentrado, relave y middling, se usan para referirse a los sólidos correspondientes, en su estado seco.

A continuación se definen ciertas características de las pulpas metalúrgicas y de sus fases sólida y líquida, se fija una notación y se mencionan en forma breve algunos métodos de medición de estas características, considerando un volumen fijo de una suspensión, que puede estar contenido en un recipiente o estar contenido en un sistema en movimiento. En el texto se utilizan los subíndices s, l y p para referirse a la fase sólida, líquida y a la pulpa respectivamente, y se usan los símbolos V para volumen y M para masa. Así, se deben cumplir las siguientes relaciones:

Volumen de la pulpa = Volumen de sólido + Volumen de líquido

Masa de la pulpa = Masa de sólido + Masa de líquido

Lo mismo, en símbolos se escribe como:

V V Vp s = + 1 Ec.1.1

M M Mp s 1 = + Ec.1.2

En el caso de una pulpa en movimiento, si τ es el tiempo medio de permanencia de la pulpa en el volumen de control, los flujos volumétricos medios, que se designan en adelante por la letra Q, se definen por el cociente entre el volumen respectivo y el tiempo τ. Por ejemplo,

ssQ = Vτ

Ec.1.3

Por lo tanto,

p s ls l pQ = Q + Q = V +V = Vτ τ

Ec.1.4

Análogamente, usando en adelante la letra G para los flujos másicos medios, se define G como el cociente entre la masa respectiva y el tiempo τ,

p s ls l p

G = G + G = M + M = Mτ τ

Ec.1.5

Para la densidad normalmente se utiliza el símbolo ρ. Se tiene entonces que:



ss

s

s

s

= MV

= GQ

ρ Ec.1.6

ll

l

l

l

= MV

= GQ

ρ Ec.1.7

pp

p

s l

s l

p

p

= MV

= M + MV +V

= GQ

ρ Ec.1.8

1.3.1. Concentración de sólidos en una pulpa

Las siguientes formas se usan para indicar la concentración de sólidos en una pulpa:

- Concentración de sólido en volumen Cv. Es la razón entre el volumen de sólido y

el volumen total de pulpa. Es decir,

V+V

V= VV= C

ls

s

p

sv Ec.1.9

Q+QQ

= QQ

= Cls

s

p

sv Ec.1.10

Claramente Cv es mayor que cero y menor que 1.

- Concentración de sólido en peso Cp. Es la razón entre el peso (masa) de sólido

y el peso (masa) total de la pulpa.

M+M

M= MM= C

ls

s

p

sp Ec.1.11

G+GG=

GG= C

ls

s

p

sp Ec.1.12

En este caso también se tiene que Cp es mayor que cero y menor que 1.

Se acostumbra expresar Cv y Cp en forma porcentual, es decir, se expresa 100 Cv

ó 100 Cp y se designan por porcentaje de sólido en volumen o porcentaje de sólido en

peso, respectivamente, es decir:

Porcentaje de sólido en volumen: V+V

V = VV = C

ls

s

p

sv 100100 Ec.1.13

Porcentaje de sólido en peso: M+M

M = MM = C

ls

s

p

sp 100100 Ec.1.14



Es costumbre también decir que, por ejemplo, una pulpa tiene 60% de sólido, sin especificar si éste es en volumen o en peso. Dado que la medición de Cp es más

simple que Cv, generalmente es Cp el que se informa. Sin embargo, en la mayoría de

las situaciones Cv tiene un significado físico más directo que Cp.

- Porcentaje de Humedad, H. Está dado por:

S

l

MM

100= H Ec.1.15

1.3.2. Relaciones entre las formas de expresar concentración de sólidos en una pulpa

- Fracción de sólidos en peso

a. Fracción de sólidos en peso relacionado con fracción de sólidos en volumen:

)(100100

lsvl

svp C

CC

ρρρρ

−+= Ec.1.16

b. Fracción de sólidos en peso relacionado con densidad de pulpa:

Cps p l

p s l

=−

−

ρ ρ ρ

ρ ρ ρ

( )( )

Ec.1.17

c. Fracción de sólidos en peso relacionado con dilución:

1001

1−

=D

C p Ec.1.18

- Densidad de pulpa

d. Densidad de pulpa relacionado con fracción de sólidos en peso:

plps

lsp CC ρρ

ρρρ

+−=

)100(100 Ec.1.19

e. Densidad de pulpa relacionada con la fracción de sólidos en volumen:

100)( lsv

lpC ρρ

ρρ−

+= Ec.1.20

f. Densidad de pulpa relacionada con la dilución:

ρρ ρ

ρ ρps l

s l

DD

=++

( )1 Ec.1.21



- Fracción de sólidos en volumen

g. Fracción de sólidos en volumen relacionado con fracción de sólidos en peso:

lpps

lpv CC

CC

ρρρ

+−=

)100(100 Ec.1.22

h. Fracción de sólidos en volumen relacionado con la densidad de pulpa:

ls

lpVC

ρρρρ

−

−= 100 Ec.1.23



2. ASPECTOS TEÓRICOS BÁSICOS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

El Procesamiento de Minerales abarca todas las operaciones de:

• Reducción de tamaños: o Chancado o trituración (por acción de cavidades en movimiento) o Molienda (por acción de medios molturantes)

• Clasificación por tamaños: o Harneros y trommels (por presentación física) o Hidrociclones (por velocidad diferencial en fluidos)

• Concentración: o Gravitacional o Magnética o Diferenciación de tensión superficial (Flotación)

• Separación sólido – líquido: o Espesamiento o Filtrado.

En estos procesos no hay modificaciones de las características de las especies minerales, ni reacciones químicas que las alteren. En los procesos de reducción de tamaños se generan disminuciones en el tamaño de las partículas, mientras que en los procesos de concentración se produce la separación de partículas por “elección” de ellas en base a sus propiedades (de peso específico, susceptibilidad magnética o tensión superficial). Los procesos de separación sólido – líquido se emplean para recuperar agua para el proceso y eliminar el agua remanente de los productos que deben ser transportados y, algunos, posteriormente fundidos.

2.1. Uso de Agua en Procesamiento de Minerales

En general, hay un intensivo uso de agua en los procesos asociados al Procesamiento de Minerales. Por ejemplo, para el caso del procesamiento de minerales de cobre, la Figura 2.1 muestra la secuencia típica de flujos de mineral y de agua. Generalmente se agrega agua en el proceso de molienda (mezcla de agua fresca y agua recuperada), y parte de ésta se recupera en los procesos de separación sólido – líquido (de relaves y concentrados). En algunos casos, cuando las distancias lo permiten, hay recuperación de agua desde el tranque de relaves.



Planta Chancado

ROM(3 ‐ 5% humedad)

Planta MoliendaCp=80%

Planta ConcentraciónCp=30%

Relaves

Concentrado

EspesamientoCp=62%

EspesamientoCp=60%

Filtración

Concentrado Seco (8 – 10% humedad)

Depósito Relaves

Agua Fresca Agua Recuperada

AguaRecuperada

Figura 2.1. Secuencia típica de flujos de mineral y agua en el procesamiento de minerales de cobre vía flotación.

2.2. Los Procesos de Reducción de Tamaños: Conminución 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. 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. Además, son procesos caros desde el punto de vista de capital.

Los productos minerales en bruto son chancados, molidos y/o pulverizados por varias razones. Algunos de los objetivos más importantes para reducir de tamaños un mineral son:

liberar 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.



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 las especies minerales de interés de especies minerales de 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.

2.2.1. Mecanismos de conminución

Los mecanismos presentes en un evento de conminución pueden ser:

a. Fractura: 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.

Figura 2.2. 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.



Figura 2.3. 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.

Figura 2.4. Esquema de la acción de esfuerzos de cizalle.

b. Astillamiento: La ruptura de esquicias y cantos de una partícula, ocurrida por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula, genera el mecanismo de astillamiento.

c. Abrasión: Cuando el esfuerzo de cizalle se concentra en la superficie de la partícula se produce abrasión.

De estos mecanismos, la fractura es la que proporciona las condiciones de mayor eficiencia para lograr la reducción de tamaño de partículas, en general, y de minerales, en particular. El concepto de eficiencia involucrado considera el mejor aprovechamiento de la energía entregada al sistema que será utilizado en reducir de tamaño las partículas. Por ello, a partir de los métodos que permiten fracturar materiales, han sido concebidos los diferentes equipos de reducción de tamaños existentes, Figura 2.5.



PRINCIPIOPRINCIPIO

COMPRESIÓNCOMPRESIÓN IMPACTOIMPACTO

Trituradora de Mandíbulas

Trituradora Giratorio

Trituradora de Cono

Trituradora de Rodillos

Trituradora de Impacto

Molino de Impacto Molino de Barras

Molino de Bolas

Molino Autógeno

Molino Semiautógeno

COMPRESIÓNCOMPRESIÓN--IMPACTOIMPACTO

PRINCIPIOPRINCIPIO




Trituradora de Cono




Molino de Bolas

Molino Autógeno



Figura 2.5. Diseño de equipos de reducción de tamaños en base a los principios de fractura que involucran.

De la clasificación anterior es posible indicar que los equipos que trabajan bajo principios de compresión resultan ser los más eficientes, mientras que aquellos que involucran el impacto tienden a condicionar su eficiencia al diseño y condiciones de trabajo de las máquinas.

2.2.2. Etapas de conminución

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 (o trituración) y molienda. El término chancado se aplica a la conminución del material extraído de la mina (Run of Mine, ROM) hasta partículas de aproximadamente 1 cm. Se habla de molienda para referirse a la conminución de tamaños pequeños, 1 cm a 100 µm. 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 2.1 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 2.1. Rango de aplicación de cada una de las etapas de reducción de tamaños.

Etapa Sub-etapa Rango tamaño

(sólo referencial)

Consumo de energía

kWh/t

Primario 100 a 10 cm 0,3 a 0,4

Chancado Secundario 10 a 1 cm 0,3 a 2

Terciario 1 a 0,5 cm 0,4 a 3

Primario 10 a 1 mm 3 a 6

Molienda Secundario 1 a 0,1 mm 4 a 12

Terciario 100 a 10 µm 10 a 30

2.2.3. Consumo específico de energía

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.

La norma estándar para clasificar los materiales según su respuesta a los procesos de conminución y la importancia de los niveles de energía que se consume para ello, Bond, en 1952, postuló una ley empírica que se denominó la Tercera Ley de la Conminución y que indica que:

“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".

$E WP FI = -10 10

80 80

⎡

⎣⎢⎢

⎤

⎦

⎥⎥⎥

Ec.2.1

donde Ê es el consumo específico de energía en kWh/t corta, WI es el Índice de Trabajo o Work Index, y F80 y P80 representan el tamaño 80% de la alimentación y producto, respectivamente.



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.

2.3. Los Procesos de Clasificación de Partículas por Tamaño

Se entiende por clasificación por tamaños a la operación de separación de partículas sólidas en fracciones homogéneas de tamaño o peso, ya sea por separación directa o por sedimentación diferencial a través de un fluido. El proceso de clasificación es asociado normalmente a la separación por tamaño, Figura 2.6, sin embargo, en la separación directa existen otros aspectos como la densidad y forma de las partículas que afectan al proceso, así como también en la clasificación a través de un fluido en que los mecanismos que la gobiernan están controlados por la velocidad de sedimentación de las partículas.

En el Procesamiento de Minerales normalmente se emplea la clasificación en agua (hidrociclones). En el harneado las partículas se separan principalmente de acuerdo con su dimensión y forma, mientras que en la clasificación hidráulica lo hacen por diferencias de tamaño, densidad y forma, ya que estas propiedades afectan sus velocidades relativas en el fluido.

Alimentación

Productofino

Clasificador

Productogrueso

Figura 2.6. Esquema representativo de sistema de partículas clasificación por tamaños, generando dos productos.

La clasificación de partículas en circuitos de beneficio de minerales obedece a los siguientes objetivos:

a) en las plantas de chancado y molienda, tiene por objeto extraer del circuito aquellos materiales suficientemente finos con respecto al producto de cada equipo, permitiendo aumentar la capacidad de éstos evitando así la sobremolienda



b) en circuitos de chancado se plantea también el objetivo de evitar problemas que representa la presencia de finos en los sistemas mecánicos de los equipos

c) en los procesos de concentración, tiene por objeto proporcionar productos de dimensiones controladas, permitiendo que cada equipo de concentración pueda ser operado de tal manera que alcance tasas de concentración superiores a las que se podrían obtener si la alimentación no hubiera sido clasificada

d) en ciertas industrias (carbón, fluorita, baritina, arenas, etc.), los productos deben satisfacer ciertas restricciones granulométricas.

2.4. Circuitos de Reducción de Tamaño de Partículas

En base a la utilización de equipos de reducción de tamaños y de clasificación de partículas, es factible desarrollar diferentes tipos de circuitos de conminución. El circuito de reducción de tamaños más básico es el circuito abierto, Figura 2.7. En este existen sólo dos flujos, el de alimentación (entrada) y producto (salida) cuya diferencia se encuentra en que la granulometría de la alimentación es más gruesa que la de producto. Este tipo de circuito se observa normalmente en la etapa de chancado primario.

Equipo deReducción de

Tamaños

Alimentación Producto

Figura 2.7. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños abierto.

El circuito cerrado de reducción de tamaños aparece en dos alternativas, cerrado directo y cerrado inverso, y se define en base al equipo al cual ingresa la alimentación fresca. En el caso del circuito cerrado directo, Figura 2.8, toda la alimentación fresca llega al equipo de reducción de tamaños, mientras que en el circuito cerrado inverso, Figura 2.9, toda la alimentación fresca ingresa al equipo de clasificación y sólo la fracción más gruesa va al equipo de reducción de tamaños. El circuito cerrado directo es usado en circuitos de molienda semiautógena, mientras que el circuito cerrado inverso es preferentemente usado en procesos de chancado y molienda secundaria.




Tamaños

Alimentaciónfresca

Productofino

Clasificador

Productogrueso

Figura 2.8. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños cerrado directo.

Asociando un nuevo clasificador a estos circuitos, es factible generar circuitos con pre-clasificación en cuyo caso la alimentación fresca es clasificada por tamaños y sólo uno de los productos entra al circuito. O bien circuitos con pos-clasificación donde se clasifica el producto fino del circuito generándose dos productos finales.


Tamaños

Alimentaciónfresca

Productofino

Clasificador

Productogrueso

Figura 2.9. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños cerrado inverso.



2.5. Los Procesos de Chancado y sus Objetivos

La importancia de la operación de reducción de tamaño, hace deseable disponer de un conocimiento detallado de los conceptos físicos y de diseño del proceso. En el caso de los procesos de chancado de minerales actualmente hay un conocimiento limitado de las muchas variables involucradas y de sus interacciones, sin embargo, en su análisis es importante considerar:

• la variabilidad de características del material que se procesa en términos tales como: dureza, tamaño, forma, fallas de estructura interna y humedad

• los efectos de variables del proceso, como: forma de la cámara de chancado, el nivel de llenado de dicha cámara, el perfil de los revestimientos, las alternativas de control del proceso

• las características de la clasificación asociada.

El diseño de las máquinas de reducción de tamaño cambia marcadamente a medida que cambia el tamaño de la partícula a reducir. Virtualmente en todas las máquinas industriales de reducción de tamaño de partículas minerales, las fuerzas de fractura son aplicadas por compresión o impacto. La diferencia entre las máquinas está asociada principalmente con los aspectos mecánicos de aplicación de la fuerza a los diversos tamaños de partículas.

Cuando la partícula es grande, la energía para fracturar cada partícula es alta aunque la energía por unidad de masa es pequeña. A medida que disminuye el tamaño de la partícula, la energía por unidad de masa necesaria para fracturarla aumenta con mayor rapidez. Consecuentemente, las chancadoras, que trabajan con partículas de tamaños mayores, tienen que ser grandes y estructuralmente fuertes mientras que los molinos, que reducen de tamaño partículas menores, deben ser capaces de dispersar energía sobre una gran área.

El objetivo general de los procesos de chancado, depende del camino que seguirá el mineral aguas abajo. Por ejemplo, si el mineral será procesado en:

• un circuito de molienda convencional o unitaria, el objetivo de las etapas de chancado será entregar un producto cuyo tamaño 80 estará entre 8 y 6 mm con el máximo de finos presentes (bajo 100 µm)

• un circuito de molienda semiautógena, el objetivo de la etapa de chancado será entregar un producto cuyo tamaño 80 estará en el rango de 180 a 100 mm con el máximo de finos presentes (bajo 100 µm)



• un proceso de lixiviación en pilas, el objetivo de la etapa de chancado será entregar un producto de 20 a 18 mm, con el mínimo de finos presentes (bajo 100 µm).

Las chancadoras pueden clasificarse básicamente de acuerdo al tamaño del material tratado con algunas subdivisiones en cada tamaño de acuerdo a la manera en que se aplica la fuerza.

i. La chancadora primaria o gruesa trata el material que viene de la mina, con trozos máximos de hasta 1,5 m (60 plg) y lo reduce a un producto en el rango de 15 a 20 cm (6 a 8 plg). Normalmente este material va a una pila de almacenamiento o cajón de traspaso.

ii. La chancadora secundaria toma el producto de la chancadora primaria y lo reduce a su vez a un producto de 5 a 8 cm (2 a 3 plg).

iii. La chancadora terciaria toma el producto de la chancadora secundaria y lo reduce a su vez a un producto de 1 a 1,5 cm (3/8 a ½ plg) que normalmente va a una etapa de molienda.

La configuración de circuitos de chancado de minerales, está asociado a las características del mineral y las etapas siguientes aguas abajo. En general, al trabajar con minerales de cobre sulfurado y minerales de oro, el proceso continúa con otras etapas de reducción de tamaños, orientadas a lograr la liberación de las partículas de especies de interés, que normalmente se encuentran en tamaños menores a 150 µm. Sin embargo, al trabajar con minerales oxidados de cobre, el objetivo final de reducción de tamaños que se busca es menor a ¾ plg, por lo que, en este caso, la reducción de tamaños termina en el circuito de chancado.

2.6. Los Procesos de Molienda y sus Objetivos

En las etapas de molienda se debe lograr el objetivo de liberar las especies minerales útiles que se encuentran dispersas en una gran masa que carece de valor comercial, ganga. La molienda en particular, que genera el grado de fineza requerido como producto, requiere de una gran inversión de capital y es el área de máximo uso de energía y materiales resistentes a la abrasión (revestimientos y medios de molienda).

