Manual Concentracion de Minerales

7/17/2019 Manual Concentracion de Minerales

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Servici o Nac ional de Geología y Técnico de Minas - SERGEOTECMIN Proyecto “Capacitación de Mineros en Escuela Minera de Chi ripujio”

Edgar B. Alcalá Cruz – Alfredo Flores Corrales - Arturo Beltrán Alfonso

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MANUAL DE ENTRENAMIENTO EN CONCENTRACIÓN DEMINERALES

SECCIÓN I CONCEPTOS BÁSICOS

1. INTRODUCCIÓN

El uso de los metales en la sociedad moderna es de una enorme importancia. La mayor partede la corteza terrestre se encuentra formada por metales, los cuales no son renovables y paulatinamente se están agotando. Los metales están en todas las máquinas, equipos de

comunicación, medios de transporte, se usan en la fabricación de medicamentos, etc. Elconocimiento de los metales le permite al hombre generar energía, entrar a la atmósfera, al

espacio y a los océanos. Los metales están prácticamente en todas las actividades humanas.

Las principales fuentes para obtener los metales son:

1) De la corteza terrestre.

2) Del fondo de los océanos.3) Del agua de los océanos.4) De la chatarra.

La forma en la que se encuentran los minerales en la corteza terrestre depende de sucomportamiento con su medio, particularmente con el oxigeno, azufre y dióxido de carbono.

El oro y el platino se encuentran generalmente en forma nativa o metálica. La plata, el cobre y

el mercurio se encuentran en estado nativo, pero también como sulfuros, carbonatos ycloruros. La mayor parte de los metales vienen en forma compuesta, tal como los óxidos y

sulfatos de hierro y los óxidos y silicatos de aluminio y berilio. La presencia de estoscomponentes naturales se denominan minerales, la mayoría de los cuales tienen nombre de

acuerdo a su composición (por ejemplo galena – sulfuro de plomo, PbS; esfalerita - sulfuro dezinc, ZnS; casiterita- óxido de estaño, SnO2 ).

Los minerales por definición son sustancias inorgánicas naturales que poseen unacomposición y estructura química definida. Muchos minerales muestran isomorfismo,

donde se produce la sustitución de átomos dentro la estructura cristalina por átomos similaressin afectar la estructura atómica. La olivina por ejemplo, tienen la composición (Mg, Fe)2

SiO4, pero la relación Mg a Fe varía en diferentes olivinas. Sin embargo, el número total deátomos de Mg y Fe, tienen la misma relac ión que los átomos de Si y O. Los minerales puedentambién mostrar polimorfismo, diferentes minerales teniendo la misma composición química

tienen diferentes propiedades físicas debido a la diferencia en la estructura cristalina. Elcarbón y el diamante tienen la misma composición química, pero tienen diferentes propiedades debido a la disposición de los átomos de carbono en la estructura cristalina. El

término “mineral” se usa con frecuencia en un sentido mucho más amplio e incluye todo loque se extrae de la tierra con valor económico. El carbón, la caliza, arcilla, y granito no entran





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dentro la definición de un mineral, sin embargo, su producción se reporta a veces comomineral. Estos materiales son, en realidad, rocas, las cuales no son homogéneas en sucomposición química y física y generalmente están constituidos por var ios minerales y forman

gran parte de la corteza terrestre. El granito es de una de las rocas ígneas más abundantes de lacorteza terrestre y está compuesto por 3 minerales, feldespato, cuarzo y mica. Estos

componentes minerales homogéneos se encuentran en diferentes proporciones en losdiferentes granitos e incluso en diferentes partes de l cuerpo granítico.

Los principales componente de la corteza terrestre son:

v (Oxigeno) 46,4 %v Silicio 28,2 “v Aluminio 8,2 “v Hierro 5,6 “v Calcio 4,1 “v Sodio 2,4 “v Magnesio 2,3 “v Potasio 2,1 “

La presencia de los minerales en la naturaleza está regulada por las condiciones geológicasexistentes en el momento de su formación. Un mineral determinado puede ser encontradoasociado preferentemente con un tipo de roca, por ejemplo la casiterita viene generalmente

asociada al granito o puede estar también asociada a una roca ígnea y otra sedimentaria, estaúltima situación puede darse por la deposición de material arrancado de rocas primarias, de la

roca ígnea con contendido de casiter ita, por efecto del agua, hielo, viento y descomposiciónquímica. De esta manera, cuando el granito es erosionado, la casiterita puede ser transportada

y redepositada como un depósito aluvial. Debido a la acción de estos agentes naturalesfrecuentemente se encuentran depósitos minerales en concentraciones suficientes que permitenque e l metal sea recuperado en forma rentable.

