86

4.0 CONMINUCIÓN

La reducción de tamaño o conminución es normalmente la primera etapa en el procesamiento de una

mena. Los objetivos de la conminución pueden ser:

1) Producir partículas de tamaño y forma apropiados para su utilización directa.

2) Liberar los materiales valiosos de la ganga de modo que ellos puedan ser concentrados.

3) Aumentar el área superficial disponible para reacción química.

Dependiendo del rango de tamaño de partículas la conminución se acostumbra a dividir en:

Trituración o Chancado: para partículas gruesas, mayores a 2”.

Molienda (convencional): para partículas menores de 1/2” o 3/8” .

Molienda Autógena (AG) o semiautógena (SAG): para partículas menores a menores a 8” o 6”.

Cubre el rango de trituración fina y molienda gruesa.

4.1. Fundamentos de la reducción de tamaño

4.1.1. Fractura de una partícula

En cualquier operación industrial, la ruptura de cualquier partícula ocurre simultáneamente con la

ruptura de muchas otras. Los productos de la ruptura de una partícula están íntimamente mezclados

con los productos de ruptura de todas las demás y no es posible distinguirlos. Por lo tanto, una

operación industrial de reducción de tamaño solo puede ser analizada en términos de una

distribución de partículas de alimentación que son reducidas a una distribución de partículas de

producto. Sin embargo, cada partícula se romperá como resultado de los esfuerzos aplicados a ella

individualmente y de ahí que resulte importante investigar como se fractura una partícula individual.

Las partículas de mena pueden considerarse materiales frágiles (excepto para partículas muy

pequeñas), es decir, la deformación es proporcional al esfuerzo aplicado hasta el punto en el cual

ocurre fractura. La fractura de materiales frágiles fue analizada por Griffith y su trabajo ha formado

la base de la mayoría de los trabajos subsecuentes.

87

Para un material ideal, el esfuerzo de tensión máxima para ruptura, Pm, es:

a

y4Pm

γ=

donde: y : es el módulo de Young

γ : es la energía superficial por unidad de área

a : distancia interatómica

Al romperse un material ideal se desintegrará igualmente en todos los planos perpendiculares al

esfuerzo. Los experimentos han demostrado que las partículas de mena se rompen a esfuerzos

muchísimo más bajos que Pm (fracciones de orden de 1/100 a 1/1000 de Pm). Este comportamiento

se atribuye a la presencia de fallas o grietas en las partículas, en escala macroscópica y microscópica.

La concentración de esfuerzos en las puntas de las fallas produce su propagación y conduce a la

fractura de la partícula a una fracción del valor del esfuerzo necesario para producir la fractura de un

material ideal.

El mecanismo de fractura es el siguiente: Cuando una grieta es sometida a un esfuerzo de tracción, el

esfuerzo se concentra en la punta de la grieta. Cuando la energía de deformación en la punta de la

grieta es suficientemente alta, los enlaces químicos en la punta se romperán y la grieta se propagará

produciendo la fractura del material. Este mecanismo se ilustra en la Figura 4.1

Figura 4.1. Propagación de una grieta por ruptura de enlaces químicos por la acción de un esfuerzo

de tracción.

88

En su análisis matemático, Griffith supuso que las fallas eran elípticas en dos dimensiones y de

dimensión constante en la tercera. La figura 4.2 ilustra el modelo de grieta considerado por Griffith.

Figura 4.2 Grietas de Griffith en una partícula

Griffith supuso que la fractura ocurre cuando la energía de deformación local en la punta de la grieta

iguala la energía superficial de las nuevas superficies producidas por la fractura. El esfuerzo de

tracción aplicado en forma normal a la grieta o esfuerzo de Griffith, σG, está dado por:

2/1

crG L

y2

γ=σ

donde: y : es el módulo de Young

γ : energía libre superficial por unidad de área de la grieta

Lcr: longitud de la grieta.

Según esta ecuación para cada nivel de esfuerzo hay un nivel crítico de longitud de grieta para el

cual la concentración de esfuerzos es suficiente para romper el enlace atómico en ese punto y

propagar la grieta. La ruptura del enlace aumentará la longitud de la grieta, aumentando así la

concentración de esfuerzos y causando una rápida propagación de la grieta. Esta ecuación se

denomina criterio de Griffith para fractura. El concepto de Griffith de que la ruptura del material se

debe a la propagación de grietas desde pequeñas fallas presentes en el material es ampliamente

aceptada, aunque se han hecho modificaciones a su teoría para considerar otros aspectos no incluidos

en su análisis matemático. Un aspecto que complica el análisis riguroso de la fractura de materiales

frágiles es el hecho que la geometría verdadera de las grietas no se conoce. Debe destacarse que

aunque no es necesario suministrar energía suficiente para deformar todos los enlaces de material al

89

punto de ruptura (debido a la presencia de fallas) se requiere más energía que aquella justo

suficiente para suministrar la energía libre de las nuevas superficies debido a que enlaces alejados de

las eventuales superficies de fractura también se deforman y por lo tanto absorberán energía.

La teoría de Griffith requiere que exista un esfuerzo de tracción a través de una grieta para

propagarla. Una fuerza compresiva uniforme, por lo tanto, sólo puede cerrar una grieta. Esto puede

parecer extraño puesto que normalmente las partículas se someten a fuerzas de compresión en las

máquinas de reducción de tamaño. Sin embargo, esfuerzos de compresión no uniformes producen

esfuerzos de tracción localizados; por lo tanto en conminución las partículas normalmente se rompen

en tracción y no en compresión.

Oka y Majima realizaron un análisis teórico de la fractura en conminución. Ellos consideraron lo que

ocurre cuando una partícula es sometida a un par de fuerzas concentradas F de compresión, como se

muestra en la Figura 4.3. Su análisis está basado en una esfera, cuyas características de esfuerzo y

deformación son similares a las de una partícula irregular. Las distribuciones de esfuerzos en el eje

de la esfera se muestran en la Figura 4.3.

Figura 4.3. Distribución de esfuerzos principales en una partícula bajo una carga de compresión

localizada. (Según Oka y Majima).

90

Se puede ver en esta figura que el esfuerzo principal en la dirección Z es un esfuerzo compresivo a

través de toda la partícula. Sin embargo, el esfuerzo principal en el plano X-Y es un esfuerzo de

compresión adyacente a los puntos de carga pero un esfuerzo de tensión dentro de la partícula.

Puesto que las partículas de mineral son mucho más débiles en tensión que en compresión la fractura

ocurre primariamente debido a los esfuerzos de tensión. Sometiendo a una partícula a una fuerza

concentrada como en la Figura 4.3 resulta en ruptura en un número pequeño de trozos grandes

debido a fractura por tensión, más un gran número de trozos pequeños debido a compresión

adyacente a los puntos de carga.

La ecuación que describe la distribución de esfuerzos determinada por Oka y Majima es compleja y

no se presentará aquí. Sin embargo, se puede destacar que para un módulo de Young y razón de

Poisson dados, el esfuerzo es proporcional a la carga e inversamente proporcional al cuadrado del

diámetro de la partícula, mientras que la deformación de la partícula es proporcional a la carga,

inversamente proporcional al cuadrado del diámetro de la partícula y también proporcional a la

distancia desde el centro de la partícula a lo largo de la abscisa Z.

Mecanismos de fractura

Para que una partícula se fracture se requiere un esfuerzo lo suficientemente elevado como para

exceder la resistencia a la fractura de la partícula. La manera en la cual se fractura la partícula

depende de su naturaleza y de la manera en que se aplique la fuerza. La fuerza en la partícula puede

ser una fuerza de compresión, como se muestra en la Figura 4.3, que causa la fractura en tensión de

la partícula. Esta fuerza puede ser aplicada a una velocidad rápida o lenta y esta velocidad afecta la

naturaleza de la fractura. Además, en vez de una fuerza de compresión la partícula podría ser

sometida a una fuerza de cizalle como la que se ejerce cuando dos partículas se frotan entre sí.

Muchos términos se han usado para describir los varios mecanismos de fractura de una partícula, a

veces con poca consistencia en su uso. Los términos que veremos aquí se ilustran en la Figura 4.4 y

son: abrasión, clivaje y fragmentación y se interpretan del modo siguiente.

91

Fractura por abrasión: Este tipo de fractura se produce por concentración localizada de esfuerzos de

cizalle en la superficie de la partícula. El resultado es la fractura de una pequeña zona de la partícula

produciendo una distribución de partículas muy finas. En los equipos de molienda generalmente esta

fractura resulta del roce de las partículas entre sí o contra los medios de molienda o el

revestimiento. Esto hace que la zona superficial de la partícula se desgaste a una velocidad más o

menos constante dependiendo de las condiciones y de la dureza de la superficie (los minerales

blandos son más susceptibles a abrasión que los minerales duros). Para partículas inicialmente de

tamaño uniforme se formarán dos rangos de tamaño de productos: el grueso, de tamaño cercano al

tamaño original de las partículas y el muy fino, con una deficiencia entre ambos. Esto se ilustra en la

Figura 4.4a. Un resultado similar se obtiene cuando la fractura involucra el desprendimiento de

esquinas o bordes de una partícula. Esto se denomina descantillado (chipping grinding) y se puede

considerar que resulta cuando la fuerza se aplica fuera del centro de la partícula. Abrasión y

descantillado se denominan a veces por el término general de atrición.

Fractura por clivaje: La fractura por clivaje, Figura 4.4b, ocurre cuando la energía aplicada es justo

suficiente para cargar comparativamente pocas regiones de la partícula al punto de fractura y se

producen sólo unas pocas partículas cuyo tamaño es cercano al tamaño original. Esta situación

ocurre típicamente bajo condiciones de compresión lenta donde la fractura inmediatamente alivia la

carga de la partícula.

Fractura por desintegración: La fractura por desintegración (shatter), Figura 4.4c, ocurre cuando la

energía aplicada excede bastante la energía requerida para fractura; bajo estas condiciones muchos

sectores de la partícula están sobrecargados y el resultado es la producción de una cantidad

relativamente grande de partículas, con un amplio rango de tamaños. Esto ocurre en condiciones de

carga rápida como un impacto de alta velocidad.

La fractura que resulta de un impacto de alta velocidad en el cual hay suficiente energía como para

causar fractura por clivaje o por desintegración puede también causar atrición en la zona superficial

de la partícula. Esto se ilustra en la Figura 4.5.

92

Figura 4.4. Representación de los mecanismos de fractura de las partículas y las distribuciones de

tamaño resultantes.

Figura 4.5. Combinación de mecanismos de fractura como ocurre en la práctica.

93

4.1.2. Teoría de conminución

La teoría de conminución se centra en la obtención de una relación entre la energía consumida y el

grado de reducción de tamaño obtenido. Se han propuesto varias teorías, todas las cuales suponen

que el material es frágil de modo que no se adsorbe energía en procesos de elongación y

deformación.

La teoría más antigua es la de Rittinger (1867). Esta teoría establece que la energía requerida para

reducción de tamaño está relacionada a la nueva superficie producida en una cantidad unitaria de

masa.

Energía específica = γ (área superficial nueva - área superficial antigua)

Donde γ es la energía superficial media por unidad de área. En verdad esta ley debería decir que la

energía mínima para ruptura es γ x superficie producida, ya que la energía suministrada debe ser a lo

menos suficiente para romper las fuerzas de enlace que anteriormente existían a través de la nueva

superficie formada. En la práctica, lo que interesa en la energía consumida por el molino y se ha

demostrado que la energía de la nueva superficie es solo una fracción muy pequeña de la energía

suministrada al molino (del orden de 1/1000). En realidad la mayor parte de la energía al molino

aparece como calor, sonido, o energía de trasformación de fases. No hay razón para creer que la

energía consumida por el molino sea un gran múltiplo constante de γ x nueva superficie, por lo que

la ley de Rittinger como se utiliza en la práctica se puede considerar empírica.

ER = KR(nueva superficie producida)

Donde KR es una constante y ER es la energía específica del molino, es decir energía por unidad de

masa en el molino.

Como el área superficial de un peso fijo de partículas de diámetro uniforme es inversamente

proporcional al diámetro, la ley de Rittinger se puede escribir:

94

−=

fpRR d

1

d

1KE

donde df es el tamaño promedio inicial de las partículas y dp el tamaño promedio final. En la práctica

se usan los tamaños del 80% (tamaño de la abertura por la que pasa 80% de la masa del material) de

la alimentación y producto. Con esta aproximación la ecuación de Rittinger es:

−=F

1

P

1KE RR

donde F y P son los tamaños del 80% de la alimentación y producto respectivamente.

La segunda teoría de conminución es la de Kick (1883) y dice que el trabajo requerido es

proporcional a la reducción de volumen de las partículas. La expresión básica es:

=

p

fKK d

dlogKE

Donde:

EK = energía por unidad de masa requerida para reducir partículas de tamaño df a tamaño dp.

KK = energía por unidad de masa para producir una razón de reducción (dF/dp) igual a 10.

En la práctica se usa EK como la energía específica suministrada al molino y los tamaños del 80% de

la alimentación (F) y del producto (P), en vez de los valores promedio de las distribuciones, es decir:

=P

FlogKE KK

En la práctica ninguna de estas dos teorías concuerda con los resultados obtenidos en trituración y

molienda comercial.