La molienda se realiza habitualmente en cilindros rotatorios que utilizan diferentes medios moledores, los que son levantados por la rotación del cilindro, para fracturar las partículas minerales por medio de la combinación de diferentes mecanismos de fractura, como son impacto y abrasión principalmente. El medio de molienda puede ser:



• El propio mineral (molinos autógenos)

• Medio no metálico, natural o fabricado (molinos de pebbles)

• Medio metálico (molinos de barras o de bolas de acero).

En general el término molino rotatorio incluye molinos de barras, molinos de bolas, molinos de guijarros, molinos autógenos y molinos semiautógenos. El molino rotatorio posee una forma cilíndrica o cónico - cilíndrica, que rota en torno a su eje horizontal. La velocidad de rotación, el tipo de revestimiento y la forma y tamaño de los medios de molienda son seleccionados para proveer las condiciones deseadas de operación para cada aplicación específica de molienda.

La clasificación de los molinos rotatorios se basa en:

• El tipo de medios de molienda utilizados

• La razón largo – diámetro

• El método de descarga.

Para molinos de barras, los medios de molienda consisten en barras de acero y el cilindro posee una relación largo:diámetro de 1,5:1 ó mayor. Los molinos rotatorios que utilizan bolas de acero o de hierro fundido como medios de molienda poseen una relación largo:diámetro de 1,5:1 ó mayor. Los molinos rotatorios que utilizan partículas del mismo mineral como medios de molienda se clasifican como molinos autógenos. Generalmente poseen una relación largo:diámetro de 0,5:1 ó menor, al igual que los molinos semiautógenos.

En los procesos de molienda se debe lograr la máxima liberación de partículas de especies minerales de interés al menor costo de proceso, lo que se controla por:

• el menor consumo de energía específica (kWh/t de mineral procesado)

• el menor consumo de medios de molienda (g de acero/t de mineral procesado).



2.7. Parámetros de Diseño y Operación de Circuitos de Reducción de Tamaño

2.7.1. Razón de Reducción, Rr

Se define como la razón entre las aberturas de los tamices por las cuales pasarían el 80% del material de alimentación y producto del proceso de reducción de tamaños

R FPr =

80

80

Ec.2.2

2.7.2. Carga Circulante

La Carga Circulante se define como el cuociente entre el flujo de mineral que retorna desde la clasificación al equipo de reducción de tamaño y el flujo de alimentación fresca al circuito, en porcentaje. En la Figura 2.10, si F representa el flujo de mineral en la alimentación fresca y D el flujo de mineral que retorna al equipo de reducción de tamaños, la carga circulante CC queda dada por:

FDCC 100= Ec.2.3


Tamaños

F

Productofinal

Clasificador

Q

DA

G

Figura 2.10. Esquema de circuito cerrado directo.

En estado estacionario, la carga circulante en función a los flujos entorno al clasificador será:

QDCC 100= Ec.2.4



En un circuito cerrado inverso, Figura 2.11, la definición de Carga Circulante queda dada por:

FDC 100= Ec.2.5


Tamaños

F

Q

ClasificadorD

A

GEquipo deReducción de

Tamaños

F

Q

ClasificadorD

A

G

Figura 2.11. Esquema de circuito cerrado inverso.

Como en estado estacionario se debe cumplir que el flujo de producto final del circuito, Q, debe ser igual al flujo de alimentación fresca al circuito, F, la carga circulante puede expresarse sólo en base a los flujos entorno al clasificador:

QDC 100= Ec.2.6

2.7.3. Consumo Específico de Energía, E

Se define como la energía que es necesaria consumir para provocar la fractura de una tonelada del mineral que se procesa, y se mide en kWh/t. En forma práctica se calcula como la razón entre el consumo de potencia del circuito de reducción de tamaños (normalmente la potencia consumida por el equipo de reducción de tamaños solamente) en kW y el flujo de alimentación fresca al circuito en t/h:

E PF

t= , / kWh Ec.2.7

Se puede observar que para una potencia dada, el circuito tendrá un mayor consumo de energía específica a medida que el flujo disminuya, y al contrario, el consumo de energía específica será menor a medida que se aumente el flujo de alimentación fresca. Por ello, la evaluación del consumo específico de energía no



puede separarse del “trabajo” de reducción de tamaños que se haga, por lo que se debe asociar a la ecuación de Bond. De esta forma, la eficiencia del proceso se logra cuando es factible tener el menor consumo específico de energía asociada a la máxima razón de reducción del mineral.



3. PROCESOS DE CHANCADO DE MINERALES

El diseño de las máquinas de reducción de tamaño cambia marcadamente a medida que varía el tamaño de la partícula a reducir. Las chancadoras, que trabajan con partículas de tamaños mayores, tienen que ser equipos grandes y estructuralmente fuertes (y por lo tanto pesados).

Al evaluar las características de operación de cada equipo, resulta clave comprender el concepto de “Energía Específica”, incluida directamente en el índice de dureza definido por Bond, en kWh/t. Este término involucra la energía consumida para generar un determinado trabajo de reducción de tamaño, por unidad de masa reducida. De esta forma, equipos de reducción de tamaño primarios (chancado primario) siempre aparecerán más eficientes que equipos de reducción de tamaños finales (molienda fina).

El chancado es la primera etapa de la reducción “mecánica” de tamaño, después de la explosión destructiva (tronadura) que se realiza en la mina. Se realiza mediante máquinas pesadas que se mueven con lentitud y ejercen presiones muy grandes a bajas velocidades. La fuerza se aplica a los trozos de roca mediante una superficie móvil o mandíbula que se acerca o aleja alternativamente de otra superficie fija capturando la roca entre las dos. Una vez que la partícula grande se rompe, los fragmentos se deslizan por gravedad hacia regiones inferiores de la máquina y son sometidas de nuevo a presiones sufriendo fractura adicional.

En el chancado primario de minerales se utilizan principalmente chancadoras de mandíbula o giratorias. En el secundario chancadoras giratorias o más comúnmente chancadoras de cono. Mientras que en el chancado terciario se utilizan casi universalmente chancadoras de cono. Alternativamente, cuando existe chancado cuaternario, las chancadoras utilizadas son de cono.

En el caso de plantas de molienda semiautógena en que se ha incorporado chancado de pebbles, éste se realiza con chancadoras de cono.

Las chancadoras de impacto se utilizan preferentemente en la industria de las canteras y áridos, debido a que en este caso no se requiere grandes capacidades de tratamiento.

3.1. Chancado Primario

Las chancadoras primarias se caracterizan por la aplicación de altas fuerzas de compresión con baja velocidad a partículas que se ubican entre dos superficies o mandíbulas casi verticales, que son convergentes hacia la parte inferior de la máquina



y que se aproximan y alejan entre sí con un movimiento de pequeña amplitud que está limitado para evitar el contacto entre mandíbulas.

En plantas de molienda semiautógena de alta capacidad, como es el caso de Minera Los Pelambres, el chancado primario se realiza con chancadoras giratorias. La chancadora giratoria, Figura 3.1, consiste de un largo eje vertical o árbol que tiene un elemento de compresión de acero de forma cónica, denominada cabeza el cual se asienta en un mango excéntrico. El árbol está suspendido de una araña y a medida que gira, normalmente entre 8 y 25 rpm, describe una trayectoria cónica en el interior de la cámara de chancado fija, debido a la acción giratoria de la excéntrica. El movimiento máximo de la cabeza ocurre cerca de la descarga. Esto tiende a aliviar el atorado debido al hinchamiento del material por la generación de partículas más finas, 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.

Las chancadoras giratorias grandes frecuentemente trabajan sin mecanismos de alimentación y se alimentan directamente por camiones.

El casco exterior de la chancadora es fabricado de acero fundido. 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, cemento plástico o resina epóxica, el cual asegura un asiento uniforme contra la pared.

La cabeza está protegida con un manto de acero al manganeso. El manto también está respaldado con zinc, cemento plástico o con resina epóxica. El perfil vertical con frecuencia tiene forma de campana para ayudar al chancado de 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.



Poste o Manto

Araña

Eje

Concavos

Piñón

EngranajeCilindroHidráulico

Cámara deTrituración

Poste o Manto

Araña

Eje

Concavos

Piñón



Figura 3.1. Esquema de una chancadora giratoria.

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 3.2. Así, una chancadora giratoria de 42 x 65 plg, tendrá un ancho de boca de admisión de 42 plg y un cono de diámetro inferior de 65 plg.

Figura 3.2. Dimensiones características de un chancador giratorio.

Las características geométricas de la cámara de chancado en la chancadora giratoria hace que el reemplazo de los revestimientos sea lento. Para reemplazar el revestimiento de la cabeza se requiere desarmar la araña y retirar por completo la cabeza. En su reemplazo se instala una cabeza con revestimiento nuevo para disminuir el tiempo de mantención. Las cóncavas se reemplazan cada dos, tres o cuatro



reemplazos de la cabeza, dependiendo de las características abrasivas del mineral que se procese.

3.2. Chancado de Pebbles

Para el chancado de pebbles se utilizan chancadoras de cono. Estas son más livianas que las máquinas de chancado primario, puesto que trabajan con tamaños de alimentación mucho menores.

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 una mayor generación de finos en el 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 sostenido 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. 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 componentes de chancado, como se aprecia en la Figura 3.3.

Las chancadoras de cono se especifican por el diámetro del revestimiento del cono. Los tamaños pueden variar desde 2 a 10 pies.

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 velocidad mayor. El material que pasa a través de la chancadora está 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.

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 3.4 muestra un esquema representativo de lo que ocurre en la cámara de chancado al entrar mineral.



a b

Figura 3.3. Esquema de la cámara de chancado (formado por la cabeza y el casco) en chancadoras de cono; a) Cono estándar; b) Cono cabeza corta.

Figura 3.4. Esquema de la fractura de partículas en cámara de chancado de una chancadora de cono. La línea punteada indica posición abierta y la línea llena, posición cerrada.

La chancadora de cono fue inventada en la década de 1920 por Edgar Symons. La chancadora Symons se mantuvo por décadas como el equipo para etapas de chancado secundario y terciario. Actualmente existe una variedad de modelos de chancadoras de cono ofrecidas al mercado minero por FLSmidth, Metso Minerals y Sandvik.

La chancadora de cono se encuentra en dos tipos:

1. Cono estándar: usada para chancado secundario, en un circuito de reducción de tamaños tradicional, y



2. Cono cabeza corta: para etapas de chancado terciario y cuaternario, en un circuito de reducción de tamaños tradicional.

Ambas chancadoras se diferencian principalmente en la forma de las cavidades de chancado, como se representa en la Figura 3.5. De acuerdo con esta figura, 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 productos de 1/4 a 1 plg (6 a 25 mm).

En el chancado de pebbles se utiliza la chancadora de cono de cabeza corta, trabajando general con un setting de descarga de 10 mm.

CABEZA CORTA STANDARD

Figura 3.5. Corte transversal de una chancadora de cono, cabeza corta y estándar.



La sección paralela entre los revestimientos de la descarga es una característica de todas las chancadoras de cono y tiene por objetivo mantener un control estrecho del tamaño del producto.

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 libre.

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 de revestimientos 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 detenciones por 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 tipos de minerales iguales, a lo largo de los años se han ido desarrollando un gran número de diseños de cavidades.

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 minerales que contienen partículas muy duras, se permitirá que material sobretamaño escape de la chancadora. Ésta es una de las razones para usar circuito cerrado en una etapa final del chancado. Puede ser necesario escoger para el circuito, un harnero que tenga abertura ligeramente mayor que la abertura de salida de la chancadora. Esto es para reducir la tendencia a que partículas muy duras, de tamaño ligeramente mayor que el harnero pasen por la chancadora sin reducirse de tamaño, y comienzan a acumularse en el circuito cerrado y aumenten la presión en la garganta de la chancadora.

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.



Hay una abertura de salida óptima para cada chancadora y un número óptimo de etapas de chancado requeridos para maximizar la producción basado en las características individuales del material en tratamiento. Sobrecargar la chancadora no aumenta la producción sino, todo lo contrario, es contraproductiva y disminuirá la vida de los componentes de la chancadora. Idealmente, el tamaño más grande de la alimentación debería recibir 4 a 5 impactos durante su paso a través de la cámara de chancado. Esto es una combinación de reducción en la parte superior del revestimiento como también en la zona paralela.

La chancadora debería alimentarse de modo de operar cerca de su capacidad máxima en términos de potencia:

• Operar la chancadora con una abertura de salida demasiado estrecha disminuye su capacidad y produce alto desgaste del revestimiento.

• Una operación con abertura muy ancha, en proporción al tamaño máximo de alimentación, impedirá el chancado en la zona superior y desarrollará excesivo consumo de potencia.

La potencia consumida por tonelada de alimentación a la chancadora no es en sí misma una medida de productividad. El uso eficiente de la potencia a través de aplicación apropiada de la cavidad, con respecto a los requerimientos de la alimentación y del producto, determinará la producción óptima por kW consumido.

Para alcanzar el trabajo de reducción máximo, cada chancadora debe mantenerse trabajando a plena capacidad. La capacidad puede estar limitada volumétricamente en el caso de minerales blandos y por la energía que puede entregarse al mineral, en el caso de minerales duros.

3.3. Correas Transportadoras

El transporte de sólidos a granel procedentes de una tolva o de una pila de almacenamiento es una operación decisiva en una planta de procesamiento. Se emplean alimentadores para controlar y regular el régimen de extracción de los sólidos de su almacenamiento. Normalmente es necesario un medio para transportar los sólidos a granel del alimentador al siguiente paso de procesamiento.

Por lo general, en el procesamiento de minerales sulfurados, la planta de chancado debe producir un material adecuado para alimentar un molino ya sea de barras, bolas o semiautógeno. De esta forma, el propósito es lograr un producto lo más fino posible de la planta de chancado debido a que los costos de chancado son considerablemente menores que los costos de molienda.



Dentro de los transportadores mecánicos se encuentran los transportadores de banda o correas transportadoras. Este es el equipo de transporte más usado y se compone de una banda sin fin que se mueve sobre una serie de rodillos, denominados polines, Figura 3.6.

Figura 3.6. Representación esquemática de un transportador de banda o correa transportadora.

La Figura 3.7 muestra los componentes principales de una correa transportadora. Éstas se fabrican en una amplia gama de tamaños y materiales. Pueden diseñarse para trabajar horizontalmente o con cierta inclinación, y ya sea en sentido ascendente o descendente, como se observa en la Figura 3.8.



Figura 3.7. Componentes típicos de una correa transportadora.



Figura 3.8. Configuraciones alternativas de instalación de correas transportadoras.

Para que el diseño de una correa transportadora satisfaga una necesidad en particular, tienen que determinarse las propiedades del material a transportar. Estas propiedades son:

el tamaño de partícula y la distribución de tamaños del material

la densidad aparente

el contenido de humedad

la temperatura del material y la temperatura ambiente

la naturaleza abrasiva o corrosiva

el ángulo de reposo del material.

El ángulo de reposo, o más correctamente el ángulo dinámico de reposo (al que también se llama ángulo de sobrecarga cuando se relaciona con correas transportadoras), es el ángulo que forma naturalmente el material a granel cuando se le carga sobre la banda transportadora en movimiento, ver Figura 3.6. Es una propiedad del sólido a granel en particular.

Polines de carga y retorno

Existen dos tipos básicos de polines para correas transportadoras. Los polines de transporte, los cuales soportan la carga que va en la correa, y los polines de retorno, los cuales soportan el retorno de la correa vacía.



La configuración general de los polines de carga son dos. La primera es usada para darle a la correa una forma cóncava y consiste en tres rodillos, Figura 3.9. Los dos rodillos externos tienen una inclinación hacia arriba y el rodillo del centro es horizontal. La otra configuración es usada para soportar correas planas. En este caso el polín consiste en un rodillo individual posicionado entre las platinas de sujeción, las cuales se fijan directamente sobre la estructura del transportador.

Figura 3.9. Configuración típica de polines de carga.

Por su parte los polines de retorno son rodillos horizontales posicionados entre las platinas de sujeción, las cuales se fijan directamente a la parte baja de la estructura soportante del transportador, Figura 3.10. Se puede utilizar dos polines de retorno en “V” para lograr un mejor trabajo.

Figura 3.10. Configuración típica de polines de retorno.



Polines de alineamiento

Estos son polines que controlan el alineamiento de la correa y que impiden que en su trayecto sufran desajustes debido principalmente a que la carga quede desbalanceada sobre la correa, Figura 3.11.

Figura 3.11. Polines de alineamiento.

Polines de Impacto

Estos polines son usados en los puntos de carga, donde pueden ocurrir impactos debido a partículas de tamaños mayores (colpas), cambios de densidad del mineral y por la altura libre de caída del material desde la pila de almacenamiento o la tolva, lo que puede causar daño a la correa si no se encuentra rígidamente soportada. Existen muchos tipos de polines de impacto. Sin embargo el más común es el que se fabrica con discos delgados montados sobre un tubo de acero, Figura 3.12. Cada disco está hecho de material resiliente tales como goma natural, acanalada y con relieves para permitir que la goma se deforme bajo los impactos.

Figura 3.12. Polines de impacto.



Poleas Motrices

El desarrollo de las poleas motrices ha evolucionado desde la época en que se fabricaban de madera, pasando a fierro fundido, a la actualidad en que se utilizan mayoritariamente de acero fundido. El tipo más común de polea de acero fundido se muestra en la Figura 3.13a. Se fabrican en un amplio rango de tamaños y consiste de un arco continuo y dos discos ajustados a presión. En la Figura 3.13 se muestran los diferentes tipos de poleas motrices utilizados hoy en día.

a b

c d

e f

g h

Figura 3.13. Tipos de poleas motrices.



Bandas transportadoras

Los componentes básicos de correas transportadoras para exigencias mayores son:

1. Cubierta superior (lado de carga)

2. Capa de adhesión

3. Cable de acero


5. Armadura transversal

6. Cubierta interior (lado de tracción)

Se exige que como conjunto sea lo más resistente posible al desgaste y que no sea propenso a las rajaduras y otros deterioros similares.

Todos los materiales empleados en su fabricación deben tener una resistencia duradera suficiente, o sea ser sumamente resistentes al envejecimiento (elastómeros o polímeros) y la corrosión (metales).

Figura 3.14 Componentes básicos de correas transportadoras para altas exigencias.