Estas concentraciones, el incremento de la demanda como resultado de la investigación ydescubrimiento de nuevas aplicaciones, hacen que un depósito de mineral se convierta en un

yacimiento. La mayoría de los yacimientos son mezclas de minerales y no minerales (ganga).

Un yacimiento puede ser descrito brevemente como una acumulación de mineral en unacantidad tal que pueda ser extraído económicamente. Esto define el precio del mineral enel mercado y este puede y variar de acuerdo a la demanda. Con el paso del tiempo y el

agotamiento de depósitos ricos y accesibles, un depósito mineral no rentable puede convertirseen un yacimiento. Mejoras metalúrgicas e introducción de nuevos métodos, se convierten

también en factores que hacen posible la explotación de depósitos hasta ahora considerados norentables. Así la introducción de la flotación en la concentración de minerales permitió larecuperación de cobre de un material con 5% de Cu, considerado antes no rentable.

Los factores que determinan la conveniencia de explotar y procesar un depósito

económicamente pueden resumirse en:





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v Ubicación y tamaño del depósito.

v Contenido del depósito, su mineralogía, y su textura. La textura se refiere al tamaño yla distribución de los minerales con valor dentro del yacimiento. En algunos casos el

mineral se presenta en forma gruesa de tal manera que se lo puede identificar a simplevista. Sin embargo, con frecuencia, el mineral se presenta finamente diseminado, y esnecesario un examen microscópico para estudiar su presencia. Es importante conocer

la naturaleza de los minerales para su procesamiento, pues existe diferencia entre lamena y ganga.

v Aspectos financieros, requerimientos para inversión, capital de trabajo, costos decapital, impuestos, patentes, y regalías.

v Costos de operación mina. Los costos en minería subterránea son más altos que en

minería a cielo abierto y aluvial, y es más económico solamente en yacimientos conalto contenido. Contenidos de 0.8 a 2 % son típicos en una mina subterránea de Sn,

mientras que en una operación aluvional se puede trabajar con leyes mucho más bajas.Una operación con draga en Malasia puede procesar material con un contenido de0.02 % de Sn o menos.1

v Costos de servicios, tales como suministro de energía, agua, caminos, dique de colas,etc.

v Flujograma de tratamiento en la planta de concentración, costos de operación, leyes deconcentrado, recuperación obtenible.

v Demanda del mineral concentrado, precio del metal, y valor del concentrado puesto

mina.

Se debe tomar en cuenta que el precio del metal en el mercado no se aplica en su totalidad al

concentrado. Los términos de compra establecidos por la fundición se basan generalmente enun contenido nominal del concentrado, contenidos bajos son penalizados en relación directacon el contenido del metal. Los costos de fundición y refinación son deducidos juntamente con

un porcentaje por las pérdidas de tratamiento. Impurezas en el concentrado, las que estén sobrelos límites especificados, son penalizadas, pero también se bonifica por metales preciosos que

pueden ser recuperados del concentrado. Por lo tanto, el precio del concentrado en el mercadovaría de acuerdo a su ley y contenido de impurezas.

El contenido de metal mínimo para que un depósito sea calificado como yacimiento varía demetal a metal de acuerdo a los factores anotados anteriormente.

Hay muchas plantas que recuperan mineral tratando colas, donde la ley de cabeza es muchomás baja de la ley que podría ser económica para una operac ión subterránea..

Una ley típica para un yacimiento de WO3 está entre 0,5 a 1,5 %, pero una planta (Climax

Molydenum plant) en Estados Unidos trata 45.000 toneladas de colas, con un contenido de 0,1% de WO3, y es una de los mayores productoras de concentrados de tungsteno en los EE.UU.

1 Mineral Process ing Technology – B. A. Wills - 1985





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El costo de operación para el tratamiento de colas es mucho más bajo que el costo de unaoperación convencional. En la actualidad existen muchas empresas en el país interesadas enexplotar colas. Actualmente BAREMSA, en Oruro, está tratando colas del ingenio de Itos.