Bond en 1951 desarrolló una nueva relación que se denominó la ley de Bond. Basado en extensivo

trabajo experimental Bond concluyó que “el trabajo útil total que ha sido aplicado a un peso

determinado de material que ha sido reducido de tamaño es inversamente proporcional a la raíz

cuadrada del diámetro de las partículas producto”.

95

d

kW =

El diámetro de las partículas se define como el tamaño del 80%, expresado en µm. De modo que

para una reducción desde tamaño F a tamaño P el trabajo total es:

F

K

P

KWWW FP −=−=

Para eliminar la constante K, Bond definió un índice de trabajo, WI, que es el trabajo específico

total necesario para reducir una partícula de un tamaño infinito a 100 µm. Este índice de trabajo

puede ser determinado en forma experimental. Se tiene entonces que:

100WIK =

y la forma final de la ecuación de Bond es:

−=F

1

P

1WI10W

W en esta ecuación corresponde a la energía específica de molienda, basado en la potencia al eje del

molino, en kilowatt-hora/ton corta.

El índice de trabajo de Bond, WI, representa una medida de la dureza del material pero también

incluye la eficiencia mecánica de la máquina de reducción. La importancia de la ley de Bond es que

se cumple bastante bien y el método de diseño de molinos basado en la ley de Bond es aún en la

actualidad el más utilizado.

A pesar de que los métodos de diseño de molinos basados en balances de masa por tamaños, son

superiores que el método de Bond para diseño fino (permiten obtener la distribución de tamaño del

producto, simular diferentes circuito para comparar y optimizar las diversas alternativas), es

probable que el método de Bond se continúe usando por bastante tiempo más. Las principales

razones para el éxito del método de Bond son: 1) Hay una gran cantidad de información disponible.

2) El método es bastante satisfactorio para cálculos iniciales, además, cuando un circuito está siendo

diseñado, las especificaciones de la alimentación y especialmente del producto no se conocen con

96

suficiente exactitud para justificar el uso de métodos más complejos. 3) El método o adaptaciones

del mismo proporcionan una manera simple de medir la eficiencia de los equipos de reducción.

En la Tabla 4.1 se muestran algunos valores típicos del índice de trabajo de Bond.. El índice de

trabajo de Bond es una medida de la facilidad con la cual el material puede reducirse de tamaño. Si

las características de ruptura del material fuesen constantes en todo el rango de tamaños, el índice de

trabajo de Bond debería permanecer constante puesto que expresa la resistencia del material a

romperse. Sin embargo, para la mayoría de las materias primas naturales existen diferencias en las

características de ruptura dependiendo del tamaño de las partículas lo cual trae como resultado

variaciones en el WI. Por ejemplo, cuando un mineral se rompe con facilidad en los límites de grano

pero los granos individuales son resistentes, entonces el índice de trabajo aumentará con la fineza de

la molienda. Como consecuencia, los valores del índice de trabajo deben obtenerse para un grado de

reducción típico de la operación de conminución que se está evaluando. Bond especificó varios

métodos estándar de laboratorio para determinar el índice de trabajo, que correlacionó en forma

empírica con varios tipos de máquinas de reducción de tamaño. Por lo tanto, mediante estos ensayos

se pueden dimensionar máquinas de trituración y molienda y especificar también el tamaño de los

motores de estas máquinas de reducción.

Tabla 4.1. Valores de WI para varios minerales

Material Wi; kwh/ton corta

Barita 6.86

Basalto 22.45

Clinker de cemento 14.84

Arcilla 7.81

Carbón 12.51

Mena de cobre 14.44

Dolomita 12.44

Feldespato 12.84

Galena 10.68

Mena de oro 16.31

Granito 15.83

97

Mena de hierro 16.98

Mena de plomo 12.54

Piedra caliza 12.77

Mica 148.00

Cuarzo 14.05

Taconita 16.36

Ensayo de impacto (índice de trabajo para trituración)

El equipo para el ensayo de impacto desarrollado por Bond todavía es utilizado por los principales

fabricantes de chancadoras. El dispositivo, que se muestra en la Figura 4.6, consiste de dos ruedas

que tienen fijos en sus bordes martillos de 30 lb (13.6 kg) cada uno. Las caras de los martillos están

separadas en la posición de reposo. En el lado opuesto de los martillos están conectados cables de

elevación. Un trozo de roca de –3”+2” se monta entre las caras de los martillos de modo que éstos al

ser soltados de los cables de elevación golpearán la roca simultáneamente en lados opuestos de su

dimensión menor (espesor).

Figura 4.6. Aparato de impacto de Bond.

98

El test se realiza con una serie de 10 a 20 trozos de roca. El espesor de la roca se mide previo al

ensayo. Una vez que se instala la muestra, los martillos se elevan a una altura preestablecida y se

sueltan. Si la roca no se rompe con el impacto, la altura de elevación de los martillos se incrementa

en aproximadamente 0.5kg-m y se dejan caer nuevamente. Esta operación se repite hasta que la roca

se rompe produciendo tres o más fragmentos. La resistencia al impacto de la roca en pie-lb por

pulgada de espesor se designa como KC y el índice de trabajo, en kwh/ton corta, se calcula como el

promedio de 10 rupturas como:

s

cK59.2WI

ρ=

donde ρS es la gravedad específica de la roca.

Test de Bond para Moliendabilidad en Molino de Bolas

El test de Bond para moliendabilidad es un proceso de molienda y harneado en seco, en un ciclo

cerrado que se realiza hasta obtener condiciones de estado estacionario.

El material se prepara a –6 mallas (aunque puede usarse material más fino o ligeramente más grueso

si fuera necesario). El material preparado se analiza por tamizaje y después de cuidadoso mezclado

se miden 700 cc en un cilindro graduado, cantidad que constituye la carga inicial al molino. Esta

muestra se pesa y se muele en seco en un molino de bolas estándar de Bond. Este molino es de 12”

x 12”, con bordes redondeados y revestimiento liso. Tiene en su casco una puerta de carga/descarga

de 4”x 8”, es operado a 70 rpm y tiene un contador de revoluciones. La carga de medios de

molienda consiste de 287 bolas que pesan ≈ 20125 g y se distribuyen del modo siguiente:

43 bolas de 11/2”

67 bolas de 11/4”

10 bolas de 1 “

71 bolas de 3/4”

94 bolas de 5/8”

99

El ensayo estándar simula un circuito cerrado con una razón de recirculación (C) de 250%, o una

carga circulante (CC) de 350%, como se ilustra en la Figura 4.7. Puede hacerse el test para cualquier

tamiz menor que la malla 28 (se refiere al tamiz que cierra el circuito).

( ) %250100G

T%C =×= %350100x

G

GT(%)CC =+=

Figura 4.7. Circuito simulado en el test de Bond

El molino cargado con la alimentación inicial, 700 cc o A gramos, se hace funcionar por cierto

número de revoluciones para producir alrededor de 300-400 g de material fino, es decir que pasa la

abertura P1 del tamiz del ensayo. Esto generalmente ocurre después de 100 a 150 revoluciones del

molino de Bond. Debe tenerse en cuenta que el material cargado al molino ya tiene una fracción de

material fino, que denotaremos por F3(P1), y que fue determinado en el análisis granulométrico que

se realizó previo al test. Una vez transcurrido el primer período de molienda, el molino se vacía y los

A gramos de material se tamizan en el tamiz de abertura P1. El material sobretamaño se retorna al

molino para un nuevo ciclo de molienda y se completa el peso de la carga original agregando

material fresco de alimentación. Se calcula el peso de material producido en términos de gramos

netos por revolución del molino. Este número, denominado moliendabilidad del mineral para el

ciclo, es usado para estimar el número de revoluciones requeridas para producir en el nuevo ciclo

una razón de recirculación de 250%. En un test batch, esto equivale a producir un producto

terminado del ciclo (material bajo tamaño) que pesa 1/3.5 de la carga original de mineral (A/3.5).

Tamiz (abertura P1)

Molino estándar de Bond

Q F G

T

100

Se realiza entonces un nuevo ciclo en el cual la carga se muele por el número de revoluciones

calculada, se descarga y se tamiza como antes. Se calcula el nuevo número de revoluciones

requerido y los ciclos de molienda y tamizaje continúan hasta que los gramos netos producidos por

revolución del molino alcanzan un equilibrio. Esta situación se indica por cambios pequeños en el

valor de la moliendabilidad o fluctuaciones alrededor de cierto valor. La ecuación para calcular en

número de revoluciones en el ciclo i+1 es:

icicloenrevoluciónporproducidofinomaterial

1icicloelenproducirafinomaterialNR 1i

+=+

i

13

13

1i

NR

)P(F)i(G)i(P

)P(F)1i(GA5.3

1

NR⋅−

⋅+−=+

donde G(i) es la alimentación fresca al ciclo i y P(i) es el fino obtenido por tamizaje después del

ciclo i. Notemos que G(i+1) es igual a P(i) y que en el primer ciclo G(1) es igual a A.

Después de alcanzado el equilibrio en el test, se calcula un promedio de los últimos 3 valores de

moliendabilidad obtenidos. Este valor promedio se toma como la moliendabilidad estándar de Bond

del material, Gbp, y se utiliza para calcular el índice de trabajo por la ecuación siguiente:

( ) ( )

−=

F

10

P

10GP

5.44)cortaton/Kwh(WI

82.0bp

23.01

donde:

P1 = abertura del harnero que cierra el circuito

Gbp= moliendabilidad estándar para molino de bolas

El índice de trabajo calculado en el test descrito predice la energía que requiere un molino de bolas

de 8 pies de diámetro interior operando en húmedo y en circuito cerrado. Para molienda en seco se

debe multiplicar por 1.3 y para un molino de diámetro interior D(pies) por (8/D)0.2. Correcciones

adicionales son necesarias para condiciones de operación diferentes a las normales (circuito abierto,

101

producto demasiado fino, etc). El método completo de Bond para dimensionar molinos rotatorios

basado en el WI se revisará más adelante.

Test de Bond para moliendabilidad en molino de barras

Este test es similar al ya descrito para molino de bolas. El material se tritura a –1/2“ y se analiza por

tamizaje. En un cilindro graduado se miden 1250 cc de material, el cual se pesa y se muele en seco

en un molino de barras estándar de 12” de diámetro y 24” de longitud, funcionando a 46 rpm. La

carga de molienda consiste de: 8 barras de 21” de longitud, que pesan ≈33380 g.

6 barras de 1 ¼”

2 barras de 1 ¾”

El ensayo estándar simula un circuito cerrado con una razón de recirculación de 100% y se

determina la moliendabilidad para molino de barras, Grp, que corresponde a los gramos netos de bajo

tamaño generados por revolución El índice de trabajo está dado por:

( ) ( )

−=

F

10

P

10GP

62)cortaton/Kwh(WI

625.0rp

23.01

Aquí P1 de nuevo corresponde a la abertura del harnero que cierra el circuito en µm. Se puede hacer

el test para todos los tamaños de malla de 4 a 65.

El índice de trabajo calculado en este test corresponde la energía específica que requiere un molino

de barras con descarga por rebalse de 8 pies de diámetro interior operando en molienda húmeda en

circuito abierto. Para molienda en seco se debe multiplicar por 1.3. Si D es el diámetro interior del

molino en pies, el índice de trabajo debe multiplicarse por (8/D)0.2.

Otros ensayos de laboratorio

Numerosos otros ensayos de laboratorio se han propuesto para caracterizar las características de

ruptura de menas. A continuación describiremos los ensayos que utiliza el JKMRC de Australia para

caracterizar el comportamiento de fractura de las partículas en conminución.

102

Drop Weight Test

El JKMRC usa el Drop Weight test para determinar las características de ruptura al impacto de las

menas. El equipo usado para este ensayo consiste de un peso de acero montado en dos rieles guía y

encerrado en un cilindro de plástico transparente (perspex), como se muestra en la Figura 4.8. Todo

el sistema está construido en un marco de acero que está montado y apernado a un bloque de

concreto. Un mecanismo elevador eléctrico permite levantar o bajar el peso a una altura

determinada. Mediante un interruptor eléctrico este peso se libera y cae por gravedad sobre una

partícula colocada sobre un porta muestra (o yunque) de acero. Mediante cambios en la masa y en la

altura de liberación del peso se puede producir un rango amplio de energía aplicada a la muestra. El

equipo estándar está equipado con un peso de 20 kg, el cual puede extenderse a 50 kg. El rango

efectivo de altura del peso es entre 0.05 a 1 m, lo cual representa un amplio rango de energía de

operación, de 0.01 a 50 kWh/ton (basado en partículas de 10 a 50 mm).

La práctica normal para partículas gruesas (por ejemplo chancadoras y molinos AG/SAG) es ensayar

20 a 50 partículas para cada combinación tamaño/energía, lo cual requiere típicamente 500 a 1300

partículas en total, o 50 a 100 kg de mineral.

Figura 4.8. Dispositivo para el Drop Weight test de JKMRC.