En los últimos años ha aumentado los requerimientos para el uso de correas reforzadas con cable. Entre las ventajas que hacen recomendable este tipo de correa como alternativa potente y rentable frente a las cintas transportadoras con refuerzos textiles se tienen:



Los cables de acero permiten alcanzar unas resistencias extraordinarias de las correas

Pueden fabricarse unidades de gran longitud

Alcanzan una larga vida útil

Requieren bajo mantenimiento

Tienen un factor de alargamiento muy reducido, por consiguiente, se pueden proyectar instalaciones con una gran distancia entre los ejes

Admiten que el diámetro del tambor sea más pequeño que el requerido por las cintas transportadoras con refuerzos textiles

Debido al elevado módulo de deformación al refuerzo, el comportamiento durante el arranque no presenta problemas de ninguna clase

Cuentan con una excelente marcha rectilínea. Ello significa que no quedan perjudicadas por influencias exteriores como el calor, el frío o la humedad

En caso de carga discontinua de piezas individuales de gran peso no se producen alargamientos locales

Tienen una concavidad óptima, incluso si su anchura es reducida

Admiten las cargas más severas

Se pueden fabricar con capas cubridoras en el lado de carga sumamente gruesas

Se pueden reparar sin problema mediante vulcanización en caliente o frío

Cuando se rasgan longitudinalmente se pueden reparar de forma duradera mediante la vulcanización en caliente.

De todos los materiales corrientes de refuerzo, el acero cuenta con la mayor resistencia transversal. Al contrario de lo que ocurre con los cables al descubierto, el cable de acero integrado en la correa transportadora no requiere engrase. Por ello, el refuerzo no es agente lubricante sino un elemento que contribuye adicionalmente a la resistencia. Visto transversalmente, el cable se subdivide en numerosos hilos de alambre individuales. Ello garantiza al mismo tiempo una alta flexibilidad y un bajo alargamiento.

Los diámetros del cordón central y de los cordones exteriores están dimensionados de forma tal que existen espacios suficientemente amplios para que el caucho pueda penetrar entre los cordones exteriores. En sentido análogo ocurre lo



mismo en cuanto a los espacios entre los alambres exteriores del cordón central y de los cordones exteriores. Mediante este diseño abierto del cable y una tecnología de vulcanización específica se consigue que durante este proceso los cables de acero queden prácticamente rellenos por completo con la mezcla de caucho. Gracias a esta penetración del caucho se suprime el efecto de entalladura entre los diferentes hilos del alambre, lo que además protege el cable contra la corrosión: Si la correa transportadora ha sufrido daños considerables, bajo condiciones duras de marcha la humedad no penetra en el interior del cable, hecho que significa que solamente pueden aparecer unos focos de corrosión de reducidas dimensiones. Figura 3.15.

Figura 3.15. Características de los cables de acero utilizados en la fabricación de correas transportadoras.



4. CLASIFICACIÓN EN HARNEROS Y TROMMEL

Se entiende por clasificación de tamaños a la operación de separación de partículas sólidas en fracciones homogéneas de tamaño o peso, ya sea por separación directa o por sedimentación diferencial a través de un fluido.

El proceso de clasificación por tamaño se puede representar por el esquema mostrado en la Figura 4.1.

Clasificador:- Harnero- Hidrociclón

Alimentación

Producto Fino

Producto Grueso

Figura 4.1. Representación esquemática del proceso de clasificación.

Tal como se observa en la Figura 4.1, el proceso de clasificación se puede representar por un flujo de alimentación y un producto que en la mayoría de los casos está constituido por dos fracciones: una fracción integrada mayoritariamente por las partículas finas y la otra por las partículas gruesas. La fracción gruesa recibe el nombre de “sobretamaño”, y específicamente al usar hidrociclones “descarga” o “underflow”, y la fracción fina se denomina comúnmente “bajotamaño”, y al usar hidrociclones se denomina “rebalse” u “overflow”.

En una operación hipotética donde la clasificación es perfecta, los productos de descarga y rebalse quedarán clasificados de tal manera que la descarga contenga todo el producto mayor que un cierto tamaño. Es evidente que esto no se puede obtener nunca en la realidad, aunque en el harneado el material que atraviesa el harnero normalmente no contiene partículas de tamaño mayor a la abertura utilizada.

Esta imperfección o existencia de material desclasificado en los flujos de descarga, permite establecer el concepto de eficiencia de clasificación que se definirá más adelante. La Figura 4.2 muestra curvas típicas de granulometrías que se obtienen en la clasificación en harneros.



10 100 1000 100000

20

40

60

80

100

Tamaño de Partícula, μm

Pasa

nte

Acu

mul

ado,

%

Granulometrías: Alimentación Harnero Sobre Tamaño Harnero Bajo Tamaño Harnero

Figura 4.2. Curvas granulométricas características de alimentación, descarga y rebalse de un harnero.

Generalmente un clasificador opera en conjunto con un equipo de reducción de tamaño formando un circuito de reducción de tamaños - clasificación, en donde el clasificador es el que cierra el circuito, determinando la calidad de producto. El material proveniente del equipo de reducción de tamaños es llevado al clasificador en donde se separa en dos fracciones: la fracción fina continúa a la próxima operación mientras que la fracción gruesa es devuelta al equipo de reducción de tamaño.

La finalidad de esta combinación equipo de reducción - clasificador, es eliminar de la etapa de conminución lo más rápido posible, todas aquellas partículas que posean un tamaño adecuado, evitando así la sobre molienda del material.

4.1. Harneros

El harneado o cribado es una operación de clasificación dimensional de granos de mineral de formas y dimensiones variadas, por presentación de estos granos sobre una superficie perforada que dejan pasar los granos de dimensiones inferiores a las dimensiones de la perforación, mientras que los granos de dimensiones superiores son rechazados y evacuados separadamente. Idealmente las partículas mayores que las aberturas son retenidas sobre la superficie mientras que las partículas menores pasan a través de las aberturas.



El harneado mecánico se basa en las oportunidades de paso de la partícula a través de la superficie clasificadora. Estas oportunidades son función de la trayectoria de los granos (velocidad, dirección), la forma de las partículas, del espesor del orificio, del número sucesivo de orificios que una partícula determinada puede encontrar, etc. En la Figura 4.3 se muestra un esquema de las condiciones de harneado. En una condición de harneado ideal (izquierda), las partículas llegan al harnero de a una, sin velocidad, en una trayectoria normal a la superficie, con la menor dimensión centrada en la abertura y deben atravesar una superficie de espesor cero. En la condición real, las partículas llegan amontonadas, con velocidad apreciable, en una trayectoria paralela a la superficie, con su sección de mayor dimensión presentada hacia la abertura y debiendo atravesar una superficie de algún espesor.

Figura 4.3. Representación esquemática de condiciones de clasificación en harneros.

De esta forma, en una operación real de clasificación, las partículas netamente más pequeñas que el orificio pasan sin dificultad, mientras que las partículas cuya dimensión tiende a acercarse al tamaño de la abertura, tienen menos oportunidades de pasar. Las oportunidades de pasar para una partícula de dimensión igual al 90% de la abertura es aproximadamente del 1%, es decir, que para harnear la totalidad de las partículas de esta dimensión hacen falta un mínimo de 100 aberturas sobre la trayectoria de una de estas partículas.

Se le llaman partículas difíciles a aquellas cuya dimensión está comprendida entre 0,75 y 1,25 veces la abertura. Esta noción es muy útil para la apreciación de la capacidad de harneado. Por esta noción se puede definir la capacidad de harneado como el valor del tamaño de alimentación para el cual el harnero efectúa de forma satisfactoria la separación que ha sido prevista.

Los factores que afectan la capacidad de harneado son, independientes de las dimensiones del harnero:

- El porcentaje de rechazos en el material a cribar

- El porcentaje de granos difíciles



- El contenido de humedad

- La forma de los granos.

Con respecto a la eficiencia del harneado hay que tener presente que no existe separación industrial con resultados perfectos, lo se debe a que:

- La longitud de los harneros se encuentra forzosamente limitada

- Las superficies de harneado presentan tolerancias de fabricación que no hacen más que incrementarse con el desgaste

- Su deterioro accidental puede conducir a perturbaciones si no son inmediatamente descubiertas

- Los coeficientes de equivalencia destinados a tener en cuenta las diferencias de forma o de inclinación de las aberturas son sólo aproximadas

- Las trayectorias de los granos en las cercanías de las superficies de harneado son paralelas a la superficie, lejos de trayectorias normales que son lo ideal

- Los aparatos utilizados en los laboratorios para la verificación de las muestras harneadas no son de una perfección total.

Los principios del harneado para cualquier aplicación son básicamente los mismos. El material que se va a clasificar se deposita en la superficie del harnero con un flujo continuo. Al caer sobre la superficie de harneado o sobre un chute, el material pierde gran parte de la componente vertical de la velocidad y cambia la dirección de su movimiento.

Los harneros vibratorios son los clasificadores mecánicos más utilizados en plantas de Procesamiento de Minerales. La acción de un harnero vibratorio es presentar las partículas repetitivamente en su superficie, que consiste de un número de aberturas de igual tamaño. En cada presentación, muchas partículas que son capaces de pasar a través de la abertura tienen una probabilidad de hacerlo, y un alto número de oportunidades aumenta la probabilidad de que la partícula pase al bajotamaño del harnero. Por la vibración, el lecho de material sobre la superficie del harnero tiende a desarrollar un lecho fluido, permaneciendo las partículas gruesas en la parte superior, mientras que las partículas más pequeñas se separan a través de los intersticios de las mayores, encontrando su trayectoria hacia el fondo del cajón. Esta característica de orientación particular del lecho se denomina estratificación por escurrimiento. De este modo, la estratificación del material presenta a las partículas más pequeñas sobre la superficie del harnero para que pasen a través de ella. Sin estratificación no habría oportunidad para que la separación por tamaños tome lugar. Esta situación se



representa en la Figura 4.4, en la lámina de la izquierda el espesor de lecho es muy delgado, falta material para estratificar la carga, los gruesos están en contacto directo con la superficie del harnero y los finos reportan en el sobretamaño. En la lámina de la derecha se puede observar un adecuado espesor de lecho, se observa que el material se ha estratificado en capas de finos y gruesos, con los finos cerca de la superficie del harnero y con pocos finos reportando en el sobretamaño.

Figura 4.4. El mecanismo de estratificación y su efecto en la separación de tamaños.

Los harneros vibratorios pueden ser usados como unidades discontinuas o continuas. En harneado discontinuo, las partículas son ubicadas sobre el harnero y vibradas un período de tiempo, siendo la probabilidad de separación directamente proporcional al tiempo de harneado. En el harneado continuo, las partículas son alimentadas continuamente al extremo superior de un harnero inclinado y fluye a través de la malla influenciada por la gravedad. En este caso la probabilidad de separación es proporcional a la longitud y al ángulo de inclinación. La Figura 4.5 muestra un esquema de un harnero vibratorio y sus componentes principales.

Figura 4.5. Principales elementos componentes de un harnero vibratorio.

Caja alimentación

Superficie de harneado Cubierta de eje y vibrador

Marcos soportes Marco base

Caja vibratoria

Eje y polea

Alimentación

Sobretamaño Bajotamaño

Alimentación

Sobretamaño

Bajotamaño



En el harneado, la estratificación es una necesidad obvia sin la cual la separación no podría tener lugar, por lo que para tomar la máxima ventaja de este fenómeno, la profundidad del lecho de material desde la alimentación hasta el final de la descarga (para una alimentación continua) debe ser razonable para la separación de tamaños a realizar. Así, para una tasa de alimentación dada, el ancho del harnero es seleccionado para controlar esta profundidad del lecho y alcanzar una estratificación óptima. Una regla empírica general indica que la profundidad del lecho de material en el final de la descarga nunca debería ser mayor a cuatro veces la abertura de la superficie del harnero, para un material de densidad aparente de 100 lb/pie3 (1,6 g/cm3), o tres veces, para un material de densidad 50 lb/pie3.

La Figura 4.6 es un gráfico típico de eficiencia de separación a diferentes velocidades de alimentación, para un tamaño de harnero y material dados. La eficiencia se refiere a la habilidad de iguales áreas de harneado de remover material bajotamaño desde una alimentación dada.

Alimentación (tph)

Efic

ienc

ia

Alimentación (tph)

Efic

ienc

ia

Figura 4.6. Eficiencia de separación de un harnero a distintos flujos de alimentación.

Se puede observar que para bajos flujos de alimentación, hasta el punto “a”, la eficiencia se incrementa al aumentar el tonelaje. El lecho de material sobretamaño encima de las partículas pequeñas las previene del rebote excesivo, aumentando el número de intentos de pasar a través del medio de harneado, ayudando a empujarlas a través de éste. Más allá del punto óptimo “a”, la eficiencia cae rápidamente con el aumento de tonelaje. En este caso, el harnero no tiene el largo suficiente para dejar pasar todo el material bajotamaño.



La probabilidad de que la partícula choque en la superficie del harnero o pase a través de las aberturas de éste es directamente afectada por la relación entre el tamaño de la partícula y el de dicha abertura:

La mayor probabilidad de que la partícula pase a través de la abertura existe cuando la abertura es mucho más grande que el tamaño de partícula

La menor probabilidad que la partícula pase a través de las aberturas existe cuando la abertura es mucho más pequeña que el tamaño de la partícula.

La velocidad del flujo de material a través de las aberturas de la superficie del harnero variará dependiendo del grado de estratificación y de la probabilidad de paso, como se muestra en la Figura 4.7.

Alimentación

Malla del harnero

Ocurrenciade estratificación

Largo del harnero

Tasa

de

flujo

a tr

avés

de

la m

alla

Altu

ra d

e ca

ída

Saturacióndel harnero

Separación por presentación repetitiva

Alimentación

Malla del harnero


Largo del harnero

Tasa

de

flujo

a tr

avés

de

la m

alla

Altu

ra d

e ca

ída



Figura 4.7. Estratificación y separación de partículas en el harneado.

En esta figura se puede ver que cuando el material llega sobre el harnero, la vibración causa que se estratifique (las partículas más pequeñas circulan hacia el fondo del lecho). Esto ocurre desde el punto “a” hasta el “b”, con un máximo de estratificación en “b”, como se muestra en la figura. La máxima remoción de partículas ocurre desde “b” hasta “c” (punto de saturación del harneado), que es el punto de mayor probabilidad de paso, debido al alto porcentaje de partículas finas, menores a la abertura de la superficie del harnero. A continuación se encuentra el área de baja probabilidad de harneado, puntos “c” a “d”. En esta área, la relación de tamaño de partícula a abertura es más cercana, y la probabilidad de que la partícula pase a través de las aberturas es menor.



Con una separación típica, como la esquematizada en la Figura 4.7, la separación perfecta (100% de eficiencia) no es posible industrialmente, debido a que desde el punto “d” en adelante, la capacidad de paso de las partículas a través de las aberturas es extremadamente baja. Teóricamente, para una separación perfecta el harnero debería tener un largo infinito.

Los harneros vibratorios consisten básicamente en una bandeja rectangular de poca profundidad, provista de fondos perforados y que se hacen vibrar por distintos procedimientos. Estos harneros tienen inclinaciones comprendidas en el intervalo de 0 a 35º, y las frecuencias oscilan entre 700 y 1.000 ciclos por minuto, con amplitudes de 1,5 a 6 mm. El movimiento vibratorio se efectúa en un ángulo respecto del plano del piso debido a lo cual el material rebota, en vez de resbalar sobre el piso. El movimiento vibratorio sirve tanto para estratificar el material como para trasladarlo. Estos equipos tienen una capacidad media de 110 a 165 t/24 horas/m2/mm de abertura.

Entre los diferentes tipos de harneros vibratorios se encuentran:

Inclinados de dos descansos

Inclinados de cuatro descansos

Horizontales.

En el caso de los harneros de dos descansos, el movimiento vibratorio es generado por pesos desequilibrados (contrapesos) colocados en el eje del vibrador. El cuerpo de la máquina se apoya generalmente sobre muelles metálicos. La principal ventaja de este equipo es la posibilidad de cambiar la amplitud del movimiento añadiendo o quitando pesos si la operación debe ser cambiada. La gran desventaja es que ante un aumento de la humedad del mineral, la adherencia del mineral al cuerpo del harnero reduce la amplitud de movimiento en razón del aumento de peso del sistema. Esta reducción de amplitud se traduce en una menor velocidad de desplazamiento del mineral y reduce la fuerza vibrante causando principalmente una disminución de la capacidad de harneado y un incremento en la tendencia a cegarse de las mallas.

Por su parte, el movimiento de un harnero de cuatro rodamientos es creado por la excentricidad mecanizada del eje, el que le proporciona una amplitud positiva.

Los cuatro rodamientos están montados en el mismo eje, en posición interna sujetos al cuerpo del harnero y los externos cada uno montado en carcazas soportes y fijas rígidamente a la base estructural de apoyo o montadas sobre un conjunto de brazos laterales que flotan libremente sobre amortiguadores de goma.



En el harnero vibratorio horizontal, el movimiento del material se desarrolla sólo por la vibración del sistema, sin ayuda de la gravedad. La vibración se efectúa por la acción de dos ejes excéntricos rotando en direcciones opuestas y montados de tal manera que la línea de acción entre ellos pase por los centros de gravedad del montaje del harnero. La fuerza resultante es esencialmente una línea recta o suavemente elíptica en ángulo de 45º respecto de la horizontal (o del flujo de material). Debido a su gran tamaño, normalmente los dos ejes del mecanismo vibratorio están montados encima de la estructura del harnero. Estos equipos se utilizan principalmente cuando es difícil disponer de altura libre para su instalación, cuando se clasifican partículas de tamaño medio o cuando se requiere eliminar agua de una pulpa.

4.2. Trommel

Es uno de los dispositivos de harneado más antiguos. Están constituidos por un cuerpo cilíndrico, o tronco - cónico, de tela metálica, paneles de poliuretano o de chapa perforada, que gira alrededor de su eje horizontal. El avance de los productos se logra por el ángulo de inclinación del tronco – cónico (que puede ser con pendiente de 8 a 20%) o bien con un espiral sin fin fabricado en el cuerpo cilíndrico. La velocidad de rotación es del orden del 40% de la velocidad crítica. Estos aparatos, muy simples y ventajosos, se emplean en el tratamiento de gravas, de productos de canteras, de yacimientos aluvionales de oro y de estaño, etc. En los últimos años se han instalado frecuentemente como clasificadores del mineral de descarga de molinos semiautógenos y para retener los rechazos de medios de molienda (scrap) que son descargados desde molinos de bolas de gran tamaño. El material se alimenta a un extremo del tambor, el bajotamaño pasa a través de las aberturas mientras que el sobretamaño descarga en el extremo opuesto, Figura 4.8.

Pueden tener secciones con diferentes tamaños de aberturas y entregar así varias fracciones de tamaño. El trommel puede procesar material de 55 mm hasta 6 mm y aún tamaños menores si se opera en húmedo.



a b

Figura 4.8. a) Trommel cilíndrico. b) Trommel cilíndrico con retorno interno de sobretamaño con agua a alta presión (water jet).