Esta situación es fácil de comprender, pues en el costo de operación ya no se considera costomina, ni costo de trituración y molienda.

A los yacimientos frecuentemente se los clasifica de acuerdo a la naturaleza del mineralvalioso que contienen. Así, en los yacimientos nativos, el metal está en forma natural, como el

oro, platino, en yacimientos sulfurosos el metal está en forma de sulfuros y en yacimientosoxidados el metal se presenta en forma de óxidos.

Yacimientos complejos son aquellos que contienen cantidades rentables de más de un mineralvalioso. Los minerales metálicos se encuentran frecuentemente en ciertas asociaciones, como

la galena y esfalerita, por ejemplo, van comúnmente asociadas, también sulfatos de cobre conesfaler ita, en menor grado. Pirita (FeS2) suele estar también asociada a los minerales

indicados.

También los yacimientos se clasifican de acuerdo a la naturaleza de las gangas, tal como

calcáreos o básicos (ricos en cal), o silíceo, o ácidos (ricos en sílice).

4. PRINCIPIOS FÍSICOS Y QUÍMICOS QUE SE UTILIZAN EN LACONCENTRACIÓN DE MINERALES.

En el procesamiento de minerales se hacen uso de propiedades físicas y químicas de mineralesy rocas. La diferencia en su comportamiento entre el mineral valioso y los minerales novaliosos (caja) proporcionan métodos para la separac ión de éstos de los otros.

Las propiedades físicas y químicas de interés en la concentración de minerales son:

v Gravedadv Durezav Peso específico y densidadv Sedimentaciónv Fuerza centrífuga y centrípetav Trabajo y potenciav Energíav Adsorciónv Rozamientov pHv Viscosidadv Inerciav Principio de Arquímedes





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4.1 GRAVEDAD

Todos los cuerpos son pesados, es decir, ejercen una tracción o una presión sobre el obstáculo

que impide su caída.

Como al dejarlos sueltos se aproximan a la Tierra, se dice que son atraídos por la Tierra. Laatracción terrestre recibe el nombre de gravedad (Fig. 1)

La dirección de la gravedad, es decir, la dirección en que caen los cuerpos, es la señalada por la plomada (Fig. 2).

La plomada consiste en un hilo que en un extremo lleva colgado un peso. La dirección del hilode la plomada se llama vertical; toda dirección normal a la vertical, recibe el nombre de

horizontal.

v Es horizontal la superficie del agua en reposo.v La verticalidad de las paredes, esquinas, etc., se prueba mediante la

plomada; la horizontalidad, por medio del nivel, que consiste en un

tubo de vidrio algo encorvado, lleno de líquido y con una burbuja deaire (Fig. 3). Cuando la posición de la burbuja es la señalada por dos

trazos gravados en el tubo de vidrio, la recta en que el nivel se apoyaes horizontal. Para nivelar algunos aparatos se usan también nivelesde burbuja esféricos, que permiten la nivelación en todas direcciones.

v Las verticales se dirigen al centro de la tierra (Fig. 1). Las verticalesde dos lugares A y B forman, pues determinado ángulo . Este vale1” cuando la distancia AB es de unos 31 m.

Cuando dejamos caer una piedra, ésta sigue una línea vertical, la cual si la proyectamos vadirigida al centro de la tierra. Para levantar la misma piedra del suelo necesitamos una fuerzaque venza la fuerza de atracción indicada. Cuerpos con el mismo volumen no son igualmente pesados. Al caer libremente dos cuerpos del mismo peso y de diferente forma no llegarán al

piso en el mismo tiempo. Así, por ejemplo, si dejamos caer dos hojas de papel del mismo peso, pero una completamente arrugada en forma de pelota, ésta llegará más rápidamente al

suelo. Esto se debe a que la hoja plana ofrece más superficie y por consiguiente el aire leofrece más resistencia (Fig. 4).

La fuerza de la gravedad varía de a cuerpo a la posición geográfica. La gravedad será mayor en los polos y menor en el Ecuador. La fuerza de la gravedad origina una aceleración y ésta se

llama acelerac ión de la gravedad y su valor medio es de: G = 981 cm / s2, en el sistema deunidades cegesimal y G = 9,81 m / s2 en el sistema M.K:S.

El peso de un cuerpo se puede medir por la presión que ejerce sobre la superficie horizontal enque se apoya.