103

Después de preparación de la muestra (separación en rangos estrechos de tamaño por tamizaje), se

calcula la masa promedio, m , para cada grupo de partículas a ensayar. Basado en la energía

específica suministrada en cada ensayo, la altura a la cual debe liberarse el peso se calcula por la

siguiente fórmula:

Md0272.0

Eismhi =

Donde hi es la altura inicial a la cual se libera el peso y Md es la masa del peso a liberar (kg).

Típicamente se agregan 10 mm a la altura calculada para cada ensayo, para compensar por el hecho

que el peso viene a reposar a cierta altura sobre el yunque, debido a la presencia de las partículas

trituradas. La altura final promedio hf puede medirse para cada muestra de partículas ensayada. En

este caso la energía real aplicada es:

m

)hfhi(Md0272.0Eis

−=

Debe destacarse que la energía específica de conminución Ecs (kWh/Ton) es igual a la energía

específica suministrada, Eis (kWh/Ton) siempre que el peso no rebote después del impacto. Para

energía mayores de 3 kWh/Ton, y con materiales elásticos se ha observado ocasionalmente que

ocurre rebote, sin embargo esta energía de rebote es de pequeña magnitud.

Este ensayo es adecuado para determinar el comportamiento a ruptura por impacto en molinos

AG/SAG y en chancadoras.

Procesamiento de los datos

Un concepto clave en el análisis de los datos del Drop Weight Test, y en establecer las funciones de

ruptura de la mena, es que las distribuciones de tamaño del producto son función del grado de

reducción o energía específica de conminución, Ecs ( kWH/Ton). Para modelar el proceso de

ruptura, se utiliza una manera simple para relacionar energía con reducción de tamaño. El método

104

que utiliza el JKMRC es usar un conjunto de curvas para describir la distribución de tamaños

producida por eventos de ruptura de energía creciente. Si se rompe una partícula de tamaño conocido

(o con tamaño en un intervalo estrecho de tamizaje), se puede considerar la distribución resultante

como la fracción acumulada que pasa una serie 2 de aberturas de harneros (Figura 4.9a). Figura

4.9a puede regraficarse dividiendo la escala de tamaños por el tamaño de la partícula original, Y,

(Figura 4.9b).

A continuación se eligen algunos puntos de referencia, definidos como el porcentaje, t, que pasa una

fracción determinada del tamaño original. Así, t2 es el porcentaje de partículas que pasa una abertura

igual a la mitad del tamaño original, t4 el porcentaje que pasa una abertura igual a un cuarto del

tamaño de la partícula original, y t10 el porcentaje que pasa un décimo del tamaño de la partícula

original. t10 se utiliza como la reducción de tamaño característica, o índice de ruptura.

Para la partícula original, todos los valores de t son cero. Para una partícula que se rompió

ligeramente, t10 es un valor pequeño. En la ruptura en chancadoras t10 es típicamente 10 a 20 %. Los

modelos de JKMRC de molinos rotatorios tienden a usar valores de t10 en el rango 20-50%.

Figura 4.9a. Distribución de tamaño Figura 4.9b. Distribución de tamaño relativa

del producto mostrando los marcadores t.

El gráfico mostrado en la Figura 4.10 es muy útil. Cada línea vertical (o valor de t10) representa una

distribución de tamaño completa, expresada como % acumulado pasante. Por lo tanto, si los datos

105

representados en la Figura 4.10 se miden para una mena particular, se pueden utilizar para predecir

la distribución de tamaño que resultará para cada grado de reducción o valor de t10. Esta manera de

representar los datos de ruptura se acostumbra a designar como familia de curvas de un parámetro.

Conociendo las curvas para un material partícular, y dado un valor de t10 (de un valor de Ecs dado o

de un modelo), se puede reconstruir la distribución completa de tamaños del producto.

Este tipo de información constituye la información específica de la mena necesaria para modelación

y simulación de procesos de reducción de tamaño. Estas distribuciones de tamaño de los productos

de ruptura, que se conocen también como funciones de apariencia deben determinarse

experimentalmente para varias fracciones de tamaño (a lo menos 3) y definidas en términos de tres

parámetros de ruptura por impacto y abrasión (A, b y ta).

Figura 4.10. Gráfico de t versus el grado de ruptura, t10.

El grado de reducción, o índice de ruptura, t10, se relaciona con la energía específica de conminución

por la siguiente expresión:

106

[ ])Ecsb(10 e1At ⋅−−=

donde t10 es el porcentaje que pasa 1/10 avo del tamaño promedio inicial de las partículas, Ecs es la

energía específica de conminución kWh/Ton), A y b son los parámetros de ruptura por impacto. Esta

relación se muestra gráficamente en la Figura 4.11 para una mena de oro.

Figura 4.11. Efecto de la energía específica de conminución en el índice de ruptura, t10.

Un mayor gradiente de la curva t10–Ecs indica una mena más blanda. Para un valor constante de A,

esto significa un valor mayor de b. El valor de A es relativamente constante y cercano a 50 para la

mayor parte de las rocas duras. El parámetro t10 se puede interpretar como un índice de fineza y

valores grandes de t10 indican un producto más fino. El valor del parámetro A es el valor límite de

t10. Este límite indica que a valores muy altos de energía ocurre muy poca reducción de tamaño

adicional a medida que Ecs aumenta, es decir, el proceso se hace menos eficiente. El producto Axb

es la pendiente de la curva a energía aplicada cero.

En la molienda AG/SAG, la reducción de tamaño se cree que ocurre por impacto (trituración) y por

abrasión o descantillado. Como ya se mencionó anteriormente, eventos de abrasión y descantillado

dejan la partícula original casi intacta y producen partículas relativamente finas. El impacto en

cambio rompe una partícula en fragmentos con un rango de tamaños.

107

El Drop Weight Test caracteriza bien la ruptura por impacto de alta energía. Para determinar las

funciones de apariencia de la ruptura por abrasión/descantillado es más apropiado realizar un ensayo

en un molino rotatorio, en el cual se muele en forma autógena una muestra de la mena.

Ensayo de abrasión del JKMRC

Este ensayo de abrasión se realiza en un molino rotatorio de 30 cm de diámetro y 30 cm de longitud

con cuatro barras elevadoras de 1 cm. En el ensayo estándar del JKMRC se muele un muestra de 3

kg, de granulometría –55+38mm, por 10 min a 70% de la velocidad crítica del molino, es decir 53

rpm.

Típicamente, una muestra primaria se reduce a aproximadamente 3 kg por medio de un cortador de

rifles. De esta muestra se retiran partículas al azar para llevarla exactamente a la masa especificada

(3 kg ± 5 g). Para cada ensayo se registra la masa cargada y los rpm reales. Una vez que el ensayo se

termina, el contenido del molino se retira para análisis por tamizaje.

El producto del molino es tamizado en seco en una serie de tamices2 , hasta –38 µm. Desde estos

datos se generan valores de t10, usando un programa que convierte la masa retenida en % acumulado

pasante e interpola los valores de t10 usando técnicas de esplinas cúbicas. El parámetro de abrasión

de la mena , ta se define como t10/10. El valor de ta puede ser 0.2 para menas muy duras y sobre 2

para menas muy blandas; un valor de ta de 0.88 indica una resistencia media a la abrasión.

La función de apariencia que resulta en la conminución en un molino AG o un molino SAG es una

combinación de las funciones de apariencia obtenidas por impacto y por abrasión.

4.2. Equipos de reducción de tamaño

El diseño de las máquinas de reducción de tamaño cambia marcadamente a medida que cambia el

tamaño de las partículas. Virtualmente en todas las máquinas las fuerzas para ruptura son aplicadas

por compresión o impacto. Los productos en cada caso son similares y la diferencia entre las

108

máquinas está asociada principalmente con los aspectos mecánicos de aplicación de la fuerza a los

varios 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 para

fracturar cada partícula disminuye, pero la energía por unidad de masa aumenta con mayor rapidez.

Consecuentemente las chancadoras tienen que ser grandes y estructuralmente fuertes mientras que

los molinos deben ser capaces de dispersar energía en una gran área.

4.2.1 Trituración

La trituración es la primera etapa de la reducción de tamaño. Generalmente es una operación en

seco y usualmente se realiza en dos o tres etapas.

La trituración 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 y aleja alternativamente de otra superficie fija capturando la roca

entre 1as dos. Una vez que un roca grande se rompe, los fragmentos se deslizan por gravedad hacia

regiones inferiores de la cámara de trituración hasta que son atrapados de nuevo entre las mandíbulas

de la máquina y sometidas de nuevo a presiones sufriendo ruptura adicional.

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.

1. La chancadora primaria o gruesa trata el material que viene de la mina, con trozos máximos de

hasta 1.5 m (60") y lo reduce a un producto en el rango de 15 a 20 cm (6 a 8"). Normalmente

este material va a una pila de almacenamiento.

2. 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").

109

3. 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 1/2") que normalmente va a una etapa de molienda.

En la trituración primaria de menas se utilizan principalmente chancadoras de mandíbula o

giratorias. En la trituración secundaria se usan chancadoras giratorias o más comúnmente

chancadoras de cono, mientras que en la trituración terciaria se utilizan casi universalmente

chancadoras de cono.

Cuando la mena a triturar es un material blando, húmedo o arcilloso se utilizan chancadoras de

impacto, como el molino de martillo (pueden usarse en los tres rangos de tamaño).

Chancadoras primarias

Las chancadoras primarias se caracterizan por una aplicación de fuerza 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 las mandíbulas.

Como ya dijimos hay dos tipos principales de chancadoras primarias. Las chancadoras de mandíbula

y las chancadoras giratorias. Las chancadoras de impacto, aunque tiene limitado uso como

chancadoras primarias, serán consideradas separadamente.

Chancadoras de mandíbula

La característica más distintiva de este tipo de chancadoras es que tienen dos placas que se abren y

cierran como mandíbulas de un animal. Las chancadoras de mandíbula están construidas en un

bastidor en forma de caja. Uno de los extremos de esta caja es una placa o mandíbula fija y en el

otro extremo hay una placa móvil que es empujada contra la roca con enorme fuerza.

Generalmente el bastidor de la chancadora es fabricado de acero fundido a veces reforzado con

barras de acero y toda la cámara de trituración, es decir ambas mandíbulas y los dos lados laterales

110

están equipados con revestimientos reemplazables. Estos revestimientos, que sufren casi todo el

desgaste, son generalmente de acero al manganeso.

Las chancadoras de mandíbula se clasifican de acuerdo al método de pivotar la mandíbula móvil. En

la chancadora tipo Blake, la mandíbula es pivotada en la parte superior y por lo tanto, tiene un área

de entrada fija y una abertura de descarga variable. En la chancadora Dodge, la mandíbula tiene el

pivote en la parte inferior, dando una área de admisión variable pero un área de descarga fija. La

chancadora Dodge está restringida a uso en laboratorio, donde se requiere exactitud en el tamaño de

las partículas y nunca se usa para trabajo pesado porque se atora con facilidad. En la chancadora

tipo Universal, el pivote se ubica en el centro de la mandíbula móvil. La Figura 4.12 ilustra

esquemáticamente los distintos tipos.

Figura 4.12. Tipos de chancadoras de mandíbula

Chancadora Blake de doble palanca: En este modelo, que se ilustra en las Figuras 4.13a y 4.13b, el

movimiento oscilante de la mandíbula móvil es producido por el movimiento vertical de la biela.

Esta se mueve hacia arriba y hacia abajo bajo la influencia de la excéntrica. La placa-palanca trasera

causa el movimiento lateral de la biela al ser empujada hacia arriba. Este movimiento se transfiere a

la placa-palanca frontal y ésta a su vez hace que la mandíbula móvil se cierre hacia la mandíbula fija.

En forma similar, el movimiento hacia abajo de la biela permite que se abra la mandíbula móvil.

111

(a)

(b)

Figura 4.13. Diagrama funcional (a) y sección transversal (b) de una chancadora Blake de doble

palanca

Las características importantes de ésta chancadora son:

1. Puesto que la mandíbula tiene el pivote en la parte superior se mueve una distancia mínima en el

punto de entrada y un máximo en el punto de salida del material. Esta distancia máxima es la

amplitud del movimiento.

2. El desplazamiento horizontal de la mandíbula móvil es mayor en la parte baja del ciclo de la biela

y disminuye progresivamente a través de la mitad de subida del ciclo a medida que el ángulo entre la

biela y la palanca trasera se hace menos agudo.

3. La fuerza de trituración es menor al comienzo del ciclo, cuando el ángulo entre las palancas es

más agudo, y mayor en la parte superior del ciclo cuando se entrega la potencia total durante un

movimiento reducido de la mandíbula.

Todas las chancadoras de mandíbula se especifican de acuerdo al área de la entrada es decir, la

distancia entre las mandíbulas en la abertura de alimentación, que se denomina "boca" y el ancho de

las placas (longitud de la abertura de admisión). Por ejemplo una chancadora de 30 x 48" tendrá una

boca de 30" y un ancho de las placas de 48".

112

La chancadora de mandíbula debe ser capaz de admitir el trozo más grande de roca en la

alimentación por lo que el tamaño de su abertura de admisión debe ser lo suficientemente amplio.

Una regla práctica es que el espesor (dimensión menor) de las rocas en la alimentación debería ser

menor que el 80% del tamaño de la boca.