4.3. Eficiencia de Harneado

Existen dos métodos para evaluar la eficiencia de la clasificación de un harnero, dependiendo si el producto deseado es el sobretamaño o el bajotamaño. Si se considera el primero como producto, la eficiencia se expresa como “eficiencia del bajotamaño rechazado”, y cuando el material de tamaño menor a la abertura del harnero es el producto, se define la “eficiencia del bajotamaño recuperado”. Ambas se determinan por medio de análisis granulométrico a los flujos de alimentación y sobretamaño del harnero en cuestión. En el caso del sobretamaño, el análisis mostrará parte del producto mayor a la abertura del harnero y una fracción de partículas que debería pertenecer al bajotamaño. La eficiencia se representa por:

Eficiencia o t h de bajotamaño en el producto sobretamañoo t h de sobretamaño obtenido

= −100 100 % ( / )% ( / )

Ec.4.1

Por otro lado, si el bajotamaño es el producto, la eficiencia del bajotamaño recuperado será:

Eficiencia o t h de bajotamaño obtenidoo t h de bajotamaño en la

= 100 % ( / )% ( / )

alimentación

Ec.4.2



5. CONCEPTOS BÁSICOS DE MOLIENDA DE MINERALES

5.1. Nivel de Llenado de bolas

La acción de volteo y la eficiencia en la reducción de tamaños depende de la proporción del volumen del molino que se encuentre lleno con medios de molienda. De esta forma, la fracción del volumen del molino lleno con medios de molienda, Jb, se expresa, convencionalmente, como la fracción del volumen del molino ocupado por el lecho de medios de molienda en reposo:

Jb = 100 Volumen aparente del lecho de medios de moliendaVolumen del molino

Ec.5.1

Para calcular la masa total de medios de molienda presentes en el volumen que ocupa en el molino, o viceversa, es necesario conocer la densidad aparente de la carga del lecho de medios de molienda, la cual queda definida por la porosidad del lecho. Ésta última varía al tratarse de barras de acero, bolas de acero o pebbles. Al tener definido el medio de molienda, la porosidad del lecho también varía ligeramente dependiendo del tamaño del medio de molienda.

En forma genérica, se define una porosidad nominal constante para efectuar cálculos a nivel industrial, encontrándose pequeñas diferencias en las diferentes empresas mineras y fabricantes de los medios de molienda. Para el caso de bolas de acero un valor promedio razonable es 0,4.

En un lecho de partículas sólidas en reposo, la densidad aparente se determina como:

ρap =masa del lecho de partículas

volumen aparente del lecho de partículas Ec.5.2

La porosidad, ε, se define como la fracción del volumen aparente que es ocupada por los intersticios:

ε = Volumen de intersticios en el lechoVolumen aparente del lecho de partículas

Ec.5.3

por lo tanto, 1-ε, representa la fracción del volumen aparente del lecho que es ocupado por partículas sólidas:

1− =ε Volumen de partículas sólidas en el lechoVolumen aparente del lecho de partículas

Ec.5.4

de donde el volumen aparente está dado por:



Volumen aparente del lecho de partículas Volumen de partículas sólidas en el lecho1-

=ε

Ec.5.5

por lo tanto:

ρ εap =masa del lecho de partículas

volumen (real) de partículas sólidas en el lecho 1- )( Ec.5.6

Esto es:

ρ ρ εap = − ( )1 Ec.5.7

donde ρ representa la densidad de las partículas del lecho y ε la porosidad del lecho.

De esta forma, el volumen aparente de la carga de medios de molienda se puede escribir como:

Volumen aparente del lecho de medios de molienda = masa de medios de molienda en el lechodensidad aparente del lecho de medios de molienda

Ec.5.8

Volumen aparente del lecho de medios de molienda = masa de medios de molienda en el lecho

bρ ε( )1− Ec.5.9

donde ρb representa la densidad real del acero. De esta forma, reemplazando la ecuación 5.9 en 5.1, se obtiene:

mb

bb V

mJ

)1(100

ερ −= Ec.5.10

donde mb es la masa de medios de molienda en el lecho al interior del molino, ρb la densidad del acero de fabricación de los medios de molienda, Vm el volumen interno del molino y ε la porosidad nominal del lecho de medios de molienda en reposo.

Similarmente, la carga de mineral que contiene un molino se expresa como la fracción del volumen del molino ocupada por el lecho de mineral, fc:

fc = 100 Volumen aparente del lecho de partículas de mineralVolumen del molino

Ec.5.11

Siguiendo los pasos anteriores, se obtiene:

mm

mc V

mf

)1(100

ερ −= Ec.5.12

donde mm es la masa de mineral en el lecho y ρm su densidad. La porosidad, al igual que en el caso del lecho de bolas de acero, normalmente se considera igual a 0,4.



Debido a la imposibilidad de verificar la fracción del volumen del molino que es ocupado por el mineral, ésta es relacionada con la carga de medios de molienda. De esta forma, el volumen aparente de la carga de mineral se compara con la porosidad nominal del lecho de medios de molienda mediante la variable U, que expresa la fracción de los intersticios entre los medios de molienda en reposo que es ocupado por el lecho de partículas:

U =Volumen aparente del lecho de partículas de mineral

Volumen de intersticios en el lecho de medios de molienda Ec.5.13

De la ecuación 5.11 se observa que el volumen aparente de mineral es:

Volumen aparente del lecho de partículas de mineral Volumen del molino=

fc

100 Ec.5.14

De la ecuación 5.3 se obtiene que:

Volumen de intersticios en el lecho de medios de molienda Volumen aparente del lecho de medios de molienda= ε

Por lo tanto, la ecuación 5.13 queda dada por:

U =

f Volumen del molino100

Volumen aparente del lecho de medios de molienda

c

ε Ec.5.15

De la ecuación 5.1, el volumen aparente del lecho de medios de molienda es:

Volumen aparente del lecho de medios de molienda Volumen del molino100

=Jb Ec.5.16

reemplazando en la ecuación 5.1, se obtiene:

ε J f

Ub

c= Ec.5.17

Por otro lado de la ecuación 5.10, la carga de medios de molienda en el molino está dada por:

)1( ερ −= bmbb VJm Ec.5.18

al mismo tiempo de la ecuación 5.12 y 5.17, la carga de mineral queda dada como:

m U mm

b m

b

= ε ρρ

Ec.5.19



5.1.1. Nivel de llenado de medios de molienda en molinos de bolas

Una de las variables de mayor importancia en la operación y control de molinos convencionales la constituye la carga de bolas. En estos molinos, la composición de la carga interna está formada fundamentalmente por la carga de medios de molienda metálicos (bolas de acero), por lo que éstos definen las características de la carga interna en cuanto al volumen que ocupan, las trayectorias de sus componentes, forma del riñón de carga y los niveles y distribución de los impactos que se generan, mientras que la carga de mineral, hold up, representa sólo una pequeña fracción de la carga total.

0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,50

200

400

600

800

1000

1200

Pote

ncia

, kW

Fracción de llenado volumétrico, o/1

a

0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,50

2000

4000

6000

8000

10000

12000

14000

Pot

enci

a, k

W


b

Figura 5.1. Consumo de potencia y nivel de llenado de bolas. a) Molino de bolas de 12 x 18 pies. b) Molino de bolas de 25 x 38 pies. En ambos casos se ha considerado que el molino opera a un 75% de la velocidad crítica.

Es por ello que el nivel de llenado volumétrico de medios de molienda define en mayor grado el consumo de potencia del molino, Figura 5.1, y aún más importante es que el nivel de llenado volumétrico resulta directamente proporcional a la masa de material al interior del molino (bolas de acero, mineral y agua), ya que la densidad aparente de la carga permanece relativamente constante la mayor parte del tiempo, Figura 5.2a. En esta figura se observa que la variación de la potencia promedio consumida tiene una variación global del orden de 5%, asociada principalmente a cambios en el porcentaje de sólido de la pulpa. Sin embargo, en la Figura 5.2b, la potencia consumida del molino varía principalmente por la disminución y aumento del nivel de llenado volumétrico de medios de molienda.

Los molinos de bolas tienen una carga de bolas que ocupa desde un 30 a un 45% del volumen útil del molino. Además, se debe considerar que, como el volumen del molino varía con el desgaste de los revestimientos, se requerirá una mayor masa de bolas para mantener el mismo nivel de llenado, por lo que el consumo de potencia sube durante la vida útil del revestimiento del cilindro.



3:19 11:39 19:59 4:19 12:39 20:59 5:19 13:39 21:59 6:19 14:395000

5500

6000

6500

7000

7500

8000

8500

Pote

ncia

, kW

Tiempo

a

02-01 03-01 04-01 05-01 06-01 07-01 08-01 09-01 10-01 11-01 300

325

350

375

400

425

450

475

500

Pote

ncia

, kW

Fecha b

Figura 5.2. Variabilidad del consumo de potencia a) molino de bolas de 21 pies de diámetro, durante 4 días de operación y b) molino de bolas de 9,5 pies de diámetro, durante 11 días de operación.

5.1.2. Nivel de llenado de bolas, colpas y mineral en molinos semiautógenos

En la operación y control de molinos semiautógenos, la caracterización de la carga interna del molino, especialmente su composición en relación a cuánto corresponde a carga de bolas y cuánto a mineral constituye una de las variables de mayor importancia.

Para el caso de la molienda semiautógena, la acción de volteo de la carga y la eficiencia en la reducción de tamaños depende de la proporción del volumen del molino lleno con bolas y colpas. De esta forma, al igual que en molinos convencionales, la fracción del molino llena con bolas, Jb, se expresa convencionalmente, como la fracción del volumen del molino llena por el lecho de bolas en reposo.

La porosidad del lecho varía ligeramente dependiendo de la mezcla de tamaños de bolas, relleno de mineral, etc., sin embargo, se define la misma porosidad nominal (ε=0,4) que en molinos de bolas para efectuar cálculos. Así, igual que para el caso de molinos de bolas convencionales, la fracción volumétrica de llenado de bolas, Jb, está dada por la ecuación 5.10, a saber:

mb

bb V

mJ

)1(100

ερ −=



En forma similar, se define la fracción volumétrica de colpas que aportan al nivel de carga total al interior del molino semiautógeno. Designando por Jm a esta variable, se obtiene

mmc

cm V

mJ

ρε )1( −= Ec.5.20

donde mc es la masa de colpas que aportan volumen a la carga interna en el molino, ρm la densidad del mineral, Vm el volumen efectivo del molino y εc la porosidad nominal del lecho de colpas en reposo. De esta forma, el nivel de llenado total, Jc, se expresa a través de:

Jc = Jb + Jm Ec.5.21

considerando que las partículas finas y el agua se ubican en los intersticios de los medios de molienda (bolas y colpas).

5 10 15 20 25 30 35 40 455

6

7

8

9

10

11

12

14 %

12 %

10 %

8 %

Pote

ncia

, MW

Nivel de llenado total, Jc

Figura 5.3. Curvas teóricas de consumo de potencia de un molino semiautógeno de 36 pies de diámetro, para diferentes niveles de llenado de bolas en función del nivel de llenado volumétrico del molino y para una velocidad de operación dada.

Referente al consumo de potencia, de acuerdo con la Figura 5.3, se observa que para cada nivel de llenado de bolas existe una curva de consumo de potencia generada para diferentes niveles de llenado de carga total, esto es diferentes niveles de llenado de mineral. De acuerdo con esto, en los molinos semiautógenos se observa una gran variabilidad de la potencia consumida ya que, además de los parámetros de diseño del molino (diámetro y largo) y de la velocidad de operación, también depende del nivel de llenado de la carga interna, el que a su vez está constantemente



variando (producto de una permanente variabilidad de la densidad aparente de la carga interna).

2:47:20 5:34:00 8:20:40 11:24:20 14:11:00 16:57:40 19:44:20 22:31:009000

9500

10000

10500

11000

11500

12000

12500

13000

13500

Pote

ncia

, kW

Tiempo

Figura 5.4. Variabilidad del consumo de potencia de un molino semiautógeno de 36 pies de diámetro, durante 12 horas de operación.

La Figura 5.4 muestra la variación del consumo promedio de potencia de un molino semiautógeno durante 12 horas de operación. La variabilidad observada alcanza alrededor de 24%, siendo mucho mayor a lo que se observa en molinos de bolas, cuando el nivel de llenado de bolas no varía bruscamente. Esta variabilidad se ve justificada por:

El nivel de llenado volumétrico de operación de un molino semiautógeno no está definido por los medios de molienda solamente, sino por una combinación de bolas y colpas (material de tamaño mayor, por ejemplo a 2 plg). Estas últimas, en condiciones de operación normal aportan en mayor grado al llenado del molino y además, presentan una gran variabilidad. Por lo tanto, la densidad aparente de la carga interna experimenta variaciones importantes durante la operación.

La reducción de tamaños no se produce sólo por la acción de los medios de molienda metálicos, sino que también por la acción de las colpas que impactan y comprimen a partículas menores y entre sí, lo que asociado a la capacidad de evacuación del molino se refleja en variaciones de la carga interna.

La calidad de las partículas de mineral que entran al molino (características de moliendabilidad y granulometría) provoca un alto grado de variabilidad de la cantidad de material que compone la carga interna, lo que genera variaciones en



el nivel de llenado de carga interna y se refleja, además, en el consumo de potencia.

Las características del flujo de alimentación al molino (alimentación fresca, recirculación de pebbles y el agua de alimentación al molino) y sus variaciones modifican permanentemente la composición de la carga interna y el movimiento de ésta.

Variación de la tasa de desgaste de los medios de molienda metálicos, debido a la variabilidad en el nivel de llenado de la carga lo que provoca cambios permanentes de la distribución de número y energía de impactos causantes del desgaste.

Eventos relevantes que repercuten en las características de la carga interna en general, y en particular a la masa de bolas retenidas, como la fractura de parrillas interna del molino semiautógeno.

En general se considera que los molinos semiautógenos pueden contener hasta un 14% de llenado volumétrico de bolas, sin embargo en la práctica se observan niveles de llenado de hasta 19%. Los fabricantes de molinos restringen la masa de bolas que debe haber en la carga del molino semiautógeno, en consideración a análisis estructurales del molino y características del sistema de lubricación de los descansos. Sin embargo, una vez definido el nivel de bolas “óptimo”, durante la operación de los molinos no existe ninguna certeza sobre la cantidad real de medios de molienda contenidos en la carga interna.

El nivel de carga interna total, por el contrario, ha evolucionado en forma inversa, encontrándose actualmente molinos que operan con niveles de carga total de 20%, condición que se debe principalmente a:

Optimización de las operaciones de tronadura en la mina, generando mineral más fino y con la mayor cantidad de fallas, como son grietas y fracturas internas.

Operación del chancado primario con la menor abertura de descarga factible de utilizar, lo que genera una granulometría de alimentación menor con un menor aporte de partículas gruesas al molino.

Trabajar con mayores niveles de bolas, lo que produce una mayor capacidad de molienda, lo que asociado a los puntos anteriores mantiene una carga más fina al interior del molino.



5.1.3. Medición del nivel de llenado de carga total

La medición práctica del nivel de llenado de un molino semiautógeno, varía de una instalación a otra. En algunos casos se han diseñado cartillas de evaluación a través de:

• conteo de levantadores libres (no cubiertos por carga) al momento de detener el molino

• medición de la altura libre desde la superficie de la carga hasta el centro geométrico del molino

• medición de la altura libre desde la superficie de la carga hasta un punto de referencia como aberturas en las parrillas o altura de la tapa

• medición de la altura libre desde la superficie de la carga hasta el casco del molino en la parte superior.

En cada uno de estos casos se debe tener la precaución de considerar las condiciones de diseño del molino y el error que se puede cometer al hacer la medición. Además, es necesario considerar el desgaste mostrado por los revestimientos, que implica un aumento paulatino del diámetro efectivo interno del molino y repercute en forma relevante sobre el resultado final de la medición.

Por otro lado, al definir el conteo de lifters como método para determinar el nivel de llenado del molino, se debe tener claro que cada unidad de conteo considera el conjunto lifter – placa y no sólo el lifter como es práctica común, puesto que, se puede obtener una diferencia importante en el nivel de llenado informado al reportar una unidad de lifter demás. Por ejemplo, para un molino de 36 pies con 36 lifters, al contar una unidad de lifter demás, se incurre en un error de un 4,2% en el nivel de llenado informado (teniendo presente que este error varía con el nivel de llenado de carga del molino al momento de hacer la medición).

Además, puesto que la carga no queda bien distribuida al interior del molino, independiente del método que se utilice para medir el nivel de llenado, las mediciones se deben realizar “idealmente” en el lado de descarga, centro y alimentación y así obtener un dato promedio mucho más cercano al real.

Por otra parte, un aspecto más relevante que la medición misma lo constituye el contar con un protocolo de detención del molino, en el cual quede establecido en qué condiciones se debe operar el molino antes de realizarse la medición, fundamentalmente definir la velocidad de giro, cuál será el intervalo de tiempo durante el cual se deben mantener estable el resto de las variables antes de la detención y finalmente y más



importante aún, dejar explícito que la detención debe ser instantánea, de otra manera ya se está incurriendo en errores en la medición.

En general se observa que la medición en terreno del nivel de llenado, se planifica en forma periódica o se realiza cuando las oportunidades lo permiten, sin embargo en ambos casos, el molino se debe detener por un intervalo de tiempo no menor a 20 minutos, es más, si el objetivo es determinar el nivel de llenado de bolas el tiempo asociado a la medición es aún mayor (60 minutos) tiempo durante el cual se deja de procesar y el que no todos están dispuestos a invertir.

A partir de estas mediciones puntuales, se intenta correlacionar el nivel de llenado volumétrico medido con el molino detenido con alguna variable operacional a partir de la cual se pueda inferir o estimar en línea, como por ejemplo: la presión en los descansos, celda de carga o consumo de potencia. Sin embargo, cada una de éstas se ve directamente afectada por el diámetro efectivo del molino que aumenta con el tiempo, produciendo por otro lado una disminución del peso de los revestimientos.

• Nivel de llenado y presión en los descansos ( o celda de carga)

Para lograr “conocer” o inferir el nivel de llenado volumétrico de un molino semiautógeno tradicionalmente se ha utilizado correlacionar, normalmente a través de una ecuación lineal, la medición de la presión en los descansos del molino con el nivel de llenado de carga, Figura 5.5.