La unidad industrial de peso es el kilogramo (Kg)





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Fig. 1. Acción de la gravedad

Fig. 2. Plomada (vert ical) y sup erficie liquida. (horizontal)

Fig. 3. Nive l de burbu ja





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Fig. 4. Caída de dos cuerpos de la misma dens idad y la misma

masa pero de diferente forma

4.2 DUREZA

El grado de dureza de los cuerpos se expresa mediante las escalas de dureza. La más conocida

es la de Mohs (1804). Que comprende 10 minerales dispuestos por orden de dureza creciente;cada uno de esos minerales se puede rayar por el que le sigue.

1. Talco 6. Feldespato.

2 Yeso. 7. Cuarzo.3. Calcita. 8. Topacio4. Fluorita. 9. Corindón

5. Apatito. 10. Diamante.

Los grados de dureza se expresan por números 1 al 10. Los metales puros presentan pocadureza, pero formando aleac iones entre ellos o con el carbón pueden dar origen a cuerpos másduros; así, por ejemplo, el hierro puede ser convertido en acero.

Los cuerpos que se pueden rayar con un cuchillo tienen una dureza inferior a 4 de acuerdo a lo

anotado anteriormente.

v

v

H





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4.3 PESO ESPECÍFICO Y DENSIDAD

El peso de 1 cm3 de agua a 4º C. = 1 gramo.

Se entiende por peso específico de un cuerpo, el peso (en gramos) de un cm

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del mismo.Obsérvese que el mismo número expresará el peso en kilogramos de 1 dm3.

Peso específico = Peso de unidad de volumen

Así, si un mineral tiene un peso específico de 2, significa que una determinada muestra de

dicho mineral pesa dos veces lo que pesaría un volumen igual de agua. En el cuadro 1 podemos ver los pesos específicos de algunos minerales.

Se ha dado a este peso el nombre de específico, porque sirve con frecuencia para distinguir unos cuerpos de otros. Así, si tenemos 1 cm3 de magnesio y 1 cm3 de plomo (metales de

aspecto bastante semejante), bastará tomarlos en la mano para distinguirlos, pues la manoapreciará muy bien cuál es el de mayor peso específico: el centímetro cúbico de plomo pesa

11,4 g; el de magnesio 1,8 g.

De hecho de que el peso específico del cobre sea 8, 9, se deduce: a) 1 cm3 de cobre pesa 8,9

gramos; 1 dm3 de cobre pesa 8,9 Kg; 1 m3 de cobre pesa 8,9 toneladas; b) 1 c m3 de cobre pesa8,9 veces más que 1 cm3 de agua; siempre el cobre pesa 8,9 veces más que un volumen igual

de agua.

El peso específico expresa también cuántas veces el cuerpo es más pesado que unvolumen de agua igual al suyo

Se designa con el nombre de densidad, , la masa de la unidad de volumen de un cuerpo,su masa m y su volumen V, están ligados por la relación

= m/V = (P:g) / V = (P:V) / g = peso específico / g

La masa inerte de un cuerpo es una magnitud invariable, pero su peso varía de unos lugares a

otros. El kilogramo patrón pesa en París 1 Kg, y la unidad técnica de masa 9,81 Kg. Dosmasas cuyos pesos sean iguales en París, tendrán también pesos iguales en cualquier otra parte

del mundo, y sus masas se podrán también comparar mediante balanza, pero ambos pesoshabrán aumentado o desminuido, aunque por igual.

4.4 SEDIMENTACIÓN

La sedimentación es un proceso por el cual las partículas suspendidas en un fluido se asientan.





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Los métodos de sedimentación se basan en el hecho de que las partículas pequeñas de undeterminado producto caen en el seno de un fluido a una velocidad uniforme y proporcional asu tamaño.

Los principios de sedimentación se aplican en la clasificación hidráulica de minerales, jigs,

mesas concentradoras, sink and float, hidrociclones, etc.

Para comprender mejor los principios de sedimentación citaremos los siguientes ejemplos:

1. Si consideramos varias partículas del mismo peso específico y de la misma forma que caen

a través de una masa de agua, las velocidades relativas de caída de cada una de ellasdependerá de su tamaño; la más grande, por tanto la más pesada, caerá más rápidamente.

2. Si las partículas supuestas fueran de la misma forma y del mismo tamaño, pero de

diferentes pesos específicos, las más densas y por tanto más pesadas, caerán másrápidamente.