Angulo de mordida o ángulo de pellizco: El ángulo de mordida se define como el ángulo formado

entre las caras convergentes de las mandíbulas en los puntos que aprisionan un trozo dado de roca.

Si las caras de las mandíbulas son planas, el ángulo de mordida es el mismo a toda profundidad en la

cámara de trituración; con caras curvadas, el ángulo es mínimo en la garganta (abertura de descarga)

y aumenta hacia arriba. Si el ángulo de mordida es demasiado grande, la componente vertical hacia

arriba de la fuerza aplicada puede superar la resultante de la componente hacia abajo del peso y las

fuerzas de fricción desarrolladas entre la roca y las mandíbulas, lo que producirá el deslizamiento

hacia arriba de la roca en vez de su fractura. En la práctica, el ángulo de mordida rara vez excede

24° y puede llegar incluso a 18°. Debe destacarse que este ángulo cambia cada vez que se ajusta la

abertura de salida de la máquina.

Consideremos un trozo grande de roca que cae en la boca de una chancadora. La roca es comprimida

por la mandíbula móvil contra la mandíbula fija. La mandíbula móvil se mueve con una velocidad

que depende del tamaño de la máquina (de 100 rpm para una máquina de 50” x 84" a 300 rpm para

una máquina de 7” x 10") y del material que se está tratando. Esta velocidad está directamente

relacionada con la velocidad de caída de la roca a través de la máquina. La roca cae hasta que es

detenida, la mandíbula móvil se va cerrando, rápidamente al comienzo y luego más lentamente, con

creciente fuerza hacia el final del avance. Las mandíbulas se separan y los fragmentos caen.

Básicamente debe darse tiempo para que la roca mordida en cada etapa pueda caer por gravedad a

una nueva posición donde será de nuevo mordida. Los fragmentos de roca, a medida que se rompen

continuarán cayendo a nuevos puntos de detención hasta que finalmente se descargan. Durante cada

mordida de las mandíbulas la roca aumenta en volumen debido a la creación de intersticios entre

partículas. Además, puesto que el mineral va cayendo a una región de la cámara de trituración de

sección transversal gradualmente menor, se produciría rápidamente atoramiento de la chancadora si

no fuera por el diseño del movimiento de la mandíbula móvil cuya amplitud de oscilación va en

aumento a medida que se desciende en la máquina. Esto acelera el material a través de la

113

chancadora permitiendo su descarga a una velocidad suficiente para dejar espacio para el material

que va entrando por arriba. Este tipo de operación se denomina trituración libre y es opuesto a la

trituración atorada (choked), que ocurre cuando el volumen de material que llega a una región

particular de la cámara de trituración es mayor que el que la deja. En la trituración libre la ruptura

de las rocas se realiza únicamente por las mandíbulas, mientras que en la trituración atorada las

partículas se rompen entre sí. Esta conminución interpartícula puede llevar a una excesiva

producción de finos y si el atorado es severo puede dañarse la chancadora.

El tamaño del producto de la chancadora es controlado por la máxima abertura de descarga, en

posición abierta. Esta abertura puede ajustarse usando placas-palancas de la longitud adecuada. El

desgaste de las mandíbulas produce un aumento de la abertura de descarga y ésta debe regularse

periódicamente ajustando el colchón en que se asienta la placa-palanca trasera.

Puesto que las chancadoras de mandíbulas trabajan solamente durante el avance de la mandíbula, la

demanda de energía fluctúa. Para nivelar esta carga ellas están provistas de pesados volantes para

almacenar energía en la parte ociosa del ciclo y entregarla en la parte productiva del ciclo. Como la

chancadora trabaja sólo medio ciclo está limitada en capacidad por su peso y tamaño. Debido a que

sufre en forma alternada carga y descarga de esfuerzos debe ser muy robusta y debe tener

fundaciones fuertes, para acomodar las vibraciones.

La amplitud del movimiento de la mandíbula varía desde 3/8" en una máquina pequeña a 21/2" en

una máquina grande. Además del tamaño de la máquina, la amplitud depende del material: es

mayor para materiales tenaces, plásticos y menor para niveles duros, frágiles. A mayor amplitud de

movimiento hay menos peligro de atoramiento porque el material sale con mayor rapidez. Esto es

compensado por el hecho que una amplitud de movimiento mayor tiende a producir más finos, lo

cual inhibe la trituración libre. Amplitudes de movimiento grandes también tienden a aumentar los

esfuerzos de trabajo de la máquina.

Tamaños y capacidad

La Tabla 4.2 muestra datos de catálogo de chancadoras tipo Blake de doble palanca con tamaños que

varían desde 10” x 20" a 66” x 84". También se indica en esta tabla la capacidad aproximada de cada

114

máquina (con un material estándar) para diferentes aberturas de salida. La capacidad de una

chancadora varía con el tipo de material y con el grado de reducción obtenido.

Tabla 4.2. Data from Manufacturers’Catalogs on Jaw Crushers – Blake (Double Toggle)

El grado de reducción se acostumbra a medir por la razón de reducción que es el cociente entre una

dimensión escogida de las partículas de alimentación a la correspondiente de las partículas en el

producto triturado. Si la dimensión escogida es el espesor de la partícula más grande en

alimentación y producto el cociente se denomina razón límite de reducción y la mayor de que es

capaz una chancadora es aproximadamente 0.85 G/S0 , en que G es el ancho de la abertura de

admisión (boca) y S0 la abertura de descarga en posición abierta. La razón límite de reducción en el

funcionamiento de chancadoras primarias es rara vez superior a 4 y, por regla general, tiene un valor

más cercano a 3. El cociente entre el tamaño del 80% de la alimentación y el tamaño del 80% del

Chancadoras Giratorias

Las chancadoras giratorias son usadas principalmente para trituración primaria, aunque se fabrican

unidades para reducción más fina que pueden usarse para trituración secundaria. La chancadora

115

giratoria (Fig. 4.14) consiste de un largo eje vertical o árbol que tiene un elemento de trituración de

acero de forma cónica, denominado cabeza, el cual se asienta en un manguito excéntrico. El árbol

está suspendido de brazos de fijación, elemento conocido a veces como "araña" y a medida que gira,

normalmente entre 85 y 150 rev/min, describe una trayectoria cónica en el interior de la cámara de

trituración (o casco), debido a la acción giratoria de la excéntrica. Al igual que en la chancadora de

mandíbula, el movimiento máximo de la cabeza ocurre cerca de la descarga. Esto tiende a aliviar el

atorado debido al hinchamiento, y la máquina trabaja bien en trituración libre. El árbol está libre

para girar en torno a su eje de rotación en el manguito excéntrico, de modo que durante la trituración

los trozos de roca son comprimidos entre la cabeza rotatoria y los segmentos superiores del casco, y

la acción abrasiva en dirección horizontal es despreciable.

En cualquier sección cuadrada de la máquina hay en efecto dos mandíbulas, abriéndose y cerrándose.

Debido a que la chancadora giratoria tritura durante el ciclo completo, su capacidad es mayor que la

de una chancadora de mandíbulas de la misma boca (puede aceptar la descarga de dos camiones

simultáneamente) y generalmente se prefiere en aquellas plantas que tratan tonelajes grandes de

material. En minas que tienen velocidades de trituración mayores a 1000 Ton/hr, se seleccionan

siempre chancadoras giratorias.

Las chancadoras giratorias grandes frecuentemente trabajan sin mecanismos de alimentación y se

alimentan directamente por camiones. Si la alimentación contiene demasiados finos puede que haya

que usar un harnero de preclasificación (grizzly) pero la tendencia moderna en las plantas de gran

capacidad es trabajar sin grizzlies si el mineral lo permite. Esto reduce el costo de la instalación y

reduce la altura desde la cual cae el mineral, minimizando así el daño a la "araña" de centrado.

116

Figura 4.14. Chancadora giratoria.

El casco exterior de la chancadora es construido de acero fundido o placa de acero soldada. La

superficie interior del casco está protegida con revestimientos o “cóncavas” de acero al manganeso o

de hierro fundido blanco (Ni-duro) reforzado. Las cóncavas están respaldadas con algún material de

relleno blando, como metal blanco, zinc o cemento plástico, el cual asegura un asiento uniforme

contra la pared exterior de acero. La cabeza está protegida con un "manto" de acero al manganeso.

El manto está respaldado con zinc, cemento plástico, o, más reciente, con resina epóxica. El perfil

vertical de la cabeza con frecuencia tiene forma de campana para ayudar a la trituración de material

que tiene tendencia al atorado. El manguito excéntrico, en el cual calza el árbol es de acero fundido

con revestimientos reemplazables de bronce.

117

El tamaño de las chancadoras giratorias se especifica por la boca (ancho de la abertura de admisión)

y el diámetro del manto. El ángulo de mordida en este tipo de chancadora es generalmente mayor

que en el de mandíbulas, normalmente 25°. La Tabla 4.3 muestra datos de catálogo de chancadoras

giratorias de eje corto que son las más usadas en la actualidad. La potencia mostrada en la tabla es la

potencia de diseño o los máximos hp que pueden usarse con una chancadora específica.

Comparación entre chancadoras primarias

Al decidir entre una chancadora de mandíbula y una giratoria para una aplicación particular los

principales factores a considerar son el tamaño máximo del mineral que deberá tratar la chancadora

y la capacidad requerida. La chancadora giratoria en general se usa cuando se requiere alta

capacidad. Debido a que tritura durante el ciclo completo es más eficiente que la chancadora de

mandíbula. La chancadora de mandíbula tiende a ser usada cuando la boca de la chancadora es más

importante que la capacidad. Por ejemplo, si se requiere triturar material de cierto diámetro

máximo, entonces una giratoria que tenga el tamaño de boca requerido tendrá una capacidad

aproximada de tres veces la de una chancadora de mandíbula de la misma boca. Esto se puede

apreciar comparando las áreas de las aberturas de admisión y descarga de chancadoras de igual boca,

como se muestra en la Figura 4.15.

Figura 4.15. Comparación de áreas de admisión y descarga de chancadora giratoria de 48”x70” y

chancadora de mandíbula de 48”x 60”.

48”

60” 35”

131”

60”

7”

70”

118

119

Si se requiere alta capacidad, entonces la chancadora giratoria es la más adecuada. Sin embargo, si

se necesita una gran boca pero no mucha capacidad, entonces la chancadora de mandíbula

probablemente será más económica, ya que es una máquina más pequeña y la giratoria estaría

corriendo ociosa la mayor parte del tiempo.

Los costos de capital y mantenimiento de una chancadora de mandíbula son ligeramente menores

que los de una giratoria, pero estos pueden ser compensados por los costos de instalación, que son

menores con la giratoria, puesto que ocupa cerca de 2/3 del volumen y tiene aproximadamente 2/3

del peso de una chancadora de mandíbula de la misma capacidad. Las fundaciones de la chancadora

de mandíbula necesitan ser más robustas que aquellas de la giratoria debido a los esfuerzos

alternados de trabajo. El tipo de material a tratar puede determinar también el tipo de chancadora a

usar. Las chancadoras de mandíbula se comportan mejor que las giratorias con materiales arcillosos,

plásticos, debido a su mayor amplitud de movimiento de la mandíbula. Las giratorias han mostrado

ser particularmente adecuadas para material duro, abrasivo, y tienden a dar un producto más cúbico

que las chancadoras de mandíbula si la alimentación es laminada o alargada.

Chancadoras secundarias y terciarias

Las chancadoras secundarias son más livianas que las máquinas primarias. Puesto que ellas toman

el producto triturado en la etapa primaria como alimentación, el tamaño máximo normalmente será

menor de 6" y puesto que todos los constituyentes dañinos en el mineral, tales como trozos

metálicos, madera, arcilla y barro han sido ya extraídos, es mucho más fácil de manejar. Las

chancadoras secundarias también trabajan con alimentación seca y su propósito es reducir el mineral

a un tamaño adecuado para molienda o para trituración terciaria si es que el material lo requiere. La

mayor parte de la trituración secundaria y terciaria (trituración fina) de minerales se realiza con

chancadoras de cono, aunque también se usan rodillos de trituración y molinos de martillo para

ciertas aplicaciones.

La chancadora de cono

La chancadora de cono es una chancadora giratoria modificada. La principal diferencia es el diseño

aplanado de la cámara de trituración para dar alta capacidad y alta razón de reducción del material.

120

El objetivo es retener el material por más tiempo en la cámara de trituración para realizar mayor

reducción de éste en su paso por la máquina. El eje vertical de la chancadora de cono es más corto y

no está suspendido como en la giratoria sino que es soportado en un soporte universal bajo la cabeza

giratoria o cono como muestra el diagrama de la Figura 4.16.

Figura 4.16. Corte funcional de una chancadora de cono.

Puesto que no se requiere una boca tan grande, el casco triturador se abre hacia abajo lo cual permite

el hinchamiento del mineral a medida que se reduce de tamaño proporcionando un área seccional

creciente hacia el extremo de descarga. Por consiguiente, la chancadora de cono es una excelente

trituradora libre. La inclinación hacia afuera del casco permite tener un ángulo de la cabeza mucho

mayor que en la chancadora giratoria, reteniendo al mismo tiempo el mismo ángulo entre las

superficies de trituración (ver Figura 4.17). Esto da a la chancadora de cono una alta capacidad,

puesto que su capacidad es proporcional al diámetro del cono.