22

24

26

28

30

32

34

36

38

40

800 810 820 830 840 850 860 870 880 890

Jc = 675.911 + 5.297PsiR = 0.92SD = 8.45

09/1216/01

09/12

22/01

09/12

17/02

12/02

12/02

03/03

18/03

Presión en los descansos, PSI

Niv

el d

e lle

nado

med

ido,

%

Figura 5.5. Curva típica de calibración del nivel de llenado volumétrico y la presión en los descansos, con mediciones realizadas durante cuatro meses de operación.



La presión en los descansos es una medida de la inyección de aceite de lubricación hacia el descanso del molino y es tal que permite mantener una película de lubricante que sustenta el molino evitando el roce metal - metal entre el buje (trunnion) y el descanso. Por lo tanto, esta medida (presión en el descanso) es una respuesta del peso que se soporta en el descanso (incluyendo el molino mismo, sus revestimientos y la masa de bolas, colpas de mineral, mineral fino y agua contenidas) y de la posición de la carga interna (que depende de la velocidad de operación, características del revestimiento y composición de la carga interna).

Es por ello que, al desarrollar la correlación entre la presión en los descansos y el nivel de llenado volumétrico del molino, se observan desviaciones importantes que son el resultado de no considerar el efecto de la densidad aparente de la carga interna, para pasar una variable que depende del peso de la carga del molino (presión en los descansos) a una variable que depende del volumen que ocupa esta carga. Sin embargo, no se realizan las correcciones asociadas, sin darle mayor importancia a la desviación.

Por otro lado, la presión soportada por los descansos es la resultante de una fuerza que se apoya en una gran área y el lubricante inyectado a la presión indicada se distribuye sobre toda esta área (en diferentes configuraciones de acuerdo al diseño del descanso). Además, el conjunto de descansos soporta una distribución de presiones, cuyo máximo (y su posición) depende no sólo del peso de la carga interna del molino, sino de la forma y posición de la carga al interior del molino (definida por la velocidad de rotación del molino y del estado de los revestimientos) y de su composición (granulometría, razón masa de bolas a masa de mineral, masa de agua retenida).

Además, para la correcta interpretación de la presión de los descansos como una indicación del peso del molino, se deberían conocer las características con que funciona todo el sistema de lubricación a través del tiempo: calidad del aceite, condición de los filtros de aceite, medición de temperatura del aceite a la entrada y salida del descanso, estado de las bombas de inyección de alta presión, piping de distribución de aceite, configuración de entrada al descanso y distribución del aceite en el descanso. En muchos casos, variaciones de algunas de estas condiciones pueden provocar variaciones instantáneas importantes en la señal que recibe el operador, que si no son interpretadas adecuadamente generan errores en la operación y control del proceso.

Por su parte, con la información que entregan las celdas de carga se debe tener presente las mismas observaciones que se han discutido para la presión en los descansos al asociarla al nivel de llenado volumétrico de carga interna.



5.1.4. Medición del nivel de llenado de bolas

En la práctica se utilizan dos alternativas para controlar el nivel de llenado de bolas de un molino semiautógeno en operación:

• Grind-out: que consiste en operar el molino sin alimentación de mineral, con un determinado flujo de agua en la alimentación, hasta que se evacúa el mineral contenido en el molino, quedando la carga interna formada sólo por medios de molienda, como se muestra en la Figura 5.6.

• Inferencia en base a la potencia: consiste en operar el molino en una condición de relativa estabilidad a una velocidad definida previamente (si el molino es de velocidad variable) durante un lapso de tiempo adecuado, estimando el consumo de potencia promedio del molino al momento de decidir su detención. Una vez detenido el molino se mide el nivel de llenado volumétrico de carga total y se lleva a un gráfico de curvas teóricas de potencia versus el nivel de llenado volumétrico de carga total, correspondiendo el nivel de bolas a la curva que corresponda la potencia medida al momento de detener el molino, tomando como ejemplo la Figura 5.3.

Ambas alternativas presentan aspectos favorables y desfavorables:

- El grind-out permite medir el nivel de llenado de bolas real al momento de realizarlo. Sin embargo, durante el tiempo que se efectúa el lavado del molino se provoca la interacción directa de una gran masa de cuerpos metálicos en movimiento con el revestimiento del molino (levantadores, placas y parrillas), provocando daños irreparables en éstos, y aún más generando daños a la misma carga de medios de molienda, que se reflejarán como bola fracturada y/o generación de fragmentos de la superficie (chips), además una acumulación de tensiones en los cuerpos moledores.

- La inferencia desde la potencia permite evitar el daño a la carga de medios de molienda y a los revestimientos, sin embargo, tiene una incerteza mayor en la determinación.



6:38 7:18 7:58 8:38 9:18 9:58 10:38 11:18 11:58 12:38 13:18 13:58 14:38160018002000220024002600280030003200

Cel

da, t

Tiempo

6:38 7:18 7:58 8:38 9:18 9:58 10:38 11:18 11:58 12:38 13:18 13:58 14:380

2000400060008000

100001200014000

Pote

ncia

, kW

6:38 7:18 7:58 8:38 9:18 9:58 10:38 11:18 11:58 12:38 13:18 13:58 14:3802468

10

Vel

ocid

ad, r

pm

Figura 5.6. Ejemplo de realización de grind out a un molino semiautógeno, indicado en el círculo. Se observan claramente tres intervalos: desde las 8:30 h se mantiene constante la celda de carga y potencia. Se detiene el molino, para inspección de carga interna total. Se realiza el grind out durante 20 minutos, deteniendo el molino para medición del nivel de bolas.

5.2. Velocidad de Operación

Cuando la velocidad de giro de un tambor rotatorio es muy elevada, la fuerza centrífuga supera a la fuerza de gravedad en forma permanente, generándose el "centrifugado de la carga". La condición mínima para ello es que, cuando una partícula que se encuentra al interior del tambor llega a la posición más alta sin caer, la fuerza de gravedad y la fuerza centrífuga se anulan (son iguales en magnitud pero tienen sentido contrario, Figura 5.7).

La velocidad a la cual ocurre este fenómeno se denomina velocidad crítica (ω c ), y depende del diámetro del molino. Reemplazando en las ecuaciones 5.22 ó 5.23

el diámetro del molino en [m] o [pies] según se indica, se obtiene el valor de la velocidad crítica en [rpm]:

[ ] metros)enD(D

rpmc12,42=ω Ec.5.22

[ ] pies)enD(D

rpmc16,76=ω Ec.5.23



Fuerza centrífuga,Fc

Peso, P

Figura 5.7. Esquema de balance de fuerzas sobre una partícula adosada a la carcaza del molino al comenzar la centrifugación de la carga.

La velocidad crítica es una magnitud característica de un molino, que depende exclusivamente de su diámetro interior. La masa del medio de molienda no influye en el cálculo de ω c , pero sí influye en la trayectoria del medio que cae. Molinos de mayor

radio alcanzan la velocidad crítica a velocidades menores. Se requieren por ello velocidades mayores para centrifugar las capas interiores de la carga, por el menor valor de la fuerza centrífuga en esas condiciones.

8 12 16 20 24 28 32 36 40

8

10

12

14

16

18

20

22

24

φc=0.65% φc=0.75% φc=0.85% φc=0.90%

Vel

ocid

ad d

el m

olin

o, rp

m

Diámetro efectivo del molino, pies

Figura 5.8. Variación de la velocidad de rotación con el diámetro del molino para diferentes fracciones de la velocidad crítica.



Es razonable esperar que la acción de volteo en un molino dependa de la fracción de velocidad crítica a la cual el molino opera, de tal manera que la velocidad de rotación de éste normalmente se especifica por medio de φc, la fracción de velocidad crítica.

La Figura 5.8 muestra la evolución que presenta la velocidad del molino, expresada en rpm, con el diámetro del equipo, para diferentes fracciones de la velocidad crítica de trabajo.

5.2.1. Velocidad de operación en molinos de bolas

Como se mencionó anteriormente, la velocidad de operación de un molino de bolas se expresa como fracción (o porcentaje) de la velocidad crítica. La velocidad de operación de estos molinos se encuentra en el rango de 80% de la velocidad crítica para molinos pequeños, a 75% de la velocidad crítica para molinos de mayor tamaño. Aunque es factible encontrar molinos de bolas operando a velocidades menores, como es el caso de algunos molinos de barras readecuados para operar como molinos de bolas. Sin embargo, actualmente hay una tendencia a subir levemente este rango para aprovechar de mejor forma la energía que se proporciona al molino en mover la carga de bolas. La Figura 5.9 muestra el efecto de la velocidad de operación en el consumo de potencia de los molinos de bolas. En esta figura se observa que al inicio, la potencia sube casi linealmente con la velocidad, posteriormente la tasa de aumento disminuye hasta que la potencia alcanza un máximo, a partir del cual la potencia decrece rápidamente.

0,0 0,2 0,4 0,6 0,8 1,00

100

200

300

400

500

600

Pote

ncia

, kW

Fracción de la velocidad crítica, o/1

0,0 0,2 0,4 0,6 0,8 1,00

1000

2000

3000

4000

5000

6000

7000

Pote

ncia

, kW


Figura 5.9. Consumo de potencia y velocidad de operación. a) Molino de bolas de 12 x 18 pies. b) Molino de bolas de 25 x 38 pies. En ambos casos se considera que el molino opera con un 33% de nivel de llenado de bolas.



5.2.2. Velocidad de operación en molinos semiautógenos

La tendencia general en el diseño de los molinos semiautógenos y molinos de bolas es considerar la incorporación de accionamientos de velocidad variable, tipo gear less, con un alto costo de inversión asociado. A partir de esta situación y del importante efecto que tiene la velocidad sobre los resultados operacionales de una planta, se espera que la velocidad de rotación del molino sea considerada una variable de operación manipulable para lograr la optimización del proceso, esperando maximizar las capacidades de procesamiento. Sin embargo, al no existir certeza sobre el nivel de llenado de carga total del molino, el operador limita la velocidad de operación del molino buscando proteger los revestimientos del impacto directo de los medios de molienda. Por ello, es común ver que a pesar de contar con velocidad variable, los molinos son operados a velocidad constante, utilizándose variaciones de velocidad sólo para salvar situaciones de emergencia operacional como son disminuciones o aumentos drásticos del nivel de llenado volumétrico.

Al caracterizar el movimiento de la carga interna de un molino, la carga en movimiento de caída libre es identificada como en catarata y la que cae inmediatamente sobre el riñón de carga se conoce como cascada, Figura 5.10. La masa de carga al interior del molino es levantada y dejada caer, en una secuencia en que se atribuye que la importancia principal es de la velocidad de rotación del molino. Sin embargo, el diseño del revestimiento (altura y ángulo de ataque a la carga), resultan ser tanto o más relevantes, como se observa en la Figura 5.11.

Figura 5.10. Características del movimiento de carga en molinos rotatorios.

Catarata

Cascada



La Figura 5.11a muestra como aumenta la trayectoria de la capa externa de la carga interna al subir la velocidad de rotación de 65% a 85% de la velocidad crítica de rotación del molino, manteniendo fijo el perfil del levantador utilizado. También se observa, Figura 5.11b como varían las trayectorias al tener fija la velocidad de rotación, 75% de la velocidad crítica, y se varía el ángulo de ataque del levantador de 45º a 90º. De esta forma, resulta evidente que en las características del movimiento de la carga interna, el diseño del levantador puede superponerse al efecto de la velocidad de rotación del molino.

-15 -10 -5 0 5 10 15-15

-10

-5

0

5

10

15

Diámetro del molino 300 [mm]diámetro de bola 10 [mm]altura levantador 10 [mm]ángulo de ataque 90º

85% v.c.

75% v.c.

65% v.c.

Trayectoria de caída y e f e c to d e la v e lo c id a d

Y [c

m]

X [cm]-15 -10 -5 0 5 10 15

-15

-10

-5

0

5

10

15

-15 -10 -5 0 5 10 15-15

-10

-5

0

5

10

15

a

-15 -10 -5 0 5 10 15-15

-10

-5

0

5

10

15

Y [c

m]X [cm]

Diámetro del molino 300 [mm]diámetro de bola 10 [mm]altura levantador 10 [mm]velocidad de giro 75% vel. crit.

45º60º

90º

Trayectorias de caídae n fu n c ió n d e l á n gu lo de a ta q u e

-15 -10 -5 0 5 10 15-15

-10

-5

0

5

10

15

-15 -10 -5 0 5 10 15-15

-10

-5

0

5

10

15

b

Figura 5.11. Efecto de a) la velocidad y b) el ángulo de ataque del levantador, sobre las trayectorias de caída de la carga interna de un molino rotatorio.

La altura del levantador también presenta un efecto importante sobre las características del movimiento de la carga interna. Más aún, resulta importante considerar que el diseño del levantador sufre variaciones importantes desde el momento en que son instalados hasta que son retirados del molino: disminuye la altura y el ángulo de ataque. Por lo tanto, en este intervalo de tiempo se producen variaciones importantes en las características del movimiento de la carga interna del molino.

Por otro lado, para los operadores de molinos semiautógenos, resulta evidente la importancia del efecto de la velocidad de rotación sobre el consumo de potencia del molino: “Mayor velocidad, genera un mayor consumo de potencia”. Si se tiene presente la regla válida para molienda convencional: “Mayor potencia, implica una mayor eficiencia de molienda”, se tiende a pensar que en un molino semiautógeno se puede tener que: “Mayor velocidad, mayor potencia consumida y por lo tanto mayor eficiencia de molienda”, lo que no necesariamente resulta cierto. Desde este punto de vista, la operación óptima del molino no se consigue necesariamente a la máxima velocidad de



operación (máximo consumo de potencia), sino en aquella condición en que se logre un sistema balanceado de diseño del revestimiento - velocidad –nivel de llenado de bolas – nivel de llenado de carga total. A lo anterior se debe agregar el efecto que provoca sobre este sistema las características de la alimentación al molino (mineral y agua).

5.3. Tamaño de Medios de Molienda

El tamaño de los medios de molienda, considerando que bolas de tamaño mayor aportan mayor peso, que se transforma en un nivel de impacto mayor, versus tamaños de bolas menores que implican un mayor número de bolas con una mayor área superficial para el movimiento relativo en la carga interna. La Figura 5.12 muestra la distribución de tamaño y de energía generada en la carga interna de un molino semiautógeno, obtenido por simulación del movimiento de carga a través del Método de Elementos Discretos. Se puede observar que las partículas con mayor energía (partículas en rojo).son las que se encuentran en vuelo cercanas a impactar la carga en la zona del pie, mientras que las de menor energía se encuentran en la franja central del riñón de carga (partículas en azul).

a

b

Figura 5.12. a) Distribución de los diferentes tamaños de partícula en la carga interna en movimiento. La escala de colores indica: rojo son partículas de mayor tamaño, 10 plg; azul son partículas de menor tamaño, 2 plg; b) Distribución de velocidades en el lecho de carga interna en movimiento. La escala de colores indica: rojo partículas con máxima velocidad; azul partículas con menor velocidad.

Sin embargo, la mayor proporción de la carga se encuentra con niveles de energía intermedia, sometidas principalmente a esfuerzos de compresión, lo que



significa que las partículas de tamaños mayores tienen una baja probabilidad de ser fracturadas por impacto. Por otro lado, la decisión del tamaño de bola a usar, también debe estar en concordancia con el tamaño de la abertura de la parrilla de descarga, debido a que para regular la tasa de desgaste de bolas será necesario agregar tamaños de bola mayores al trabajar con aberturas de parrilla mayores.

5.4. La Recarga de Bolas

La recarga de bolas se debe poder introducir al molino en el momento que se necesite, a través del alimentador, estando el molino en marcha. Tal vez la forma ideal de hacer la recarga de bolas sea en forma continua durante el día de operación, sin embargo, la alternativa más usada es la recarga diaria de bolas, acumulándose durante 24 horas el desgaste de medios de molienda y reponiéndolas en solo una vez a una hora determinada del día (generalmente a primera hora de la mañana).

Por otro lado, la tasa de reposición de los medios de molienda, expresada en gramos de acero perdido por tonelada de mineral procesado, g/t, o en gramos de acero perdido por energía específica consumida por el molino, g/kWh, se considera constante en el tiempo, debiéndose hacer rectificaciones que resultan en alteraciones importantes en la composición de la carga interna. En la Figura 5.13 se muestra la variabilidad típica que presenta el nivel de llenado de bolas y la tasa de reposición de medios de bolas en un molino industrial durante 16 meses.

18-02 09-04 29-05 18-07 06-09 26-10 15-12 03-02 25-03 14-05 03-07 22-080

100

200

300

400

500

600

700

800

900

1000

Niv

el d

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%

Tasa

de

Rec

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Aju

stad

a, g

/t

Fecha

Tasa Recarga Bolas Ajustada

6

8

10

12

14

16

18

20

22

24

26 JbMedido Jb Teórico

Figura 5.13. Variabilidad del nivel de llenado de medios de molienda y tasa de consumo de acero, durante 16 meses de operación.



Estas variaciones están asociadas a situaciones extremas como:

1. Agregar, en un turno específico, una gran masa de bolas de reposición para recuperar disminuciones “inexplicables” del nivel de llenado de medios de molienda.

2. Dejar de agregar bolas de recarga durante varios turnos o días para lograr disminuir aumentos “inexplicables” del nivel de llenado de medios de molienda.

Es posible apreciar en terreno que los operadores no consideran que estas dos acciones repercuten fuertemente sobre los parámetros operacionales del molino: potencia, presión en los descansos, peso dado por celdas de carga, torque, y, más aún, variaciones importantes en la tasa de desgaste de los medios moledores. La primera acción, aumenta bruscamente la densidad aparente de la carga interna, genera un incremento en la energía disponible, eleva el nivel de impactos y es altamente probable que incremente la fractura de los medios de molienda durante las primeras horas de operación después de realizada ésta. La segunda, provoca una desaparición paulatina de los tamaños mayores de medios de molienda y una vez que se reinicia la recarga de bolas, provoca una discontinuidad en el perfil de tamaños de la carga interna.

Debido a lo anterior, se debe considerar que la tasa de desgaste de medios de molienda no sólo depende de la pérdida de masa por abrasión (superficie expuesta de la carga interna de bolas), sino que también del grado de fractura de las bolas al interior del molino. La solicitación sobre el material de bolas es mucho mayor en el molino semiautógeno. En base a la variación del nivel de carga del molino semiautógeno, la fractura de bolas puede presentar grandes variaciones de un turno a otro, lo que hace poco factible suponer una carga balanceada de bolas al interior del molino de acuerdo a la teoría y en similitud a un molino convencional.