3. Si las partículas fueran del mismo peso, de igual volumen y de igual peso específico, perode diferentes formas, sus velocidades de caída variarán también según la forma; las partículas de forma más semejante a la esfera caerían más rápidamente, las de forma

tubular o aplanada caerían con mayor lentitud (Fig. 4).4. La resistencia de un medio fluido a la caída de una partícula depende de la velocidad con

que ésta cae. La experimentación minuciosa que se ha efectuado demuestra que estaresistencia es proporcional a la raíz cuadrada de la velocidad cuando el movimiento seinicia o cuando la velocidad es muy pequeña; y llega a ser proporcional al cuadrado de la

velocidad cuando ésta alcanza un cierto límite.5. La velocidad de caída en un medio fluido dado, siendo iguales los pesos específicos de las

partículas varía en proporción a los cuadrados de sus diámetros cuando son muy pequeños,

y en proporción a la raíz cuadrada de los mismos diámetros, cuando las partículas sonrelativamente grandes.

6. La resistencia a la caída aumenta con la densidad del medio fluido.7. La resistencia a la caída aumenta con la viscosidad del medio. Este aumento es

relativamente tanto mayor cuanto menor es el tamaño de las partículas.

4.4 FUERZA CENTRÍFUGA Y CENTRÍPETA

Si atamos un cuerpo al extremo de un cordel y le obligamos a dar vueltas alrededor de nuestra

mano, percibiremos la existencia de una tensión que pone tirante el cordel y tiene que ser contrarestada por nuestro esfuerzo. La fuerza determinante de esta tensión recibe el nombre defuerza centrífuga, y la del sentido contrario, que nuestra mano opone, se denomina fuerzacentrípeta.

La resultante de todas las fuerzas aplicadas al cuerpo se puede descomponer en dos (Fig. 5):una, P’, tangente a la trayectoria, cuyo efecto es aumentar o disminuir la velocidad, y la otra, N, la centrípeta, perpendicular o normal a la primera y dirigida hacia el centro de la curvatura,

y a la cual es debido el cambio de dirección. En esta fuerza N intervienen, además de la





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componente normadle la fuerza motriz, la reacción de los obstáculos que impiden al cuerposeguir la dirección de la tangente; por ejemplo, la de los rieles de una locomotora en unacurva, o los esfuerzos de tensión en el volante de una máquina.

El cuerpo en virtud de la inercia, tiende en cada instante a continuar su movimiento en la

dirección de la tangente a su trayectoria, y por consiguiente a alejarse del centro (Fig. 5). Paramantener el cuerpo en la circunferencia, o sea para hacerle cambiar su dirección, hay quevencer aquella inercia con una fuerza m x a igual al producto de la masa del cuerpo por su

aceleración hacia M. Esta fuerza es precisamente la que hemos llamado centrípeta. Convienetener siempre presente lo siguiente:

v La fuerza centrífuga no es ninguna fuerza activa, sino la resistencia pasiva queopone la masa a ser desviada de la tangente.

v Si se rompe el cordel, el cuerpo no salta en la dirección del radio, sino en la dela última tangente a la circunferencia.

La fuerza centrífuga es muy útil en la concentración de minerales cuando se necesita aplicar una fuerza superior a la gravedad, para lograr la separación de sólidos y fluidos de diferentes

densidades como es el caso de la sedimentación. Este proceso consiste en acelerar lasedimentación natural sometiendo los sólidos en suspensión a un rápido movimiento de

rotación en aparatos especiales y tubos apropiados. Esto ocurre en los ciclones, en cuyointerior llegan a adquirir valores bastante elevados, de tal manera que la aceleración de lagravedad es sustituida por la aceleración centrífuga (Fig. 6).

(Fuerza centrifuga) Fc = M v2 . R

m = masa v = velocidad r = radio de curvatura

Las unidades de la fuerza centrífuga son: DINA en el sistema cegesimal Newton en el sistema MKS

4.5 FUERZA CENTRÍPETA

Es la fuerza que atrae a una masa en movimiento en dirección al centro de curvatura. Si lafuerza centrífuga iguala a la fuerza centrípeta, la partícula seguirá una trayectoria circular,

alrededor de un centro de giro que es el de la curvatura (Fig. 5)

(Fuerza centrípeta) F = M v2 . R





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Fig. 5. Fuerza centrífuga

Fig. 6. Hidrocic lónes , equipos que permiten separar los granos gruesos de los finos , aprovechando la aceleración centrífuga.