Las chancadoras de cono se especifican por el diámetro del revestimiento del cono. Los tamaños

pueden variar desde 2 pies a 10 pies y tienen capacidades de hasta 3000 ton cortas/hora para

aberturas de salida de 21/2". El tamaño del material en la descarga está controlado por la abertura de

descarga en su posición cerrada.

121

Figura 4.17. Formas de la cabeza y del casco para a) chancadora giratoria y b) chancadora de cono.

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 mucho

mayor velocidad. 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 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 sean descargados rápidamente, dejando lugar

para alimentación adicional. La descarga rápida y características de no atoramiento de la chancadora

de cono permite una razón de reducción en el rango 3-7:1, pero puede ser mayor en algunos casos.

La chancadora de cono Symons

Es el tipo más común de chancadora de cono en operación. Es producida en dos tipos o formas:

cono estándar para trituración secundaria normal y cabeza corta para trituración terciaria. Ellas

difieren principalmente en la forma de las cavidades de trituración. La chancadora de cono estándar

se ilustra en la Figura 4.18. Esta chancadora tiene un revestimiento escalonado lo cual permite una

alimentación más gruesa que la de cabeza corta. En éstas máquinas el tamaño de admisión es

relativamente grande, varía entre 4” a 25" en los modelos grandes de 7 pies, y entre 21/2 a 4" en los

modelos pequeños de 2 pies. El tamaño del producto varía de 4" a 3/4" (100 mm a 19 mm) según el

tamaño de la máquina. Un valor típico para una máquina de 7 pies es de 2"

122

Figura 4.18. Chancadora de cono estándar.

La chancadora de cono de cabeza corta que se muestra en la Figura 4.19 normalmente se usa en

trituración terciaria o en una cuarta etapa de trituración. Sin embargo, es posible usarla a veces en

trituración secundaria.

Figura 4.19. Chancadora de cono de cabeza corta.

123

La chancadora de cono de cabeza corta tiene un ángulo de cabeza más agudo que la estándar, lo cual

ayuda a prevenir atoramiento debido al material más fino que trata. También tiene una abertura de

alimentación más pequeña (máximo alrededor de 10" o 25 cm), una sección paralela mayor en la

sección de descarga, y entrega un producto de 1/8" a 1" (3 mm a 25 cm).

La sección paralela entre los revestimientos de la zona de descarga es una característica de todas las

chancadoras de cono y se incorpora para mantener un control estrecho del tamaño del producto. La

razón de reducción en este tipo de chancadora varía normalmente entre 4:1 a 6:1.

Las chancadoras de cono se pueden equipar con varios diseños de la cavidad de trituración,

adaptadas 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 en suficiente volumen a través de la vida de desgaste de los revestimientos.

Puesto que la trituración más eficiente ocurre cuando la alimentación recibe 4 a 5 golpes en su paso

por la cavidad, es importante seleccionar un diseño que permita reducción tanto en la porción

superior de la cavidad como en la zona paralela. En otras palabras una abertura muy grande

impedirá la trituración en la zona superior y puede producir un consumo excesivo de potencia.

Como la velocidad de alimentación es gobernada por el consumo de potencia, una cavidad incorrecta

puede reducir la capacidad, y en ocasiones crear mantenimiento innecesario. Por otro lado, si la

cavidad sólo acepta la alimentación cuando los revestimientos están nuevos, pero a medida que se

desgastan la abertura se va cerrando, reduciendo la velocidad de alimentación, entonces se requiere

una cavidad más eficiente. Puesto que no hay dos menas iguales, a lo largo de los años se han ido

desarrollando un gran número de diseños de cavidades.

La Tabla 4.4 muestra datos de catálogo de chancadoras de cono estándar operando en circuito

abierto y la Tabla 4.5 datos de chancadoras cabeza corta operando en circuito abierto y cerrado. La

Figura 4.20 indica la nomenclatura usada en las tablas.

124

Tabla 4.4. Capacities of Symonds Standard Cone Crushers - Open Circuit Operations

125

126

La chancadora secundaria normalmente trabaja en circuito abierto pero a veces es recomendable

harnear el material antes de pasar por la chancadora, para eliminar aquella parte de la alimentación

que ya cumple con las exigencias de tamaño del producto. Esto se recomienda en general cuando la

alimentación contiene más de 25% de material menor que la abertura de salida de la chancadora.

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 trituración algún material muy duro (por ejemplo trozos de acero) permitiendo que el

objeto duro pase. Si los resortes están trabajando continuamente, como puede ocurrir con menas que

contienen partículas muy duras, se permitirá que material sobretamaño escape de la chancadora.

Esta es una de las razones para usar circuito cerrado en la etapa final de trituración.

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 cabestrante y cadena o por ajuste del

sistema hidráulico. Esta abertura se chequea periódicamente dejando caer pesos de plomo en la

cámara de trituración y midiendo su diámetro al salir.

Chancadoras de rodillo

Las chancadoras de rodillos o rodillos de trituración tienen una aplicación útil en el caso de

materiales desmenuzables, pegajosos, congelados y alimentaciones poco abrasivas como caliza,

carbón, tiza, yeso, fosfato y menas blandas de hierro. Las chancadoras de mandíbula y giratorias

tienen tendencia a atorarse cerca de la descarga cuando tratan menas desmenuzables, con una gran

proporción de partículas de tamaño máximo en la alimentación.

El modo de operación de las chancadoras de rodillo es extremadamente simple (Figura 4.21). La

máquina consiste de dos cilindros horizontales que giran uno en dirección al otro. Al revés que con

las chancadoras giratorias donde la reducción es progresiva por presiones repetidas, el proceso en los

rodillos es una sola presión. El tamaño del producto terminado está controlado por la abertura entre

las dos superficies de trituración.

127

Figura 4.21. Chancadora de rodillos lisos.

Las chancadoras de rodillo se fabrican también con un sólo cilindro rotatorio que gira hacia una

placa fija. Otras chancadoras usan 3, 4 o 6 cilindros, aunque las máquinas con más de 2 rodillos

son raras en las plantas modernas de procesamiento de minerales.

Para trituración fina normalmente se usan rodillos lisos mientras que la trituración gruesa

frecuentemente se realiza con rodillos con superficies corrugadas o con dientes dispuestos de modo

alternado. La principal aplicación es la trituración gruesa de menas blandas y pegajosas de hierro,

caliza, carbón, etc. Para material de tamaño 40 cm se usan rodillos de 1 m de diámetro.

El desgaste de la superficie de los rodillos es muy alto y a menudo tienen recubrimientos

reemplazables de acero al manganeso. La alimentación debe repartirse uniformemente sobre el

ancho completo de los rodillos para producir desgaste uniforme. Un método simple es usar una

correa de alimentación del mismo ancho que los rodillos.

La capacidad de los rodillos se puede calcular en términos de la cinta de material que pasará el

espacio entre los rodillos. Así, la capacidad teórica es igual a:

128

Capacidad = 188.5 NDWsd (kg/h)

donde N es la velocidad de los rodillos (rev/min)

D es el diámetro de los rodillos (m)

W es el ancho de los rodillos (m)

s es la gravedad especifica de la mena (kg/m3)

d es la distancia entre los rodillos (m)

En la práctica, debido a los espacios entre las partículas, pérdida de velocidad al agarrar la

alimentación, etc., la capacidad real es generalmente alrededor de 25% de la teórica.

El rango de tamaños de las chancadoras de rodillo es:

Diámetro de los rodillo: 60 cm a 2 m

Ancho de los rodillos: 30 cm a 0.9 m

Velocidad de los rodillos: 50 a 300 rpm

Tamaño de alimentación: 1/2 “ a 3”

Tamaño del producto: 1/2 “ a malla 20

Chancadoras de impacto

En esta clase de chancadora, la reducción de tamaño es por impacto en vez de compresión, por

rápidos golpes aplicados a alta velocidad a la roca en caída libre. Poseen una serie de martillos

acoplados a un disco rotor. Estos martillos transfieren parte de su energía cinética a las partículas

que se ponen en contacto con ellos. Las partículas producidas por el impacto con los martillo

impactan posteriormente contra placas de ruptura. Choques entre partículas también contribuyen al

proceso de reducción de tamaño.

Hay una importante diferencia entre el estado del material triturado por presión y por impacto. En el

material triturado por presión hay esfuerzos internos que pueden causar el agrietamiento del material

en un tiempo posterior. El impacto causa fractura inmediata sin esfuerzos residuales. Esta

129

condición libre de esfuerzos es particularmente valiosa en el caso de rocas usadas para construcción,

edificaciones y caminos, en los cuales se agregan subsecuentemente agentes ligantes a la superficie,

tales como betumen. Por consiguiente, las chancadoras de impacto tienen mayor uso en las canteras

que en la industria minera aunque pueden usarse en estas últimas con menas que tienden a ser

plásticas cuando la fuerza se aplica lentamente, como ocurre con las chancadoras de mandíbula y

giratorias. Estos tipos de mena tienden a ser frágiles cuando la fuerza se aplica en forma instantánea

con chancadoras de impacto.

La Figura 4.22 muestra un corte a través de un molino de martillos típico. Los martillos son de

acero al manganeso o más recientemente, hierro fundido nodular conteniendo carburo de cromo, el

cual es extremadamente resistente a la abrasión. Las placas de ruptura son del mismo material.

Figura 4.22. Molino de martillos

Una partícula que entra en la zona de trituración es golpeada por los martillos y se rompe. Los trozos

son proyectados contra la placa estacionaria situada dentro de la cámara de trituración y se rompen

130

en otros fragmentos. Finalmente las partículas son pulverizadas por los martillos y son impulsadas a

través de una rejilla o tamiz que cubre la abertura de descarga.

Los martillos generalmente están pivotados de modo que pueden dejar paso libre al material

sobretamaño o trozos de metales que entren a la cámara de trituración. Martillos pivotados tienden a

ejercer menos fuerza que si estuvieran unidos rígidamente, de modo que tienden a usarse en

chancadoras de impacto más pequeñas o para triturar material más blando. La salida del molino es

perforada, de modo que el material que no se rompe al tamaño requerido es retenido y levantado de

nuevo por el rotor para ser impactado de nuevo.

Este tipo de máquina esta diseñada para impartir a las partículas velocidades del orden de la de los

martillos. La fractura se debe a la severidad del impacto inicial o al impacto subsiguiente con la

pared o con la rejilla. Como las partículas adquieren alta velocidad mucha de la reducción de

tamaño es por atrición es decir ruptura de partícula en partícula y esto conduce a poco control en el

tamaño del producto y una proporción de finos mucho más alta que con las chancadoras por

compresión.

Los martillos pueden pesar hasta 100 kg y pueden trabajar con alimentaciones de hasta 8". El tamaño

del producto es entre 1” a 20 mallas. La velocidad del rotor varía entre 500 a 3000 rev/min. Debido a

la alta velocidad de desgaste de estas máquinas su uso está limitado a materiales relativamente no

abrasivos. En general sólo pueden triturarse económicamente material de dureza de Mohs menor a 3.

Tienen gran uso en trituración de caliza y de carbón. Una gran ventaja para las canteras es el hecho

que producen un muy buen producto cúbico.

Chancadoras rotatorias (molinos) de impacto

Para trituración más gruesa se usan las chancadora rotatorias de impacto con martillos fijos, también

conocidad como molinos de impacto (Figura 4.23). Estos se parecen a los molinos de martillo pero

no tienen rejilla o tamiz en la descarga, por lo tanto, las partículas se rompen exclusivamente por

impacto, sin la acción secundaria de pulverización característica de los molinos de martillo. En estas

máquinas el material cae tangencialmente sobre un rotor que gira a 250-500 rev/min, recibiendo un

131

rápido impulso que los envía girando hacia las placas de impacto. Los trozos fracturados que pueden

pasar por la separación entre el rotor y la placa de ruptura entran a una segunda cámara creada por

otra placa de ruptura, donde la separación es menor, y a continuación en una tercera cámara. Este es

el camino de trituración que está diseñado para reducir los trozos alargados y producir partículas

cúbicas.

La chancadora rotatoria de impacto da un control mucho mayor del tamaño del producto que el

molino de martillos, porque hay menos atrición. La forma del producto se controla más fácilmente y

se ahorra energía al sacar las partículas una vez que han alcanzado el tamaño requerido.

Figura 4.23. Chancadora rotatoria (o molino) de impacto.

Las chancadoras de impacto grandes reducirán menas con trozos de hasta 1.5 m a 8", con

capacidades de 1500 a 3000 Ton/hora. Puesto que ellos dependen de altas velocidades para triturar,

el desgaste es mayor que para chancadoras giratorias o de mandíbula. Por lo tanto, las chancadoras

de impacto no deberían usarse en menas que contengan más de 15% de sílice. Sin embargo, son una

buena elección para trituración primaria cuando se requieren altas razones de reducción (la razón de

132

reducción puede llegar hasta de 40: 1), un alto porcentaje de finos, y la mena es relativamente no

abrasiva.