6. PROCESOS DE MOLIENDA DE MINERALES

Los procesos de reducción de tamaño de minerales, tienen por objetivo liberar aquellas especies minerales útiles que se encuentran dispersos en una gran masa, la que generalmente carece de valor comercial. La molienda en particular, que genera un material fino como producto, requiere de una gran inversión de capital y es el área de máximo uso de energía y materiales de desgaste. La molienda se realiza habitualmente en cilindros rotatorios que utilizan diferentes medios moledores, los que son levantados por la rotación del cilindro, para fracturar las partículas minerales por medio de la combinación de diferentes mecanismos de fractura, como son la interacción entre compresión e impacto, y una importante acción de abrasión como mecanismo secundario.

El medio de molienda puede ser:









Para molinos de barras, los medios de molienda consisten en barras de acero y el cilindro posee una relación largo:diámetro de 1,5:1 ó mayor. Los molinos rotatorios que utilizan bolas de acero forjado o fundido como medios de molienda. Poseen una relación largo:diámetro de 1,5:1 ó mayor. Los molinos rotatorios que utilizan partículas del mismo mineral como medios de molienda se clasifican como molinos autógenos. Generalmente poseen una relación largo:diámetro de 0,5:1 ó menor, al igual que los molinos semiautógenos.



Los primeros molinos rotatorios aparecen en la historia en la década de 1880. Sin embargo, el crecimiento exponencial en tamaño y potencia instalada comienza en la década de 1960. En esos años el circuito básico de operación consistía en dos etapas, molino de barras en circuito abierto seguido normalmente por dos molinos de bolas en circuito cerrado directo. El diámetro de los molinos no superaba los 12 pies, con potencias de 930 kW (1.250 HP). En la década de 1970 aparecen los primeros circuitos de molienda en una etapa (molienda unitaria), con molinos de bolas de 16,5 pies de diámetro y potencias de 3,000 kW (4.000 HP), iniciando la desaparición de los molinos de barras en el diseño de plantas de procesamiento de minerales. En la década de 1980 aparecen con fuerza los circuitos de molienda en dos etapas que consideran, para la molienda primaria, molinos semiautógenos seguidos de molinos de bolas como etapa secundaria o molienda fina, reemplazándose en un circuito simple las cuatro etapas convencionales (chancado secundario, chancado terciario, molienda de barras y molienda de bolas). En esta década los molinos semiautógenos alcanzan diámetros de hasta 36 pies, con potencias de 11.200 kW (15.000 HP) y los molinos de bolas llegan a diámetros de 18 pies, con potencias de 4.850 kW (6.500 HP). La década de 1990 consolida esta alternativa de procesamiento con el desarrollo de varios megaproyectos en el mundo que con un pequeño número de equipos logran altas tasas de procesamiento de mineral. Actualmente el diámetro de los molinos semiautógenos alcanza los 40 pies de diámetro con potencias de 23.500 kW (31.000 HP) y los molinos de bolas llegan a diámetros de 27 pies y potencias de 18.500 kW (25.000 HP).

El circuito de molienda de Minera Esperanza, que opera desde inicios de este año, está formado por un molino semiautógeno de 40 x 26 pies y dos molinos de bolas de 27 x 45 pies, siendo los molinos de mayor tamaño – potencia en operaciones en el mundo actualmente.

6.1. Molinos Semiautógenos

En la molienda autógena actual (AG), rocas de hasta 8 plg o más son alimentadas a un molino cilíndrico, cuya característica física principal es que el diámetro es 2 veces su largo, Figura 6.1. La palabra autógena indica que la molienda ocurre debido a la propia acción de caída de las colpas minerales desde una altura cercana al diámetro del molino, es decir, no se emplea otro medio de molienda adicional que la roca misma. Por lo tanto, la carga de alimentación debe contener una fracción gruesa con la suficiente calidad y competencia como medio de molienda (dureza), para impactar y friccionar las fracciones de menor granulometría de la carga hasta reducir sus tamaños.



La molienda semiautógena (SAG) es una variación del proceso de molienda autógena, es la más frecuente en la práctica y en ella se adicionan medios de molienda metálicos al molino. El nivel volumétrico de llenado de bolas hoy en día varía de 14 a 18% con respecto al volumen interno del molino.

De acuerdo con el estado actual de la tecnología de molienda, si se toman las debidas precauciones durante el diseño, la gran mayoría de las menas minerales se adaptan al procesamiento tanto por molienda semiautógena como convencional. La selección de una u otra configuración en la mayoría de los casos depende de consideraciones más bien económicas que técnicas. Las razones para explicar el importante crecimiento experimentado por los molinos semiautógenos y de bolas en los últimos años, son principalmente los bajos costos totales de operación obtenidos al procesar grandes volúmenes de mineral, en comparación con la molienda convencional.

Aspectos generales que han favorecido la utilización de molinos semiautógenos son:

• la necesidad creciente de procesar mayores cantidades de material, por causa de la baja en las leyes

• estos molinos tienen la capacidad de procesar el material producto de un chancado primario, tanto en su condición autógena como semiautógena, simplificando significativamente los requerimientos en la etapa de chancado

• se disminuye el consumo de medios de molienda, minimizando costos de importancia por este concepto.

Estator

Parrilla Interna

Descanso Descarga

Rotor

Protección Motor

Cajón

Alimentación

Descanso Alimentación

Tapa Descarga

Estator

Parrilla Interna

Descanso Descarga

Rotor

Protección Motor

Cajón

Alimentación


Tapa Descarga

Figura 6.1. Esquema y componentes de un molino semiautógeno con accionamiento gear less.



En general, los circuitos de molienda semiautógena están compuestos de dos etapas: una etapa primaria realizada en el molino semiautógeno y una etapa secundaria, realizada en molinos de bolas. De esta forma, la energía necesaria para reducir de tamaño un determinado mineral, desde el producto del chancado primario al producto que debe ser enviado a flotación, se distribuye entre estas dos etapas. La evolución experimentada por esta distribución en los últimos años ha sido muy fuerte, considerando que hasta parte de la década del noventa se consideraba que la mayor fracción de energía disponible debía estar en la molienda primaria, mientras que hoy la experiencia indica que la mayor fracción de la energía disponible debe estar en la molienda secundaria.

Las configuraciones de circuitos de molienda semiautógena más comunes presentes son:

FAG, circuito con molino (full) autógeno, Figura 6.2 (a)

SAG, circuito con molino semiautógeno, Figura 6.2 (a)

SAC, circuito con molino semiautógeno y un chancador para pebbles recirculados, Figura 6.2 (b) (pudiendo ser FAC, sí el molino no utiliza medios de molienda)

DSAG, circuito formado por un molino semiautógeno seguido de un circuito secundario de molinos de bolas con recirculación directa de pebbles al molino semiautógeno, Figura 6.3 (a)

SABC-A, circuito con un molino semiautógeno seguido de un circuito secundario de molinos de bolas con recirculación de pebbles chancados al molino semiautógeno, Figura 6.3 (b)

SABC-B, con un molino semiautógeno seguido de un circuito secundario de molinos de bolas con alimentación de pebbles chancados al molino secundario, Figura 6.4.

Agua

AguaMolino SAG

Harnero

Batería Hidrociclones

(a)

Agua

Agua

Molino SAG

Chancador de Pebbles

Harnero


(b)

Figura 6.2. Esquemas de circuitos de molienda (a) FAG o SAG y (b) SAC.



Agua

Agua

Molino SAG Molino de Bolas

BateríaHidrociclones

(a)

Agua

Molino SAG

Molino de Bolas

Chancadorde Pebbles


Agua

(b)

Figura 6.3. Esquemas de circuitos de molienda (a) DSAG y (b) SABC-A.

Chancadorde Pebbles


BateríaHidrociclonesAgua

Agua

Figura 6.4. Esquema de circuito SABC-B.

Componentes que han resultado fundamentales en el mejoramiento operacional de molinos semiautógenos son los revestimientos del cilindro y de la tapa de descarga (parrillas). La función general del revestimiento es proteger la estructura del molino contra el desgaste; sin embargo, cada componente del revestimiento presenta además, tareas específicas, Figura 6.5.

Los revestimientos del manto cilíndrico juegan un rol clave. Además de proteger la estructura del molino del desgaste, sirven de medio de transferencia de energía al interior del molino y modulan el movimiento de la carga y la distribución espacial y energética de eventos de impacto.



Figura 6.5. Vista general de los componentes de revestimientos de molinos semiautógenos.

Los revestimientos de las tapas tienen diferentes funciones. Mientras en la tapa de alimentación la protección contra el desgaste tiene el rol preponderante, en la tapa de descarga la presencia de las parrillas agrega los objetivos de retención de medios de molienda, clasificación del producto y control del nivel de llenado y transporte de masa.

En general, la geometría del revestimiento del manto y las tapas debe presentar un relieve significativo. Aunque en molienda convencional hasta no hace mucho, aún era posible encontrar molinos con revestimiento liso, en la actualidad existe un consenso casi unánime en que la presencia de relieve ofrece ventajas tanto en la duración de la vida útil como en la eficiencia de la transferencia de energía para la mayoría de las aplicaciones.

En los diferentes diseños de revestimiento, los resaltes (lifters o levantadores), cualquiera sea su geometría, determinan la transferencia de energía y modulan el movimiento de la carga y su acción de molienda.

La forma de los lifters, Figura 6.6, se puede caracterizar en la mayoría de los casos a través de los parámetros de altura y ángulo de ataque. El ángulo de ataque es el ángulo entre la cara frontal del lifter y la perpendicular a la carcasa. Su valor de diseño puede variar entre 5° hasta 35º o más. La altura puede ser uniforme entre los levantadores o variar entre dos levantadores contiguos, en configuraciones llamadas comúnmente alto-bajo. Otro parámetro relevante es el número de filas de lifters, lo que determina su separación: en general se utiliza un número de levantadores igual al



diámetro del molino en pies, sin embargo es posible encontrar diseños con número de filas igual a 2 veces el diámetro del molino en pies.

Figura 6.6. Características de diseño de revestimiento del cilindro.

Adicional a lo anterior, en los últimos años se han establecido parámetros de diseño que permiten orientar las modificaciones propuestas fundamentalmente hacia el aumento de la eficiencia de molienda de estos equipos. Esto ha permitido establecer la contribución que realizan los revestimientos, principalmente la configuración del perfil del revestimiento en el cilindro, al proceso de molienda, que puede ser evaluada como el mejor aprovechamiento de la energía proporcionada al molino para que ocurra la fractura del mineral. Los parámetros desarrollados son los siguientes, de acuerdo al esquema de la Figura 6.7:

• d/h: tiene relación con la distancia entre lifters y la altura del cajón que se forma entre ellos. Esto afecta el volumen entre lifters y por lo tanto el porcentaje de carga en vuelo, la cantidad de impactos y la energía proporcionada a la carga cuando el levantador entra en el pie del riñón, la exposición de la placa a los impactos de la carga, la posibilidad de empaquetamiento, etc.

• Vlift/Vmol: corresponde a la razón entre el volumen que hay entre los lifters del cilindro y el volumen efectivo total del molino, expresado como porcentaje. Tiene relación fundamentalmente con la cantidad de carga en vuelo y el efecto del impacto por caída libre de la carga.

• Ángulo de Levante: es el (o los) ángulo(s) del lifter que enfrenta la carga del molino al entrar en el pie de carga. Tiene relación con la proyección de la carga en catarata y la posibilidad que ésta impacte en el riñón y sobre el revestimiento, define la probabilidad de empaquetamiento de la carga y contribuye a la



actividad de molienda en el pie del riñón, cuando el levantador se encuentra con la carga en movimiento.

h: altura media de lifter libre

d= distancia media entre lifters

Área entre lifters

1.941 cm2

d/h = 2,56 (706/276) Vlif t/Vmol ~ (Área entre lifters x filas de lifters)/Área transversal del molino

Figura 6.7. Parámetros de diseño en revestimientos del cilindro de molinos semiautógenos.

En el caso de la tapa de descarga, es importante el diseño de la parrilla, Figura 6.8, definido principalmente por:

• Tamaño de slot: que ha evolucionado a tamaños promedios de 2½

• Área libre: que se ha normalizado en valores de 8,5 a 10% (respecto al área total de la tapa de descarga).

Figura 6.8. Vista de geometría típica de parrilla de descarga de molino semiautógeno.



La experiencia acumulada a la fecha, ha permitido evolucionar en la concepción del diseño y operación de plantas de molienda semiautógena. De esta forma, si se definen las variables que afectan a la operación de un molino semiautógeno, es posible identificar las siguientes:

• Tipo de mineral que se procesa, asociado al sector de la mina que se esté procesando, en muchos casos identificados como unidades geológicas (UG).

• Características de la tronadura, definidas en base al tipo de explosivo, el factor de carga y la malla de tronadura que se utiliza.

• Operación del chancado primario, en base al setting de descarga y vida útil del revestimiento y en algunos casos en la forma en que es alimentado.

• Condiciones del stock pile, definido como el nivel de stock pile al momento de operar el molino, incluso llegando a situaciones en que resulta relevante si está llegando mineral al stock pile o no.

• Los alimentadores que se utilizan, velocidad de cada uno de ellos y condición del stock pile sobre el alimentador en uso.

• El flujo de alimentación al molino y su granulometría.

• El flujo de agua en la alimentación, que definen la concentración de sólidos en peso en la descarga del molino y la capacidad de transporte de la pulpa al interior del molino.

• La velocidad de operación del molino, condicionado en muchos casos por las características de diseño de los levantadores, el tamaño de medio de molienda usado y las características granulométricas de la alimentación.

• El nivel de ruidos generado por el molino, generalmente sensado como ruido global que genera la carga interna del molino en movimiento, del cual resulta más importante discriminar el nivel de impactos generado sobre el revestimiento.

• El tamaño de los medios de molienda, considerando que bolas de tamaño mayor aportan mayor peso, que se transforma en un nivel de impacto mayor, versus tamaños de bolas menores que implican un mayor número de bolas con una mayor área superficial para el movimiento relativo en la carga interna. La decisión del tamaño de bola a usar, también debe estar en concordancia con el tamaño de la abertura de la parrilla de descarga.

• El nivel de medios de molienda, que generalmente se consideraba adecuado en niveles de 8 a 12%, posteriormente de 10 a 14%, siendo actualmente la tendencia a trabajar con niveles de 14 a 18%.



Asociado a lo anterior, se encuentra la evolución de otros aspectos del sistema que han permitido mejorar tanto temas operacionales como teóricos de la molienda semiautógena. Entre estos se cuenta:

• La incorporación generalizada del chancado de pebbles. Esto permite aumentar la abertura de la parrilla de descarga del molino, incorporando potencia adicional con un chancador de pebbles (además de mejor eficiencia), lo que permite un aumento en la capacidad de procesamiento del circuito.

• La confirmación práctica de que la granulometría de alimentación es una variable fuertemente incidente en la capacidad de procesamiento del molino semiautógeno y, por lo tanto, de la planta, ha permitido evaluar alternativas de preclasificar la alimentación y controlar de manera más adecuada sus características granulométricas.

• La interpretación adecuada del movimiento de la carga del molino y su incidencia en los fenómenos de reducción de tamaños, ha llevado a modificaciones importantes en los conceptos de diseño de revestimientos.

• Evolución de la parrilla de descarga, en particular en lo relacionado con el área abierta que permita la evacuación de la pulpa desde el interior del molino como la abertura adecuada que defina el tamaño del producto.

6.2. Molinos de Bolas

Los molinos de bolas tienen una razón entre el largo y el diámetro (L/D) desde 1:1 hasta valores superiores a 2:1. En realidad no existe una regla fija para elegir la razón L/D. Todo esto se traduce en requerimiento de potencia instalada, que una vez determinada permite elegir la geometría del cilindro que la satisface.

Los molinos de bolas son el desarrollo lógico de los primeros molinos rotatorios que usaban pebbles de mineral duro como medio de molienda. A los inicios de 1900, se encontró que usando bolas de acero fundido en lugar de los pebbles, los molinos tomaban más potencia y daban mayores capacidades de producción.

La Figura 6.9 muestra un corte esquemático de un molino de bolas que descarga por parrillas. La Figura 6.10 muestra un corte esquemático de un molino de bolas que descarga por rebalse.

El molino de bolas contiene una cantidad de mineral que se está fracturando y la fineza del producto depende de cuanto tiempo el material permanece retenido en él. Si la velocidad de alimentación a un molino de determinado tamaño disminuye, el material permanece más tiempo en el molino, se fractura más y por lo tanto se obtiene



un producto más fino. Por otro lado, el producto se torna más grueso si aumenta el flujo de alimentación al molino, disminuyendo el tiempo de permanencia de éste en el interior del molino.

Figura 6.9. Corte esquemático de un molino de bolas con descarga por parrillas.

Figura 6.10. Corte esquemático de un molino de bolas con descarga por rebalse.

El movimiento de la carga de un molino rotatorio horizontal se caracteriza por una acción de volteo, tal como aparece esquematizado en la Figura 6.11. En esta figura se aprecia que por la acción de giro del molino, la carga asciende hasta un punto en que vuelve a caer nuevamente, denominado “hombro de la carga”. Dependiendo de la velocidad de giro y la posición de los medios que componen la carga durante el ascenso, la caída puede ocurrir por desmoronamiento sobre la carga o por caída libre. La usanza ha denominado a ambos modos “cascada” y “catarata” respectivamente. El conjunto visto de lado adquiere una forma similar a un riñón, en



cuyo extremo inferior puede reconocerse una zona de movimiento caótico llamada “pie de carga”, donde se disipa la energía restante de la caída para que la carga sea nuevamente empujada hacia arriba.

Figura 6.11. Características de la carga interna de un molino rotatorio.

A una velocidad de rotación baja las bolas tienen acción de volteo relativamente suave y existe una tendencia de la masa de bolas a ser levantada por la acción de rotación de las paredes del molino y a deslizarse hacia atrás como una masa compacta. A medida que se aumenta la velocidad, la acción de volteo aumenta y el lecho aparece como una superficie inclinada de la cual están emergiendo bolas que rodarán hacia abajo y que reingresan en la superficie. La serie de colisiones con otras bolas, mientras una bola da tumbos, induce esfuerzos en las partículas de mineral. En este caso se dice que el lecho está en un estado de cascada. A una velocidad de rotación más alta, una cantidad mayor de las bolas son lanzadas de la superficie a lo alto del molino y se forma la catarata de bolas, produciendo niveles de impacto mayores. Sin embargo, la compresión a la que son sometidas las partículas de mineral en el lecho de carga interna en movimiento, es el mecanismo principal por el cual las partículas son reducidas de tamaño. De este modo, es posible afirmar hoy que el concepto original que indicaba que en los molinos rotatorios el mecanismo de reducción de tamaño que predominaba era la fractura por impacto, no es correcto y que al interior del molino la ocurrencia de mecanismos de reducción de tamaños sigue el siguiente orden:

• compresión,

• impacto,

• abrasión.

catarata cascada

Pie de la carga



A medida que la velocidad de operación y/o el tamaño del molino es menor la ocurrencia de impactos disminuye y aumenta la abrasión.

El medio de molienda metálico más utilizado es la esférica, pero también pueden ser de diversas formas: cilíndricas, cónicas o irregulares. Las bolas de molienda pueden fabricarse forjadas o de acero fundido. La calidad depende de acuerdo al origen de suministro. Deben tener una dureza razonablemente uniforme a lo largo de su diámetro. Un indicador de buen desgaste en las bolas es que, cuando salen del molino debe tener un tamaño de alrededor de 16 mm, o menor, y deben presentar una forma poligonal con, por lo menos, 8 a 12 caras, que deben ser ligeramente cóncavas.

La dureza de las bolas, varía desde bolas blandas de dureza Brinnell entre 350 a 450, hasta bolas duras, con durezas de alrededor de 700 Brinnell. Mayores durezas disminuyen la tasa de desgaste abrasivo, pero le entregan a la bola mayor fragilidad, dejándola expuesta a mayores probabilidades de fractura.



7. PROCESO DE CLASIFICACIÓN POR TAMAÑOS EN HIDROCICLONES

Los hidrociclones, Figura 7.1, han sido utilizados industrialmente desde el final de la Segunda Guerra Mundial, sin embargo, el hidrociclón fue patentado por primera vez por Bretney en 1891, en Estados Unidos.

Actualmente, la industria minera es el mayor usuario de hidrociclones, siendo aplicado en clasificación de líquidos, espesamiento, lavado de sólidos, clasificación de sólidos y operaciones de ordenamiento de partículas, ya sea por densidad o forma.

Figura 7.1. Corte esquemático de un hidrociclón.

El uso extensivo de hidrociclones en la industria minera, es probablemente debido a su versatilidad, simplicidad, su reducido tamaño y relativo bajo costo de mantención. Sin embargo, una vez instalados, ellos tienen limitaciones en relación a su eficiencia de separación o índice de nitidez y rango de separación de tamaño.

El hidrociclón es un dispositivo mecánico muy simple que no incluye partes móviles, como se observa en la Figura 7.1. Posee una forma cónica - cilíndrica cuyo diámetro varía desde unos pocos milímetros a diámetros de 33 plg (84 cm), que son los de mayor tamaño usados en el Procesamiento de Minerales. La razón largo/diámetro varía en un amplio margen, dependiendo de la aplicación y la dimensión del



hidrociclón, en un rango desde 1 ó 2:1 hasta 8 ó 10:1. El peso de los hidrociclones por su parte, varía desde unos pocas decenas de gramos hasta valores cercanos a 1 tonelada, dependiendo de su tamaño y de los materiales con los cuales se fabrique.

Para el Procesamiento de Minerales los hidrociclones son fabricados con cuerpo metálico revestidos por elastómeros (caucho principalmente). Cuando el mineral es excesivamente abrasivo, se utilizan revestimientos cerámicos reemplazables. Su alto costo es, bajo estas condiciones, compensado por la larga duración.

El hidrociclón requiere potencia externa para su funcionamiento, la cual es provista normalmente por una bomba centrífuga en operación continua. En ocasiones recibe la energía por el aporte de la energía potencial del fluido a través de sistemas especiales de alimentación. Esta energía del fluido en la alimentación es convertida en aceleración angular y lineal, creando un efecto de ciclón donde la aceleración angular aumenta en la medida que el fluido avanza desde la periferia o pared del equipo hacia el eje de rotación. En la medida que la aceleración angular aumenta, la fuerza centrífuga también aumenta, provocando la separación de las partículas ya sea por tamaño y/o gravedad específica.

Aunque el diseño mecánico del hidrociclón común es relativamente simple, existen diseños modificados que se utilizan en operaciones industriales, como son:

• Hidrociclones de fondo plano, Figura 7.2: fue diseñado para generar tamaños de corte mayores que los hidrociclones convencionales. Se conoce también como Ciclones CBC (Circulating Bed Cyclone), ciclones de lecho circulante. El lecho “fluido” creado en la zona inferior de estos ciclones, no es un lecho estacionario, sino que está dotado de un movimiento de convención alrededor del núcleo central, lo cual favorece la reclasificación de partículas, ligeras o de pequeño tamaño mal clasificadas, que en su movimiento constante son en algún momento arrastradas por el torbellino interior, siendo finalmente evacuadas por el rebose superior.

• Recyclone, Figura 7.2: es una unidad de clasificación doble en una sola fase cuyo objetivo es mejorar la eficiencia de clasificación global. Este diseño logra una notable disminución del cortocircuito, lo cual se logra con la desestabilización mecánica de la capa viscosa que se mueve junto a la pared del hidrociclón mediante una inyección de agua adicional.



Figura 7.2. Ciclones de fondo plano y Reciclone.

En los hidrociclones, como se observa en la Figura 7.3, en la parte superior de la sección cilíndrica existe un disco o plato que es a su vez atravesado por un cilindro u orificio de salida denominado buscador de vórtice o vortex, que normalmente es el orificio más grande y que a su vez permite la salida de gran parte del líquido que se introduce por la alimentación junto con gran parte de los finos que han logrado ser separados. El fondo de la parte cilíndrica es comúnmente conectado con el cono, o en ocasiones con otro cilindro. El diámetro más grande del cono es igual al diámetro de la parte cilíndrica y el diámetro más pequeño igual al diámetro del orificio de descarga o apex a través del cual se evacuan las partículas más gruesas.

En un hidrociclón típico, su diámetro se define como el diámetro en el interior de la cámara cilíndrica. El área de entrada en el punto de admisión es de 6 a 8% del área de la sección de la cámara de alimentación. Normalmente la boca de alimentación es rectangular.

El vortex (o buscador de vórtice) se extiende por debajo de la entrada de la alimentación, para minimizar el cortocircuito de partículas gruesas hacia el rebalse. El diámetro del vortex, definido como el diámetro interior en el punto más bajo de este tubo, es aproximadamente de 35 a 40% del diámetro del hidrociclón.

La sección cónica tiene un ángulo comprendido entre aproximadamente 12º para hidrociclones inferiores a 10 plg, hasta aproximadamente 20º para hidrociclones mayores.



El apex o tobera de descarga, es el punto de mayor desgaste. Tiene normalmente un diámetro no inferior a un cuarto del diámetro del vortex, pero éste no es un límite mínimo absoluto.

Rebalse

Tubería de rebalse

Cámara dealimentación

Buscador devórtice

Revestimientode goma

Alimentación

Sección cónicasuperior


Sección cónicainferior



Apex

Anillo de ajuste

Descarga

Figura 7.3. Partes de un hidrociclón.

El principio de operación de los hidrociclones está basado en las fuerzas centrífugas generadas en su cuerpo cónico – cilíndrico. El movimiento rotacional del fluido se produce por la inyección tangencial del fluido al interior del hidrociclón, ayudado por la forma especial de su geometría. Con motivo de este movimiento rotacional normalmente se genera una zona de baja presión a lo largo del eje vertical del equipo, por lo que se desarrolla una columna de aire ascendente en ese lugar. Las partículas en el fluido se ven afectadas en el sentido radial, por dos fuerzas opuestas: una, hacia la periferia del equipo debido a la aceleración centrífuga y otra, hacia el interior del equipo debido al arrastre del fluido que se mueve hacia el interior del hidrociclón. Consecuentemente, la mayor parte de las partículas finas abandonarán el equipo a través del orificio buscador de vórtice o vortex, localizado en la parte superior de la parte cilíndrica del hidrociclón. El resto de las partículas, mayoritariamente los



gruesos, saldrán a través de un orificio de salida o apex ubicado en el extremo inferior de la sección cónica.

El flujo del hidrociclón es obligado a seguir una trayectoria tipo espiral hacia abajo debido a la forma del equipo y a la acción de la fuerza de gravedad. Sin embargo, en la medida que la sección transversal disminuye, se superpone una corriente interior que genera un flujo neto ascendente a lo largo del eje central del equipo, lo que permite que el fluido encuentre en su camino al tubo buscador de vórtice que actúa como rebalse, permitiendo que las partículas finas que acompañan al fluido desalojen el equipo. Adicionalmente, el vortex permite que la columna de aire que se genera a lo largo del eje central se estabilice.

Muchos autores han descrito el movimiento simétrico del fluido en el interior de un hidrociclón, pero probablemente la manera más fácil y apropiada es describirlo como una espiral dentro de otra espiral, como se ilustra en la Figura 7.4.

En un hidrociclón, las variables asociadas con la geometría del mismo (llamadas variables geométricas) y las variables de operación, interactúan unas con otras. Con esto en mente, su influencia en la eficiencia de separación puede ser discutida, considerando que no es simple separar una variable de otra.

- Diámetro del Hidrociclón. Los hidrociclones grandes tienden a separar a tamaños más gruesos que los pequeños, porque los mayores generan unas fuerzas de aceleración mucho más pequeñas (10 veces la gravedad contra 4.000 veces para los hidrociclones pequeños). Naturalmente, cada tamaño produce un rango de estas fuerzas, pero la fuerza está aproximadamente en relación inversa al diámetro del hidrociclón. Una serie de investigaciones han verificado que el tamaño de corte, d50, es proporcional a Dn para los hidrociclones típicos bajo condiciones básicas, donde D es el diámetro del hidrociclón y n una constante positiva.

- Diámetro del Vortex. Este diámetro es una de las variables más importantes en el resultado de la clasificación. Para hidrociclones de un diámetro fijo y una presión constante, el vortex puede alterar o influenciar el tamaño de corte, d50: a mayor vortex corresponde un rebose más grueso. El vortex debe tener una longitud tal que esté por debajo del extremo interior de la alimentación, y por encima del extremo inferior de la parte cilíndrica. Fuera de este rango, d50 tiende a hacerse más grande.

- Área de Entrada. El área de entrada determina la velocidad de entrada de la pulpa, y es uno de los factores que gobierna la velocidad tangencial a los diversos radios al interior del molino. En consecuencia afecta a los radios de transición entre vórtices libres y forzados. Mientras se mantengan las condiciones básicas de un



hidrociclón típico, un incremento en el área de entrada conlleva un incremento en el flujo de la alimentación. Reduciendo el área de entrada se tendrá una capacidad similar con un ligero incremento en la caída de presión. Una forma rectangular para en conducto de entrada o alimentación es considerada la forma más eficiente de entrada de la pulpa.

Descarga de finos y agua

1. Entrada tangencial depulpa a alta presión

2. Rotación de la pulpagenera altas fuerzascentrífugas en el ciclón

3. Los sólidos en suspensión sonconducidos hacia la pared y haciaabajo en una espiral acelerada

4. El líquido se mueve haciael centro y hacia arriba enun movimiento de vórtice

Descarga de sólidos gruesos

Figura 7.4. Esquema de movimientos característicos que se producen en un hidrociclón.

- Diámetro del Apex. La determinación del diámetro óptimo del apex presenta algunas dificultades. Este diámetro determina la capacidad de tratamiento de sólidos en un hidrociclón y el porcentaje de sólidos en la descarga. Sin embargo, por lo menos con los apex de diámetros superiores a 3 pulgadas utilizados en hidrociclones para muchos circuitos de molienda, la capacidad de tratamiento de sólidos cambia mucho más rápidamente con el diámetro del apex que con el porcentaje de sólidos. Esto es especialmente cierto para los sólidos con una alta densidad específica.

El núcleo de aire central del hidrociclón, dentro del anillo a través del cual los sólidos son descargados, es posiblemente una parte muy pequeña de la sección



de área en apex mayores de 2 pulgadas. El núcleo de aire se convierte en inestable y se cierra cuando el hidrociclón descarga en forma de “cordón”, Figura 7.5. La descarga en forma de "cordón" es la condición donde el apex se sobrecarga con sólidos gruesos o cuando la descarga se ahoga inadvertidamente; a causa de esto las partículas gruesas son forzadas en el interior de la corriente del rebalse, creando una situación que no es deseable. La descarga en "cordón" es difícil de detectar en los hidrociclones grandes. A bajas presiones la apariencia de la descarga no cambia drásticamente entre la forma de "cordón" y la descarga en forma de spray (o paraguas). Cuando descarga en forma de cordón, la corriente de descarga es uniformemente espesa y se pueden detectar sobretamaños en el rebose. En funcionamiento normal, el núcleo de aire se puede sentir con los dedos.

Figura 7.5. Formas de descarga de un hidrociclón, en condiciones normales, de sobre carga y falta de carga.

- Ángulo del Cono. Un ángulo de cono pequeño tiende a reducir el tamaño de separación, aunque la "nitidez" de la separación puede ser afectada en forma negativa. Incrementar el ángulo del cono tiene una influencia inversa. La acción del cono es comprimir los sólidos gruesos hacia el centro para obtener un producto concentrado en la descarga.

- Longitud de la Sección Cilíndrica. Un incremento en la longitud de la sección cilíndrica produce una separación más fina, probablemente porque es en esta zona donde las partículas gruesas que han sido forzadas hacia el eje por las paredes del cono son removidas más allá desde el vortex.

- Variables de Operación. El tamaño de separación es influido por diversas variables,



incluyendo la forma de la partícula y su gravedad específica, la viscosidad interna de la pulpa y su gravedad específica, la distribución de tamaños de la alimentación, el porcentaje de sólidos en la alimentación y la presión en la entrada. A continuación se desarrolla una discusión resumida de las más importantes:

Viscosidad Interna/Densidad de la Pulpa. Es difícil separar la influencia de la viscosidad y la densidad de la pulpa sobre las partículas que están siendo separadas en el interior del hidrociclón. El medio debe tener una fuerte semejanza con la pulpa del rebalse. En general, la viscosidad de la pulpa interna aumenta con la densidad de la pulpa interna de tal forma que a un punto crítico la viscosidad aumenta severamente por pequeños cambios en la densidad. Un incremento en la viscosidad del flujo del rebalse aplica grandes fuerzas de arrastre en las partículas, llevando en el producto del rebalse partículas gruesas y pesadas. Material fino y arcilloso tiene un efecto similar en la viscosidad, quedando la densidad relativamente inalterada.

Porcentaje de Sólidos en la Alimentación. Esta variable es muy importante y es una medida indirecta de la viscosidad/densidad de la pulpa interna.

Presión de Alimentación. Al aumentar la capacidad de tratamiento a un hidrociclón se requiere más energía, como lo indica el aumento de la caída de presión desde la entrada de la alimentación hasta el rebalse. Esta energía da a la pulpa una velocidad angular, que crece dramáticamente como lo hace el flujo espiral en el interior desde la pared al centro del vortex. La velocidad crea fuerzas centrífugas que puedan ser representadas por un vector simple dirigido radialmente hacia el exterior. Por otra parte, las partículas son llevadas hacia el rebalse por las fuerzas de arrastre, generadas por las espirales internas del flujo de alimentación. Estas fuerzas pueden ser representadas por un simple vector dirigido radialmente hacia el interior.

Densidad Específica de los Sólidos. La fuerza centrífuga que actúa sobre las partículas y las opone al arrastre de la corriente del rebalse, depende de la masa de la partícula que está referida al tamaño de la partícula y su densidad específica. Por esta razón, el rebalse del hidrociclón contiene partículas finas pesadas junto con partículas gruesas livianas.

Distribución de los Tamaños de Alimentación. La influencia en los cambios de distribución de los tamaños de alimentación puede ser entendida, cualitativamente, por el reconocimiento que a una alimentación gruesa sin finos será una separación gruesa; una alimentación fina sin partículas gruesas



es ventajosa para una separación fina.

Los hidrociclones se disponen en baterías para ahorrar espacio y para asegurar una distribución pareja de la alimentación a cada hidrociclón. La Figura 7.6 muestra un corte parcial de una batería de hidrociclones. La pulpa impulsada por las bombas de alimentación, llegan por la parte inferior a través de un distribuidor de alimentación cilíndrico (manifold). Alrededor de éste están dispuestos simétricamente los tubos de alimentación al hidrociclón. Las válvulas de alimentación que se ubican en el tubo de alimentación, permiten operar o detener un hidrociclón en forma independiente. La descarga de cada hidrociclón va a una canaleta circular instalada alrededor del tubo de alimentación. Otra canaleta circular recibe el rebalse, Figura 7.7.

En la Figura 7.8 se muestran fotografías de instalación de una batería de hidrociclones industrial.

Figura 7.6. Disposición de hidrociclones en una batería.



Alimentación Descarga

Rebalse


Rebalse

Figura 7.7. Esquema de ingreso de pulpa de alimentación y salida de flujos de productos, descarga y rebalse.

Figura 7.8. Instalación de una batería de hidrociclones industrial.

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CURSO:

MOLIENDA - CLASIFICACIÓN



1. DEFINICIONES BÁSICAS

La reducción de tamaño de partículas es una operación necesaria en una variada gama de actividades industriales y puede ser realizada en seco o en húmedo, de acuerdo a los requerimientos específicos del proceso.

En la industria minera, normalmente se persigue como objetivo obtener como producto partículas minerales de un tamaño tal que las especies mineralógicas valiosas se encuentran liberadas y puedan ser separadas de partículas minerales de especies mineralógicas de ganga en procesos posteriores.

1.1. Especies Minerales y Rocas

Las especies minerales presentes en la corteza terrestre son compuestos químicos que se han formado de acuerdo a las condiciones ambientales que se presentaron durante la formación de las rocas que lo conforman. Los elementos químicos más abundantes en la corteza terrestre son:

Elemento químico Cantidad, %

Oxígeno, O 46,6

Silicio, Si 27,7

Aluminio, Al 8,1

Hierro, Fe 5,0

Calcio, Ca 3,6

Sodio, Na 2,8

Potasio, K 2,6

Magnesio, MG 2,1

Titanio, Ti 0,5

Total 99,0

Todas las especies minerales tienen un nombre; la mayoría terminan en el sufijo ita, por ejemplo halita, calcita, calcopirita y molibdenita. La palabra mineral se refiere colectivamente a más de 2.000 especies minerales que tienen propiedades químicas y físicas particulares. Una especie mineral particular se identifica por un conjunto característico de propiedades físicas, como color, dureza, densidad y manera de romperse. Por lo tanto, un mineral se puede definir como un sólido homogéneo que se



presenta de manera natural, es una sustancia inorgánica y posee estructura atómica ordenada y composición química definida, o bien alguna que varía entre límites establecidos.