Circuitos de Trituración

Por lo general la etapa de trituración produce un producto – 3/4" o incluso - 1/2". Si la etapa de

trituración tiene como objetivo alimentar un circuito de molienda convencional, se trata de obtener

un producto del menor tamaño posible debido a que los costos de la trituración son

considerablemente menores que los costos de molienda convencional. Para lograr el grado de

reducción deseada del material normalmente es necesario 3 y a veces 4 etapas de trituración.

Aun cuando una chancadora tiene la capacidad de alcanzar una alta razón de reducción normalmente

es más eficiente hacer funcionar la chancadora con una abertura de salida ajustada a un valor medio

en vez de escoger la posición más cerrada, la cual ofrece la razón de reducción más alta. La principal

consideración para maximizar la producción en cada etapa de trituración es el uso eficiente de la

energía.

En la descripción dada anteriormente de los distintos tipos de chancadoras vimos que cada tipo de

chancadora tiene un rango de aberturas de salida con las cuales puede operar. En un circuito de

trituración el rango de tamaños de alimentación y producto para cada etapa se superpone en cierta

medida con los rangos de las etapas anteriores y posteriores. Esto permite cierta flexibilidad en el

ajuste de cada etapa para obtener una producción óptima del sistema completo.

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 menas blandas y por

la potencia que puede aplicarse en el caso de menas duras.

El uso de mecanismo hidráulicos para chequear y controlar las aberturas de salida de las chancadoras

desde una sala de control central proporciona al operador un medio para mantener la eficiencia

global del circuito.

133

El harneado es también de gran importancia para el éxito del circuito de trituración. El objetivo no

es solamente la trituración de la mena sino la obtención de un producto con el tamaño apropiado y

obtenido con la máxima eficiencia. Una cantidad suficiente de harneros vibratorios y la utilización

completa del área total que ellos tienen es un factor importante para producir el tamaño y tonelaje

requerido del circuito de tritutación.

Generalmente la planta de trituración fina (secundaria y terciaria) se encuentra ubicada en forma

separada de la chancadora primaria y con una pila de almacenamiento de mineral entre ambos. La

operación de la planta de trituración fina es en gran medida independiente del funcionamiento de la

chancadora primaria.

La tendencia actual en el diseño de plantas de trituración fina es la disposición horizontal, con todas

las chancadoras en un mismo piso. Las Figuras 4.24 y 4.25 muestran circuitos típicos de este tipo.

Fig.4.24. Circuito de trituración en tres etapas para alimentación molino de bolas

134

Fig.4.25. Circuito de trituración en tres etapas para alimentar un molino de barras.

Se utilizan correas para el transporte de mineral desde la pila de almacenamiento de mineral a la

planta de trituración fina como también en el interior de ésta. En el circuito de la Figura 4.24 se usa

un harnero de preclasificación antes de la chancadora secundaria. Cuando la alimentación a la planta

de trituración fina contiene menos de 15% de material que cumple con las exigencias de salida del

circuito, se pueden eliminar los harneros de preclasificación sin efectos adversos en la chancadora.

En ambos circuitos las chancadoras terciarias operan en circuito cerrado.

Las ventajas de este tipo de circuito son:

a) La expansión de la planta es fácil si se ha considerado esta posibilidad en el diseño

original.

b) Los equipos principales son fácilmente accesibles a la grúa para mantenimiento.

c) Los buzones previos a la tercera etapa de trituración permiten cierto intervalo de tiempo para

ajuste ya sea manual o automático de la alimentaci6n a las chancadoras, lo cual resulta en alta

productividad de éstas.

d) Durante el mantenimiento de unidades individuales sólo es necesario parar una chancadora de

modo que la alteración de la operación es mínima.

135

4.2.2. Molienda

La molienda es la última etapa del proceso de conminución, en esta etapa las partículas se reducen

de tamaño por una combinación de impacto y abrasión, ya sea en seco o como una suspensión en

agua. La molienda generalmente se realiza en molinos de forma cilíndrica o cilindrico-cónica que

giran alrededor de su eje horizontal y que contienen una carga de cuerpos sueltos de molienda

conocidos como "medios de molienda" - los cuales están libres para moverse a medida que el molino

gira produciendo la conminución de las partículas de mena. La molienda puede dividirse en:

molienda convencional y molienda autógena o semiautógena.

La molienda convencional corresponde a la reducción de tamaño de menas que provienen de un

circuito de trituración fina y que tienen típicamente tamaños menores a 3/4” o menores que 1/2“. Se

realiza en molinos rotatorios que usan como medios de molienda barras de acero, bolas de acero,

trozos de materiales cerámicos, o trozos de roca dura.

La molienda autógena (AG) o semiautógena (SAG) trata material grueso, generalmente –8”, que

proviene de la descarga de una chancadora primaria. Esta molienda se realiza en molinos rotatorios

de gran diámetro y utiliza como principal medio de molienda la mena misma, exclusivamente en el

caso de molienda AG, o complementada con una pequeña cantidad de bolas de acero en el caso de

molienda SAG.

El propósito de la molienda es ejercer un control estrecho en el tamaño del producto y, por esta

razón, frecuentemente se dice que una molienda correcta es la clave de un buen procesamiento del

mineral.

Por supuesto, una submolienda de la mena resultará en un producto que es demasiado grueso, con un

grado de liberación demasiado bajo para una separación eficiente mineral-ganga, obteniéndose una

recuperación y una razón de enriquecimiento bajos en la etapa de concentración. Sobremolienda

innecesaria reduce el tamaño de las partículas bajo el tamaño requerido para su concentración más

eficiente. Además se pierde mucha energía, que es cara, en el proceso. Es importante destacar que

la molienda es la operación más intensiva en energía del procesamiento del mineral, por lo tanto, la

mena no debería molerse más de lo que es justificable económicamente.

136

Molinos convencionales

Los molinos convencionales más comunes son los molinos de barras y los molinos de bolas. Estos

molinos se caracterizan porque usan como medios de molienda, cuerpos de acero (barras o bolas)

que son grandes y pesados en comparación con las partículas de mena pero pequeños en

comparación al diámetro del molino. Estos cuerpos de molienda ocupan menos de la mitad del

volumen interno del molino y constituyen la mayoría de la masa en el interior del molino. Las

partículas de mena, ya sea como polvo seco o como una pulpa espesa, esencialmente llenan los

intersticios entre los medios de molienda.

Movimiento de la carga en molinos rotatorios

Cuando el molino gira, los medios de molienda son levantados en el lado ascendente del molino

hasta que se logra una situación de equilibrio dinámico donde los cuerpos de molienda caen en

cascada y en catarata sobre la superficie libre de los otros cuerpos, alrededor de una zona muerta

donde ocurre poco movimiento, hasta el "pie" de la carga del molino, como se ilustra en la Figura

4.26. Se pueden distinguir tres tipos de movimiento de los medios de molienda en un molino

rotatorio: a) rotación alrededor de su propio eje, b) caída en cascada, donde los medios bajan

rodando por la superficie de los otros cuerpos y c) caída en catarata que corresponde a la caída libre

de los medios de molienda sobre el "pie" de la carga.

Figura 4.26. Movimiento de la carga en un molino rotatorio

137

La magnitud del levantamiento que sufren los medios de molienda depende de la velocidad de

rotación y del tipo de revestimiento del molino. A velocidades relativamente bajas o con

revestimientos lisos, los medios de molienda tienden a rodar hacia el pie del molino y la

conminución que ocurre es principalmente abrasiva. Esta caída en cascada produce molienda más

fina, con gran producción de polvo y aumento del desgaste del revestimiento. A velocidades

mayores los cuerpos de molienda son proyectados sobre la carga para describir una serie de

parábolas antes de aterrizar en el "pie" de la carga. Esta caída en catarata produce conminución por

impacto y un producto más grueso con menos desgaste del revestimiento.

Parámetros de operación en molinos rotatorios

Velocidad crítica: La velocidad crítica del molino es la velocidad mínima a la cual la capa exterior

de medios de molienda se adhiere a la superficie interior del cilindro debido a la fuerza centrífuga.

A esta velocidad la fuerza centrífuga es justo balanceada por el peso de los medios de molienda y es

expresada por:

D

63.76

'dD

63.76Nc ≈

−=

donde

d' es el diámetro del medio de molienda en pies, generalmente se puede despreciar frente a D.

D es el diámetro interior del molino, en pies.

Nc es la velocidad crítica en RPM.

Si el diámetro del molino y de los medios de molienda se expresan en metros, la fórmula de la

velocidad crítica queda:

RPM,dD

2.42Nc −

=

La velocidad de los molinos normalmente se expresa como porcentaje de la velocidad crítica y el

rango de operación es de 50 - 90% de Nc.

138

La decisión acerca de la velocidad de operación del molino es afectada por consideraciones

económicas. La caída en catarata que se produce a alta velocidad convierte la energía potencial del

medio en energía cinética de impacto en el pie de la carga y no produce tanto material muy fino

como la molienda abrasiva producida por la caída en cascada a velocidades menores. Sin embargo,

es esencial que el medio en catarata caiga sobre la carga del molino y no directamente en el

revestimiento lo que aumentaría excesivamente el consumo de acero. La mayor parte de la molienda

ocurre en el “pie” de la carga, pero también la carga ubicada en los intersticios del medio en cascada

recibe el golpe transmitido.

Fracción de llenado (Vp): Es la fracción (o %) del volumen interno del molino ocupada por medios

de molienda en reposo. Normalmente varía entre 35 a 45 % dependiendo del tipo de molino.

Carga de polvos (fc): Es la fracción del volumen interno el molino ocupado por el lecho de polvo.

Con el fin de relacionar la carga de polvos con la carga de medios de molienda, el volumen aparente

de la carga de polvos se compara con la porosidad nominal del lecho de medios de molienda,

mediante la variable U.

moliendademediosdelechoelencoshuedeVolumen

partículasdelechodelVolumenU =

En un molino de bolas U normalmente varía entre 0.6 a 1.1.

Características de los molinos rotatorios

Estructuralmente, todos los molinos consisten de un tambor cilíndrico, con revestimientos

reemplazables, y una carga de medios de molienda. El tambor es soportado en muñones huecos, fijos

a las paredes laterales, de modo que puede girar en torno a su eje. La longitud del molino, junto con

el diámetro, determina el volumen y por consiguiente la capacidad del molino.

139

La mena normalmente se alimenta continuamente al molino a través del muñón de un extremo, y el

producto molido sale por el otro muñón, aunque en ciertas aplicaciones, el producto puede dejar el

molino a través de un numero de puertas espaciadas en la periferia del casco.

Casco: El casco del molino está diseñado para soportar impactos y carga pesada, y está construido de

placas de acero forjadas y soldadas. Tiene perforaciones para sacar los pernos que sostienen el

revestimiento o forros. Normalmente el casco tiene 1 o 2 aberturas de acceso. Para conectar las

cabezas de los muñones, el casco tiene grandes bridas de acero generalmente soldados a los

extremos de las placas del casco, las cuales tienen perforaciones para apernarse a las cabezas.

Extremos: Los extremos del molino, o cabezas de los muñones pueden ser de hierro fundido gris o

nodular para diámetros menores de 1 m. Cabezas más grandes se construyen de acero fundido, el

cual es relativamente liviano y puede soldarse. Las cabezas son nervadas para reforzarlas.

Revestimientos. Las caras de trabajo internas del molino tienen placas de revestimientos

reemplazables que están sujetos a los extremos del tambor y al casco por pernos de acero aleado.

Estos revestimientos deben soportar impacto, ser resistentes a la abrasión, y promover el

movimiento más favorable de la carga. Generalmente son de acero al manganeso o acero al cromo-

molibdeno. Los extremos de los molinos de barras tienen revestimientos planos de forma

ligeramente cónica para inducir el centrado y acción rectilínea de las barras. Los extremos de los

molinos de bolas generalmente tienen nervaduras para levantar la carga con la rotación del molino.

Ellos impiden deslizamiento excesivo y aumentan la vida del revestimiento. Generalmente están

hechos de hierro fundido blanco aleado con níquel (Ni-duro) y otros materiales resistentes a la

abrasión, como goma. Los revestimientos de los muñones son diseñados para cada aplicación y

pueden ser cónicos, planos y con espirales de avance o retardo. Generalmente se fabrican de hierro

fundido duro o acero fundido aleado, generalmente con un revestimiento interno de goma pegado a

la superficie interna para aumento de su vida útil.

Los revestimientos del casco pueden tener elevadores de variadas formas, los más comunes son

ondas, Lorain, escalonados y ship-lap (ver Figura 4.27)

140

Figura 4.27. Revestimientos del casco del molino

Los revestimientos tipo Lorain se usan mucho para molienda gruesa en molinos de barras y bolas y

consisten de placas de acero forjado sostenidos por barras elevadoras de acero al manganeso u otro

acero aleado duro. Los revestimientos son un costo importante en la operación del molino y

constantemente se está tratando de prolongar su vida. En algunas operaciones se han reemplazados

los revestimientos y elevadores metálicos de los molinos de bolas por goma. Se ha encontrado que

ellos son más durables, más fáciles y rápidos de instalar y su uso resulta en una significativa

reducción del nivel de ruido. Sin embargo, se ha informado que producen un aumento en el desgaste

de medios de molienda comparados con los revestimientos Ni-duro. Los revestimientos de goma

también pueden tener dificultades en procesos que requieren la adición de reactivos de flotación

directamente al molino, o temperaturas mayores que 80 ºC.