Que se presenta en forma natural significa que quedan excluidas las sustancias sintéticas. El corindón, un mineral sumamente duro, es un óxido de aluminio (Al2O2), que dada su dureza se explotaba para usarlo como polvo abrasivo. Hoy, este compuesto es fabricado como material sintético y ha sustituido en gran parte al mineral natural. El corindón se presenta también bajo formas poco corrientes como las piedras preciosas llamadas rubí (roja) y zafiro (azul). Hoy se producen rubíes y zafiros de excelente calidad y de manera sintética, fundiendo óxido de aluminio pulverizado en una llama intensamente caliente.

Las proporciones de elementos en muchos minerales son siempre exactamente las mismas, como en el caso la calcita, CaCO3. En otros minerales, las proporciones de dos o más elementos pueden ser variables dentro de límites establecidos en un solo compuesto, por ejemplo el mineral olivino de fórmula (Mg,Fe)2 SiO4. Los símbolos de los elementos magnesio (Mg) y hierro (Fe) van separados por una coma, pero juntos dentro de un paréntesis; esta notación significa que la razón o proporción de los dos iones metálicos pueden variar dentro de una gama muy amplia desde casi únicamente magnesio o sólo hierro. A esta variación de proporciones se la llama una solución sólida. Así pues, en la fórmula del olivino está incluido un número casi infinito de diferencias de composición. No obstante, la composición es definida, ya que es limitada la gama de proporciones entre elementos y es restringida la lista de elementos que contiene.

La estructura atómica ordenada de un mineral se refiere a la disposición en el espacio de los átomos o iones en el sólido cristalino. Al igual que en el caso de la fórmula química, la estructura atómica en un mineral puede acomodar los átomos o iones de dos elementos, uno de los cuales puede reemplazar al otro. Por ejemplo, en el olivino un ion de magnesio o de hierro ocupa siempre la misma posición en el espacio con respecto a los átomos de oxígeno y silicio que lo rodean. Un ejemplo particularmente sorprendente de la importancia de la estructura atómica como propiedad de un mineral lo constituyen los minerales grafito y diamante. Ambos tienen idéntica composición química - carbono puro - pero están en extremos opuestos de la escala de dureza mineral y tienen otras propiedades físicas sumamente diferentes.

Cuando un metal se presenta en concentraciones suficientemente altas para ser explotadas, entonces se habla de menas. Una mena es una acumulación de mineral que puede extraerse de manera provechosa para ser refinada y utilizada en la industria. Mientras el aluminio y el hierro son relativamente abundantes, la mayoría de



los metales esenciales de nuestra civilización industrial están presentes en proporciones extremadamente pequeñas; es el caso del mercurio y la plata, con abundancias de solamente 0,000008 y 0,000007% respectivamente.

En una clasificación de metales basada en el consumo que de ellos se hace, el hierro se sitúa en primer lugar en términos de tonelaje total utilizado en la producción de acero. Está relacionado con el hierro un grupo de metales de ferroaleaciones que se emplean principalmente como aleaciones con hierro para producir aceros de propiedades especiales. Entre los minerales para ferroaleaciones se cuentan el titanio, manganeso, vanadio, cromo, níquel, cobalto, molibdeno y tungsteno. Otros metales importantes (metales no ferrosos), distintos por su propia aplicación individualizada en lo que respecta a usos industriales, son aluminio: magnesio, cinc, cobre, plomo y estaño. Un grupo menor incluye antimonio, plata, platino y oro. Finalmente, existen metales que son radiactivos, comprendido el uranio, el torio y el radio.

Algunos metales, entre ellos el oro, la plata, el platino y el cobre, se presentan como elementos, es decir, como metales nativos. Mientras la mayoría se presentan como compuestos. Los óxidos y los sulfuros son las formas más comunes, pero en muchas menas existen formas más complejas. En la Tabla 1.1 se indican algunas menas minerales importantes y su composición. Obviamente, la mayoría de los metales deben presentarse muy concentrados en menas para ser provechosamente explotables, en concentraciones muy altas comparadas con las abundancias medias corticales. Por ejemplo, el cromo tiene una abundancia cortical media de sólo 0,01%; debe concentrarse 1.500 veces para ser lo suficientemente rico como para que resulte explotable. En cuanto al plomo, la abundancia en la corteza debe concentrarse 2.500 veces para convertirse en mena.

Tabla 1.1. Listado de menas minerales más comunes. Metal Mena mineral Composición % de metal

Oro Oro nativo Au 100 Calaverita Te2Au 39 Silvanita Te2(Au,Ag) -

Plata Plata nativa Ag 100 Argentita Ag2S 87 Querargirita AgCl 75

Hierro Magnetita Fe3O4 72 Hematita Fe2O3 70 Limonita Fe2O3·H2O 60 Siderita FeCO3 48



Tabla 1.1. Listado de menas minerales más comunes (continuación). Metal Mena mineral Composición % de metal

Cobre Cobre nativo Cu 100 Bornita Cu5FeS4 63 Brocantita CuSO4·3Cu(OH)2 62 Calcosita Cu2S 80 Calcopirita CuFeS2 34 Covelina CuS 66 Cuprita Cu2O 89 Enargita 48 Malaquita CuCO3·Cu(OH)2 57 Azurita 2 CuCO3·Cu(OH)2 55 Crisocola CuSiO3·2H2O 36

Plomo Galena PbS 86 Cerucita PbCO3 77 Anglesita PbSO4 68

Zinc Blenda ZnS 67 Smithsonita ZnCO3 52 Hemimorfita ZnSiO5H2 54 Cincita ZnO 80

Estaño Casiterita SnO2 78 Estannita Cu2S·FeS·SnS2 27

Níquel Pentlandita (Fe,Ni)S 22 Garnierita (Ni,Mg)SiO3H2·H2O -

Cromo Cromita Cr2FeO4 68 Manganeso Pirolusita MnO2 63

Psilomelana Mn2O3·xH2O 45 Aluminio Bauxita Al2O3·2H2O 39 Antimonio Estibina Sb2S3 71 Bismuto Bismutita Bi2S3 81 Cobalto Esmaltita CoAs2 28 Mercurio Cinabrio HgS 86 Molibdeno Molibdenita MoS2 60

Wulfenita MoPbO4 39 Wolframio Wolframita WO4(Fe,Mn) 76

Huebnerita WO4Mn 76 Scheelita WO4Ca 80



Los yacimientos minerales son recursos no renovables de la tierra: son no renovables porque los procesos geológicos que los formaron requieren millones de años de funcionamiento. Los procesos de acumulación mineral de nuestros días son tan lentos que no existe posibilidad alguna de ver formarse nuevos yacimientos útiles en períodos de tiempo breves, de un siglo. Los recursos no renovables de la tierra pueden agruparse del modo siguiente:

♦ Depósitos metalíferos (ejemplos: minerales de hierro, cobre, estaño)

♦ Depósitos no metálicos, incluyendo: materiales de construcción (ejemplos: piedras de construcción, grava y arena) y materiales utilizados químicamente (ejemplos: azufre, sales)

♦ Combustibles fósiles (carbón, petróleo, pizarra bituminosa, gas natural).

♦ Combustibles nucleares (uranio, torio).

Obsérvese que los dos últimos grupos representan fuentes de energía, mientras que los dos primeros grupos son fuentes de materiales.

Para el Procesamiento de Minerales, en especial para los procesos de reducción de tamaños (chancado y molienda) es importante conocer las características de las rocas, que están formadas por los minerales.

En la mayoría de los casos las rocas son heterogéneas, es decir, están formadas por distintas especies de minerales; muy pocas rocas son homogéneas o de un único mineral. En el estudio de las rocas, además de su composición, es de importancia fundamental el conocimiento de las relaciones que existen entre los distintos componentes, desde la escala microscópica a la geológica. La textura de una roca está formada por el conjunto de las características derivadas de las dimensiones de los componentes, de su morfología (forma) y del modo en el que entran en contacto entre sí.

Las rocas se clasifican en tres tipos:

• Rocas Ígneas: son el producto de la consolidación del magma, material fundido de composición principalmente silícea, rica en elementos volátiles, formado en las profundidades terrestres por la fusión de las masas sólidas preexistentes. Se diferencian entre intrusivas (aquellas que solidifican en profundidad) y extrusivas (aquellas que solidifican sobre la superficie terrestre o a baja profundidad).

• Rocas Sedimentarias: comprenden las tres cuartas partes de la superficie emergida, son el producto de la transformación de rocas preexistentes, debido a la actuación de la gravedad, de los agentes atmosféricos y también de la actividad



de algunos organismos vivos. De este modo, las rocas sedimentarias son el producto de la consolidación de los sedimentos, es decir, de minerales sueltos debidos a la acumulación mecánica de fragmentos de tamaño variable (sedimentos clásticos) o a la precipitación de disoluciones, con o sin la actividad de organismos que fijan las sales disueltas en el agua.

• Rocas Metamórficas: El metamorfismo constituye el complejo de las reacciones químicas y físicas, en estado sólido, por el que todo tipo de roca se adecua a un nuevo ambiente. Es causa de los cambios de posición sobre la corteza terrestre que toman el nombre de fenómenos geológicos. Cada roca ígnea o sedimentaria sólo se mantiene en equilibrio dentro de un estrecho margen de temperaturas y de presiones, muy elevado en el primer caso, muy bajo en el segundo (condiciones atmosféricas). Apenas la roca se halla en una condición distinta, tiende a modificarse según una asociación mineralógica que la lleva al equilibrio con los nuevos valores de temperatura y presión, es decir, recristaliza.

1.2. Análisis Granulométrico

Los procesos de reducción de tamaños se realizan para lograr la separación de partículas de las especies minerales presentes en la roca. Para realizar el seguimiento y evaluación de los procesos de reducción de tamaños, se realiza la caracterización granulométrica de las partículas minerales, a través del uso de funciones estadísticas. De esta forma, a partir de la distribución de tamaños es posible derivar estimaciones del tamaño, superficie y volumen promedio del sistema.

Para realizar esta caracterización, se han establecido normas internacionales que determinan los intervalos de medición, que van desde varias pulgadas (por ejemplo 60 plg) hasta 37 µm. Para los tamaños mayores, la medición se realiza por medición directa de la longitud de las partículas, mientras que para tamaños intermedios (desde 10 plg) y tamaños pequeños se realiza a través del uso de tamices. El límite inferior de tamaño es relativo y está determinado por la dificultad de fabricar tamices de malla menor a 37 µm.

En general, el uso de tamices de laboratorio de 8 plg de diámetro se aplica para partículas de 20 mm hacia abajo. Para tamaños superiores, hasta 10 plg, se utilizan sistemas de harneado manual o mecánico, cuadrados o rectangulares de tamaños diversos, de acuerdo al tamaño de partícula a clasificar.

Centrando la caracterización en los tamices de laboratorio, cada tamiz utilizado tiene una malla con aberturas menores que el anterior, Figura 1.1. De esta manera el sistema de partículas queda atrapado en los tamices, definiendo intervalos de tamaño,



correspondiendo a un intervalo en particular todas aquellas partículas con un tamaño menor que la malla del tamiz anterior y mayor que la malla del tamiz inferior.

El tamaño de las partículas se asocia entonces a la abertura de la malla de los tamices entre las que queda retenida. Generalmente se define el tamaño característico del material retenido entre dos tamices como el tamaño superior del intervalo, es decir el tamaño característico del intervalo es la abertura del tamaño superior del tamiz que compone el intervalo.

Se define como malla el número de aberturas que tiene un tamiz por pulgada lineal. Por lo tanto, mientras mayor es el número de la malla menor es el tamaño de las aberturas.

Figura 1.1. Tamices. Figura 1.2. Ro-Tap y serie de tamices.

Se acostumbra designar por xi el tamaño equivalente a partículas retenidas en

un intervalo de tamaño, denominando x1 aquella malla por la que pasa todo el material. La última malla utilizada será xn.

Las series de tamices están estandarizadas en cuanto a la relación entre las aberturas de mallas consecutivas, existiendo dos series normalizadas. La serie normal,

que es la más utilizada tiene una relación entre mallas de 2 .

Las partículas se someten a la acción de una serie de tamices, agitadas en forma manual o en máquinas denominadas Ro-Tap, Figura 1.2. Esta máquina imprime a las partículas un movimiento rotatorio excéntrico horizontal y sobre éste, un movimiento



brusco vertical. La eficiencia del tamizaje depende del tamaño de la malla y el tiempo de tamizaje. Con el mismo aparato la separación es más limpia en las fracciones más gruesas y con tiempos menos prolongados. Esto significa que para el tamizado de productos con altos porcentajes de finos, se necesita mayor tiempo que para aquellos con pocos finos. Un factor que complica la elección del tiempo de tamizaje es la abrasión de las partículas, la que se hace severa para tiempos prolongados. En general se recomienda un tiempo de tamizaje de entre 10 a 15 minutos, pero es conveniente determinarlo experimentalmente para cada tipo de material.

El tamizaje se puede efectuar en seco o en húmedo. Generalmente se acepta el procedimiento de tamizar en seco hasta la malla 200 y en húmedo entre 200 y 400. El tamizaje en húmedo se efectúa haciendo pasar un flujo de agua por los tamices, desde el mayor al menor, recogiendo la suspensión que sale bajo el último tamiz, en un balde. Esta operación se puede realizar en forma manual o mecánica.

La serie de tamices se ha estandarizado, existiendo varios sistemas en uso. Entre ellos, los más conocidos son:

(1) Tyler

(2) US Standard, (ASTM).

En la Tabla 1.2 se entregan las características de las mallas definidas según ASTM y Tyler.

1.2.1. Distribución de Tamaños

Una vez definido el tamaño de una partícula, es necesario cuantificar la frecuencia con que ese tamaño aparece en el sistema particulado. Para ello se define la fracción retenida parcial como la fracción en peso de material que queda retenida entre dos tamices. Naturalmente, la suma de fracciones parciales de toda la distribución será 1.

La forma normal de presentar los resultados es a través de la definición de la distribución acumulada pasante, la que suma las fracciones parciales bajo un tamiz determinado.

De esta forma, la distribución de tamaños de una muestra representativa de mineral, representa estadísticamente las características granulométricas de las partículas que la componen. La determinación de la distribución de tamaños mediante el uso de tamices se conoce como análisis granulométrico, y un ejemplo del resultado obtenido se presenta en la Tabla 1.3, mientras que la Figura 1.3, muestra gráficamente el resultado.



Tabla 1.2. Número de mallas en las series de tamices ASTM y Tyler.



107,6 mm 101,6 mm

90,5 mm 76,1 mm 64,0 mm

4.24 plg 4 plg

31/2 plg 3 plg

21/2 plg

53,8 mm 50,8 mm 45,3 mm 38,1 mm 32,0 mm 26,9 mm

2.12 plg 2 plg

13/4 plg 11/2 plg 11/4 plg 1.06 plg

25,4 mm 22,6 mm 19,0 mm 16,0 mm 13,5 mm

1 plg 7/8 plg

¾ plg 5/8 plg

0.530 plg

0.883 plg 0.742 plg 0.624 plg 0.525 plg

12,70 mm 11,20 mm

9,51 mm 8,00 mm 6,73 mm 6,35 mm

½ plg 7/16 plg 3/8 plg

5/16 plg 0.265 plg

¼ plg

0.441 plg 0.371 plg 2.172 plg

3

5,55 mm 4.760 µm 4.000 µm 3.360 µm 2.830 µm 2.380 µm

3 4 5 6 7 8

3 ½ 4 5 6 7 8

2,000 µm 1,680 µm 1,410 µm 1,190 µm 1,000 µm

10 12 14 16 18

9 10 12 14 16



Tabla 1.2. Número de mallas en las series de tamices ASTM y Tyler (continuación).



841 µm 707 µm 595 µm 500 µm 420 µm

20 25 30 35 40

20 24 28 32 35

354 µm 297 µm 250 µm 210 µm

45 50 60 70

42 48 60 65

177 µm 149 µm 125 µm 105 µm

80 100 120 140

80 100 115 150

88 µm 74 µm 63 µm 53 µm 44 µm 37 µm

170 200 230 270 325 400

170 200 250 270 325 400



Tabla 1.3. Resultado de análisis granulométrico.

MALLA

Abertura Malla

micrones Peso gr Parcial %Acumulado

%

Pasante Acumulado

%1/2" 12700 4,22 0,47 0,47 99,533/8" 9510 6,32 0,70 1,17 98,83

3 5550 14,43 1,60 2,78 97,224 4760 15,16 1,69 4,46 95,546 3360 19,17 2,13 6,60 93,408 2380 18,07 2,01 8,61 91,39

10 2000 24,53 2,73 11,33 88,6714 1410 35,71 3,97 15,31 84,6920 841 50,87 5,66 20,96 79,0428 595 74,15 8,25 29,21 70,7935 500 107,06 11,91 41,12 58,8848 297 115,57 12,85 53,97 46,0365 210 95,65 10,64 64,61 35,39

100 149 70,16 7,80 72,42 27,58150 105 46,52 5,17 77,59 22,41200 74 41,77 4,65 82,24 17,76270 53 31,57 3,51 85,75 14,25325 44 6,69 0,74 86,49 13,51400 37 14,90 1,66 88,15 11,85-400 106,56 11,85 100,00 0,00

RETENIDO

10 100 1000 10000 10000010

100

Acu

mul

ado

Pasa

nte,

%


Figura 1.3. Distribución granulométrica de una muestra mineral.



1.2.2. Tamaño Característico de Una Distribución Granulométrica

Por norma general, se acepta que el tamaño característico de una distribución sea el tamaño por el cual pasa el 80% del material, conocido como el “tamaño 80%”, Figura 1.4. De la misma manera se define el tamaño 50% u otro que sea necesario.

1 10 100 1000 100000

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100



Pas

ante

Acu

mul

ado,

%


Muestra 1 Muestra 2

Figura 1.4. Determinación gráfica del tamaño 80 de una distribución granulométrica.

1.3. Pulpas Minerales

La mayoría de las plantas de Procesamiento de Minerales trabajan en húmedo. No sólo es el agua el medio preferido para llevar a cabo la mayoría de los procesos de concentración, sino que es también el más conveniente para muchas operaciones de molienda y clasificación. Esto significa que el material que se procesa en una planta puede ser transportado de una operación a otra en forma de pulpa.

La pulpa metalúrgica, o pulpa, es una suspensión formada por la mezcla de partículas sólidas y un líquido. En el procesamiento de minerales, las partículas sólidas que componen las suspensiones contienen especies mineralógicas y el líquido, que como se dijo, normalmente es agua que contiene algunas sustancias químicas disueltas.

Una pulpa formada por partículas minerales que requieren ser procesadas, por ejemplo, para concentrar él o los elementos valiosos, se acostumbra llamarla alimentación o cabeza.