Molinos de barras

Se usan normalmente en la molienda gruesa, principalmente para preparar alimentación a molinos de

bolas o molinos de guijarros (pebble mills). Los medios de molienda son barras de acero que

normalmente son 6" más cortas que la longitud de la cámara de molienda.

141

Debido a la tendencia actual de los circuitos de molienda de incluir molinos AG o SAG, los molinos

de barras casi no se instalan en los concentradores nuevos, posteriores a la década de los años 80, sin

embargo, aún existen en los concentradores antiguos.

Normalmente los molinos de barras se usan para molienda húmeda. La molienda seca en molinos de

barras produce muchos problemas operacionales y es utilizada menos (ruptura de barras y enredo de

barras). El tamaño de la alimentación a los molinos de barras puede variar en el rango 80% - 20 mm

a 80% - 4 mm. Mientras que el rango del producto puede ser 80% - 2mm a 80% - 0.5 mm.

Las dimensiones de los molinos de barras están limitadas por la naturaleza del medio de molienda.

La razón longitud a diámetro de los molinos de barras normalmente está en el rango de 1.4 a 1.6.

Cuando esta razón es menor a 1.25 aumentan los riesgos de que las barras se enreden. La razón no

puede ser demasiado grande porque las barras se deforman y rompen. Puesto que barras mayores de

6 m tienen problemas de doblado, esto establece un valor máximo en la longitud del molino.

Los molinos de barras normalmente operan con una carga de barras que ocupa entre 35 a 40% del

volumen interno del molino, con un máximo de 45%. El sobrecargado resulta en molienda

ineficiente y aumenta el consumo de revestimientos y barras.

El tipo de molino de barras más usado en la industria minera es el de rebose por el muñón que se

muestra en la Figura 4.28. La alimentación se introduce a través de un muñón y se descarga por

rebalse a través del otro. Este tipo de molino se usa solamente para molienda húmeda y su función

principal es preparar alimentación al molino de bolas. Se proporciona un gradiente de flujo

haciendo al muñón de rebose de diámetro 10 - 20 cm mayor que el de alimentación. En el muñón de

descarga frecuentemente se instala un harnero rotatorio para remover los trozos de metal arrastrados.

142

Figura 4.28. Molinos de barras con rebose.

Los molinos de barras se cargan inicialmente con una selección de barras de diámetros diferentes,

cuya proporción se calcula para dar una superficie de molienda máxima y para aproximarse a una

carga balanceada o de equilibrio. Una carga balanceada contendrá barras de diámetros que varían

desde las recién reemplazadas a aquellas que se han desgastado a un tamaño tal para garantizar su

salida. Los diámetros en uso varían de 25 a 150 mm. A menor diámetro de las barras mayor es el

área superficial y por lo tanto mayor la eficiencia de molienda. El diámetro mayor no debería ser

más grande que aquel requerido para romper las partículas más grandes de la alimentación. Una

alimentación o producto grueso normalmente requiere barras de mayor diámetro. Se usan barras de

acero al carbono porque son duras y se rompen en vez de doblarse y así no se enredan con otras

barras. El consumo de barras varía ampliamente con las características de la alimentación, velocidad

del molino, longitud de las barras y tamaño del producto; normalmente está en el rango de 0.1 - 1.0

kg de acero por tonelada de mena.

143

La Tabla 4.6 muestra dimensiones y características de operación típicas de molinos de barras

comúnmente usados en molienda de minerales. Se incluyen datos de velocidad angular de rotación

(RPM), % de la velocidad crítica (CS) y velocidad periférica en el interior del revestimiento (FPM)

en pies/minuto. La potencia indicada corresponde a HP en el eje del piñón. Para diferentes largos la

potencia varía directamente con la longitud de las barras

Tabla 4.6. Rod Mill Power at Mill Pinionshaft (Horsepower)

La densidad de la pulpa de alimentación a los molinos de barras generalmente varía entre 60 a 75%

de sólidos en peso. Las alimentaciones finas requieren la densidad de pulpa menor.

Al girar el molino, la acción de molienda resulta del contacto lineal de las barras con las partículas

de mena. Las barras se mueven esencialmente en una disposición paralela y también giran alrededor

de su eje por lo que actúan como una serie de rodillos trituradores. La alimentación gruesa tiende a

separar las barras en el extremo de alimentación del molino, produciendo un arreglo cónico. Esto

aumenta la tendencia a que se rompan de preferencia las partículas más grandes y por lo tanto se

produce una cantidad mínima de material extremadamente fino (Figura 4.29).

144

Figura 4.29. Acción de molienda de las barras

Esta molienda selectiva de las barras da un producto con un rango de tamaño relativamente estrecho,

con pocos gruesos y pocos finos. Por consiguiente, los molinos de barras son adecuados para

preparar alimentación a concentradores gravitacionales, ciertos procesos de flotación que tienen

problemas con el material muy fino y molinos de bolas. Casi siempre funcionan en circuito abierto

debido a su reducción controlada de tamaño.

Molinos de bolas

Los molinos de bolas se usan para la última etapa de conminución. Normalmente tratan la descarga

de un molino de barras o la descarga de un molino AG/SAG. Pueden producir un producto

intermedio, en el rango de 80% - 0.5 mm a 80% - 75 µm o un producto fino menor a 80% - 75 µm.

El molino de bolas es un cilindro rotatorio similar al molino de barras pero utiliza como medio de

molienda bolas de acero o formas especiales. Debido a la mayor área superficial por unidad de masa

de las bolas comparado con las barras estos molinos son más adecuados para molienda fina. El

término molino de bolas está restringido a aquellos molinos que tienen una razón longitud/ diámetro

de 2:1 o menor. Molinos de bolas con razones longitud/diámetro entre 3 a 5 se denominan molinos

de tubo. Los molinos de tubo pueden estar divididos longitudinalmente en varios compartimientos,

cada uno con una carga diferente de medios de mo1ienda, y se usan con frecuencia para moler

cemento, yeso o fosfato.

Una distinción adicional se hace si los medios de molienda no son de hierro o acero sino que

consisten de trozos de roca dura ya sea natural o de materiales cerámicos. Estos se llaman molinos

de guijarros (pebble mills), y son muy utilizados en las minas de oro de Sudáfrica. Como el peso por

unidad de volumen de los guijarros es 35 - 55% del de las bolas de acero, y dado que la potencia

consumida es directamente proporcional al peso de los medios de molienda, estos molinos de

145

guijarros tienen menos consumo de energía y menos capacidad que los molinos de bolas. Así, para

una cierta velocidad de alimentación, un molino de guijarros debería ser mucho más grande que un

molino de bolas, con costos de capital también mayores. Sin embargo, se dice que este incremento

en el costo de capital puede justificarse económicamente por la reducción en costo de operación

debida al menor valor del medio de molienda.

Los molinos de bolas se clasifican además por la naturaleza de la descarga. Ellos pueden ser molinos

simples con descarga por rebose por el muñón, o molinos de descarga por parrilla (con descargas de

nivel medio o nivel bajo). Las Figuras 4.30 y 4.31 ilustran estos dos tipos de molinos de bolas.

Figura 4.30. Molino de bolas con descarga por rebose

El molino con descarga por parrilla posee una placa perforada entre el cuerpo cilíndrico del molino y

el muñón de descarga. La pulpa puede fluir libremente a través de aberturas en la parrilla y es

después elevada al nivel del muñón de descarga. Estos molinos tienen un nivel menor de pulpa que

los molinos de rebose, reduciendo así el tiempo de residencia de las partículas en el molino. Se

produce poca sobremolienda y el producto contiene una gran fracción de material grueso que es

retornada al molino por algún dispositivo de clasificación. La operación en circuito cerrado, con

razón de recirculación alta, produce un producto con un rango de tamaño estrecho y tiene una mayor

producción por unidad de volumen comparada con circuito abierto.

146

Figura 4.31. Molino de bolas con descarga por parrilla

Los molinos con descarga por parrilla generalmente tratan alimentaciones más gruesas que los

molinos con rebose y no se usan para moler muy fino. La razón principal es que si la carga está

formada por muchas bolas pequeñas el área abierta de la parrilla se tapa con facilidad. El molino

con rebose por el muñón es el más simple de operar y se usa en la mayoría de las aplicaciones,

especialmente para molienda fina y remolienda. Se dice que el consumo de energía de éste tipo de

molino es alrededor de 15% menor que el de un molino de descarga por parrilla del mismo tamaño.

Los molinos de bolas se pueden utilizar tanto en molienda seca como húmeda. La decisión respecto

a cual usar en cada caso normalmente está determinado por el proceso siguiente, o por las

características mismas del mineral. En molienda seca, la alimentación debe contener menos de 1%

en peso de humedad porque excesiva humedad puede retardar el flujo de material a través del

molino o causar adherencia del material a los medios de molienda o al revestimiento produciendo

una pérdida de eficiencia. Los molinos de bolas para molienda seca normalmente tienen parrillas

con descarga de nivel bajo.

La molienda seca se usa para producir alimentación para aglomeración, peletización y procesos

pirometalúrgicos que requieren alimentación seca o casi seca. Debe además usarse cuando la

eliminación de agua de la mena molida no es económica, o cuando el producto molido reacciona

desfavorablemente con líquidos; por ejemplo, el cemento debe ser molido seco. Los molinos de

bolas se especifican por potencia y no por capacidad; los molinos más grandes actualmente en

147

operación son de 6.5 m de diámetro y 9.65 m de longitud y tienen motores de 6000 Kw. La

molienda se efectúa por contactos puntuales de bolas y partículas de mineral. El proceso es

completamente aleatorio - la probabilidad de que una partícula pequeña sea golpeada por una bola es

la misma que para una partícula grande. Por lo tanto, el producto de un molino de bolas en circuito

abierto tiene un rango amplio de tamaño de partículas, y la sobremolienda de al menos parte de la

carga constituye un problema. El uso de circuitos cerrados con tiempo de residencia bajo para las

partículas es usado casi siempre en la última etapa de molienda para solucionar este problema.

Varios factores afectan la eficiencia del molino de bolas. La densidad de la pulpa de alimentación

debería ser lo más alta posible, pero garantizando un flujo fácil a través del molino. Es esencial que

las bolas estén cubiertas con una capa de mena; una pulpa demasiado diluida aumenta el contacto

metal-metal, aumentando el consumo de potencia y disminuyendo la eficiencia. El rango de

operación normal de los molinos de bolas es entre 65 a 80% de sólidos en peso, dependiendo de la

mena. La viscosidad de la pulpa aumenta con la fineza de las partículas, por lo tanto, los circuitos de

molienda fina pueden necesitar densidad de pulpa menor.

La eficiencia de la molienda depende del área superficial del medio de molienda. Luego, las bolas

deberían ser lo más pequeñas posible y la carga debería ser distribuida de modo tal, que las bolas

más grandes sean justo lo suficientemente pesadas para moler la partícula más grande y más dura de

la alimentación. Una carga balanceada consistirá de un amplio rango de tamaños de bolas y las

bolas nuevas agregadas al molino generalmente son del tamaño más grande requerido. Las bolas

muy pequeñas dejan el molino junto con la mena molida y pueden separarse haciendo pasar la

descarga por harneros rotatorios (trommels). La molienda primaria generalmente requiere una carga

de bolas con tamaños de 10 cm a 5 cm mientras que la molienda secundaria normalmente requiere 5

cm a 2 cm. Las bolas de molienda generalmente se fabrican de acero forjado de alto carbono o de

acero fundido y el consumo varía entre 0.1 a l kg por ton alimentación nueva, dependiendo de la

aplicación.

Los molinos de bolas en húmedo normalmente usan una carga de bolas que ocupa de 40 a 45% del

volumen del molino con un máximo ligeramente superior a 50%. Sin embargo, en molienda seca los

molinos usan una carga de bolas entre 35 a 40% del volumen y en algunos casos cerca de 30%. Los

148

molinos de bolas generalmente trabajan a velocidades mayores que los molinos de barras de modo

que las bolas caen en catarata e impactan en las partículas de mena. Normalmente el rango de

trabajo es entre 70 a 80% de la velocidad crítica.

La Tabla 4.7 muestra dimensiones y características de molinos de bolas de descarga por rebose y por

parrilla.

149

Configuraciones de circuito

Como ya se mencionó, los molinos de bolas tienden a producir sobremolienda del material fino.

Debido a esto, generalmente funcionan en circuito cerrado a menos que preparen alimentación para

un segundo molino.

La Figura 4.32 muestra un circuito cerrado estándar molino de bolas-hidrociclón y la Figura 4.33 un

circuito cerrado inverso molino de bolas-hidrociclón. Este último se caracteriza porque tanto la

alimentación fresca como el producto del molino son sometidos a clasificación. Este tipo de

configuración es ventajoso si la alimentación fresca al circuito tiene una fracción importante de

material fino y se desea evitar su sobremolienda.

Figura 4.32. Circuito cerrado estándar de molienda

Figura 4.33. Circuito cerrado inverso de molienda.

150

Molinos autógenos (AG) y semiautógenos (SAG)

Molienda autógena (AG) es la molienda de la mena por sí misma en vez de usar cuerpos de

molienda de un material diferente. La molienda semiautógena (SAG) se refiere a los métodos de

molienda que usan una combinación de la mena y una carga reducida de bolas de acero como medio

de molienda. Generalmente la carga de bolas en un molino SAG está en el rango 6 - 10% del

volumen del molino.

Por lo general, la alimentación a la molienda autógena corresponde a la descarga de una chancadora

primaria ajustada para producir un producto grueso. La mena proveniente de operaciones

subterráneas normalmente no requiere ninguna trituración antes de la molienda autógena. En

molienda autógena los trozos más grandes de la alimentación deben ser de tamaño y número

suficiente para romper las partículas pequeñas con la misma velocidad con que ellos se rompen en el

molino. El único consumo de acero es el de los revestimientos del molino. Los molinos autógenos

pueden alcanzar reducciones de tamaño muy grandes, de 25 mm a 0.1 mm en un solo equipo.

La molienda autógena puede ser realizada en seco o en húmedo. Los molinos secos tienen más

problemas ambientales, no pueden tratar bien materiales que contienen arcilla y son más difíciles de

controlar que los molinos en húmedo.

La molienda autógena tiene dos ventajas obvias: reduce en gran medida el consumo de metal y

reduce también el número de etapas de trituración y molienda comparado con las operaciones

convencionales de reducción de tamaño. Por lo tanto, ofrece la posibilidad de grandes ahorros en

capital y costos de operación. Sin embargo, es práctica sólo para un número limitado de tipos de

mena. Es necesario hacerse ensayos en escala piloto para determinar si una mena se presta para

molienda autógena.

El primer requisito es que en la alimentación existan trozos grandes de roca dura para servir como

medios de molienda. Aproximadamente un cuarto o más de la mena a moler debe entrar el molino

como trozos sobre 6 -8" en diámetro. Estos trozos grandes no deben fracturarse rápidamente en el

molino, sino que deben ser suficientemente durables para realizar la conminución de las partículas

151

pequeñas. Otro requisito que los tamaños finos no deben ser más difíciles de romper que los gruesos

y de preferencia deberían romperse con mayor facilidad. La molienda autógena se usa con frecuencia

en materiales de naturaleza desmenuzables o granular como sílice, asbesto, escoria básica, bauxita,

dolomita, ferrosilicio, piedra caliza, taconita y cemento. Hay un tamaño crítico en la molienda

autógena, que corresponde a aquel tamaño que es demasiado pequeño para ser efectivo como medio

de molienda, pero todavía demasiado grande para ser roto con facilidad por los trozos más grandes.

Este tamaño crítico normalmente varía de 2” a 3/4" de diámetro, y si la mena en este rango de

tamaño es particularmente difícil de romper, la proporción de material de tamaño crítico aumentará

en la carga del molino y reducirá en gran medida la capacidad de molienda. Para solucionar este

problema se puede agregar cierta cantidad de bolas al molino, con el objeto de que realicen la

molienda de las partículas de tamaño crítico, es decir pasar a la molienda semiautógena (SAG).

La molienda SAG es mucho más versátil que la molienda completamente autógena y se puede

aplicar a una amplia variedad de menas. Sin embargo, no siempre elimina completamente el

problema de la acumulación de las partículas de tamaño crítico. Una práctica de uso muy común es

separar las partículas de tamaño crítico del producto del molino AG o SAG (también denominadas

guijarros o “pebbles”) y triturarlas a –3/4” en una o más chancadoras de cono. Los “pebbles”

triturados pueden recircularse al molino AG/SAG o bien alimentarse a molinos de bolas que

efectúen la molienda fina.

Tipos de molinos AG/SAG

Los molinos AG/SAG tienen diámetros más grandes que los molinos de bolas convencionales,

debido a la menor gravedad específica de las menas (2.5 a 4.5) comparado con el acero (7.8-8.0).

Estos molinos normalmente se clasifican según su razón diámetro/longitud y por el método usado

para la descarga de la pulpa. Según la relación diámetro/longitud existen tres tipos:

- Molinos de perfil alto, con diámetros 1.5 a 3 veces su longitud. Este diseño de molino es el

que se usa en Norteamérica y es también el tipo más utilizado en nuestro país.

- Molinos “cuadrados” con diámetros aproximadamente iguales a su longitud.

152

- Molinos de perfil bajo, cuya longitud es 1.5 a 3 veces su diámetro. Estos son muy comunes

en Sudáfrica.

Los molinos de perfil alto, especialmente aquellos de mayor diámetro, con frecuencia tienen

extremos cónicos en vez de planos (Figura 4.34). Esto crea confusión respecto al valor de la longitud

del molino.

Figura 4.34. Molinos con extremos planos y cónicos.

Todos los molinos AG/SAG usan parrillas de acero o goma para retener los medios de molienda

permitiendo que la pulpa producto fluya a través del molino y salga de éste. El tamaño, forma y

posición de las perforaciones de las parrillas varía considerablemente entre distintas instalaciones,

pudiendo ser circulares, cuadradas u ovaladas. Las ubicaciones de la parrilla y los distintos tipos de

descarga se ilustran en la Figura 4.35. La descarga periférica no es común en las plantas de

procesamiento de minerales.

Revestimientos y elevadores del molino

Los molinos AG/SAG están revestidos con placas de desgaste de un material resistente a la abrasión

generalmente acero, goma, o goma con insertos de acero. La calidad del acero o la goma se

selecciona de acuerdo a las condiciones de ruptura que predominan en el molino. Por ejemplo, si se

usan revestimientos de acero en un molino autógeno se selecciona un material duro con alta

resistencia a la abrasión pero menos resistencia a impactos de alta energía.

153

Sin embargo, en los molinos SAG, debido a la presencia de bolas de acero de hasta 150 mm de

diámetro, es imperativo usar un material con menos dureza pero mayor resistencia al impacto. Los

revestimientos tienen elevadores de 6” o más de altura que evitan el deslizamiento de la carga, lo

cual produciría rápido desgaste de los revestimientos y también dificultades en la acción de

molienda.

Figura 4.35. Diagrama esquemático que muestra las parrillas periféricas y de diafragma, y las

descargas extrema y descarga con elevadores.

Existen numerosos diseños de elevadores, la Figura 4.36 muestra algunos diseños comunes. El

primer tipo tiene placas de revestimiento y elevadores separados, y los elevadores se apernan a los

revestimientos. El segundo tipo corresponde a elevadores-revestimientos integrados, los cuales

reducen el número de piezas a retirar y reinstalar cuando se cambian los revestimientos del molino,

con el consiguiente ahorro en tiempo. El tercer tipo es llamado revestimiento rejilla (grid liner). Su

operación se basa en que los huecos en el revestimiento se llenen con rocas y bolas que proveen la

superficie de desgaste.

154

Figura 4.36. Vista esquemática de los perfiles de algunos revestimientos típicos.

Configuraciones de circuito

En su forma más básica los molinos AG/SAG pueden funcionar en el llamado “circuito abierto” que

se ilustra en la Figura 4.37a. Sin embargo, aún en este caso se usa un clasificador grueso, como un

harnero rotatorio (trommel) o un harnero vibratorio conectado al molino. El material sobretamaño

(mayor que las aberturas del harnero) se recicla externamente en forma continua o discontinua. En

este último caso el material se puede acumular y realimentar al molino en forma periódica.

Un diseño alternativo que se usa con harneros rotatorios es un reciclo interno, en el cual el material

grueso se retorna al molino mediante un espiral invertido o por un chorro de agua en el centro del

harnero (Figura 4.37b).

La Figura 4.37c muestra una configuración de circuito cerrado, en la cual se usa un clasificador fino

como un hidrociclón. Como regla general un molino AG/SAG en circuito cerrado con un

155

clasificador fino tendrá menor capacidad que un circuito abierto que trata el mismo mineral, pero

permitirá obtener un producto más fino.

Figura 4.37. Distintas configuración de funcionamiento de los molinos AG/SAG

En el último circuito, mostrado en la Figura 4.37d, el molino se combina con una chancadora de

guijarros. Esta configuración es muy popular debido a que generalmente produce un aumento de la

capacidad comparada con el circuito abierto. La habilidad de la chancadora de aumentar la capacidad

se debe a la naturaleza selectiva de su operación. En esta configuración, se cortan perforaciones más

grandes en la parrilla del molino, o aberturas de guijarros, permitiendo que material más grueso

salga del molino. La chancadora tritura este material, que tiende a acumularse en el molino, y su

trituración externa al molino resulta en una disminución del nivel de la carga en el molino y en un

aumento de su capacidad.

156

Todas las configuraciones mostradas en la Figura 4.37 se pueden usar con molinos AG o molinos

SAG. Sin embargo, cuando se usa la chancadora de reciclo con un molino SAG, y dado que las

aberturas de guijarros permiten también salir del molino a las bolas de acero, se debe instalar un

sistema para retirar estas bolas de acero e impedir que entren a la chancadora. Generalmente se usan

electro-imanes con este fin.

Los molinos autógenos primarios generalmente no pueden dimensionarse desde resultados de

ensayos de molienda de laboratorio, como el WI, sino que requieren estudios mucho más

exhaustivos, que incluyen pruebas piloto en equipos pequeños, cuyos resultados pueden escalarse a

equipos de tamaño industrial. Sin embargo, el enfoque de modelación, generalmente basado en

balances de población, puede aplicarse tanto a la molienda convencional como a la molienda

autógena y semiautógena. Estos modelos permiten simular muy bien el funcionamiento de los

molinos bajo distintas configuraciones y son una valiosa herramienta para la optimización de los

circuitos de molienda.

Circuitos de molienda

En el procesamiento de menas la molienda tiene como objetivo principal producir la liberación de

los minerales valiosos presentes en la mena, de la manera más eficiente y económica posible. No

existe un circuito ideal de molienda, un circuito que funciona bien para una mena puede ser

totalmente insatisfactorio para otra.

Los circuitos de molienda incluyen uno o más molinos, equipos de clasificación (generalmente

hidrociclones en molienda húmeda y ciclones con aire en molienda seca) y los equipos necesarios

para el manejo de materiales como bombas, cañerías y transportadores. Pueden usarse varias líneas

en paralelo, cada una de las cuales toma una fracción de la alimentación a la planta. Las líneas en

paralelo aumentan la flexibilidad del sistema, puesto que cada unidad individual puede detenerse o

la alimentación variarse con poco efecto en la producción. Por otra parte, el uso de pocos molinos

de tamaño mayor es de control más fácil y los costos de capital y costos de instalación son menores

de modo que el número óptimo de molinos a usar debe ser decidido en la etapa de diseño. En

157

general la tendencia actual es hacia menor número de máquinas y simplificación de los diagramas de

flujo.

La mayoría de las menas se muelen en circuitos húmedos usando una o más etapas de molienda para

obtener la liberación de los minerales necesarios para producir un concentrado final que cumpla con

los criterios deseados. Las ventajas de molienda húmeda son:

- Menor consumo de energía por tonelada de producto.

- Mayor capacidad por unidad de volumen.

- Posibilita el uso de hidrociclones para controlar bien el tamaño del producto.

- Elimina el problema de polvo.

- Hace posible el uso de métodos simples de manejo y transporte tales como bombas, cañerías y

canales.

Circuitos de molienda convencional

Los circuitos de molienda convencional generalmente incluyen dos etapas de molienda. La

alimentación al circuito de molienda ocurre a una velocidad uniforme, desde buzones que contienen

el producto de la planta de trituración.

La Figura 4.38 muestra un diagrama de flujo típico de molienda convencional que incluye una

molienda gruesa en un molino de barras funcionando en circuito abierto y una molienda fina en dos

molinos de bolas operando en circuito cerrado. En vez del circuito cerrado estándar o convencional

que se ilustra en la Figura 4.38 los molinos de bolas pueden funcionar también en circuito cerrado

inverso. En lugar de un molino de barras, es también es posible realizar la primera etapa de

molienda o molienda gruesa en un molino de bolas, que utilice bolas de acero más grandes que

aquellas usadas en la molienda fina.

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Figura 4.38. Circuito cerrado de molienda con molino de barras y bolas

Circuitos de molienda autógena/semiautógena

Los circuitos de molienda autógena y semiautógena varían ampliamente en las distintas plantas de

procesamiento de menas. La Figura 4.39 ilustra el circuito de molienda autógena más simple posible,

con una sola etapa de molienda en húmedo, que puede operar en circuito abierto o cerrado.

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Figura 4.39. Circuito de molienda autógena

La figura 4.40 muestra un circuito más complejo que incluye molienda gruesa SAG, molienda fina

en molinos de bolas y chancadoras de cono para los guijarros (pebbles). Este circuito incluye dos

líneas de molienda en paralelo con trituración común de los guijarros provenientes de ambos

molinos SAG. Se puede ver además que las bolas de acero que salen con la fracción gruesa de los

molinos SAG son separadas mediante imanes de correa cruzada. En este circuito los guijarros

triturados son retornados a los molinos SAG. Otra práctica de uso común es alimentar los guijarros

triturados a los molinos de bolas, situación que se acostumbra a llamar “adelantamiento de

guijarros”.

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