Hidrociclón

Mineralespesados

Mineraleslivianos

Alimentación

P`

P N





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4.6 TRABAJO

Se realiza un trabajo cuando una fuerza mueve un cuerpo venciendo una resistencia. El trabajo

es, pues, un gasto de fuerza a lo largo de un espacio.

Ejemplos: Introducir un tapón en el cuello de un frasco. Sacar de un pozo un cubo de agua.Comprimir un muelle. Impulsar un vehículo.

La unidad de trabajo es el kilográmetro (Kgm), es decir, el trabajo desarrollado para vencer lafuerza de un Kg a lo largo de 1 m.

Ejemplo: Se desarrolla 1 Kgm cuando se eleva 1 Kg a 1 m de altura. 1 libra-pie (inglés) = 0,1383 Kgm.

1 Kgm = 7,233 libras – pies ingleses.

En el sistema de unidades absolutas, la unidad de trabajo es el ergio, que es el trabajodesarrollada por una dina (1/981 g en París) recorrer 1 cm. Un múltiplo del ergio es el julio(joule) = 107ergios.

Trabajo = T =fuerza x espacio = F x s

La unidad de trabajo en el sistema internacional de unidades es el julio, cuyo equivalente es el

Nm (Newton por metro). Otra unidad bastante generalizada es el Kilovatio-hora.

1 Kwh = 3,6 x 106 J

4.7 POTENCIA O ENERGÍA

La potencia es el trabajo realizado en la unidad de tiempo. El trabajo y la potencia se aplicanconstantemente en una planta.

Potencia = P = Trabajo/ Tiempo

La unidad de potencia es el kilográmetro por segundo (Kgm/seg), pero para potencias grandes

se usa el caballo de vapor.

1 caballo de vapor (CV) = 75 kgm por segundo

El caballo de vapor inglés (horse-power) HP = 550 pies-libras/seg. 0 76,04 kgm/seg. Lasiniciales HP y también PS se usan con frecuencia para designar el caballo de vapor ordinario =75 Kgm/seg.





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MINERALPESO

ESPECIFICODUREZA CLIVAJE COLOR

Antracita 1.47 3 – 5 Perfecto Negra

Ortoclasa 2.5 – 2.6 6 Perfecto Pardo claro

Cuarzo 2.6 – 2.7 7 Imperfecto Transparente

Mica 2.8 – 2.9 2 – 2.5 Muy perfecto Transparente pardo

Turmalina 3.0 – 3.3 7 Astillosa Negra, rosada bruna

Apatita 3.1 – 3.2 5 Desigual Verde mar

Fluorita 3.1 – 3.2 4 PerfectoAmarillo, verde

rosado

Epidoto 3.38 - 6.5 – 7 Perfecto Verde botella

Topacio 3.5 – 3.6 8 Perfecto Amarillo vino

Siderita 3.8 – 4 – 4.5 Perfecto Pardo amarillento

Escalerita 3.9 – 4.2 3.5 – 4.0 Perfecto Marrón

Calcopirita 4.2 – 4.3 3.5 – 4.0 Subcoloidal Amarillo de bronce

Estanita 4.3 – 4.5 4 Imperfecto Gris de acero

Pirrotita 4.51 3.5 Subcoloidal Bronce grisáceo

Estibina 4.60 2 Perfecto Negro mate

Molibdenita 4.7 – 4.8 1 – 1.5 Perfecto Pardo oscuro

Pirita 5.0 – 5.2 6 – 6.5 Desigual Negro grisáceo

Calcosina 5.33 3 Coloidal Negro de acero

Arseno Pirita 5.9 – 6.2 5.5 – 6 Perfecto Gris de acero

Schelita 5.9 – 6.1 4.5 – 5 Desigual Amarillenta

Casiterita 6.8 – 7.1 7 Imperfecta Bruno - blanco

Wolframita 7.1 – 7.5 5 – 5.5 Perfecto Gris oscuro, negro

Galena 7.2 – 7.6 2.5 Muy perfecto Gris oscuro

Cobre nativo 8.48 – 8.8 2.5 – 3 Ganchuda Metálico, rojizo

Tabla 1. Minerales más comunes en Bolivia





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La unidad de potencia en el c.g.s., la unidad de potencia es el ergio por segundo; 10 millonesde ergios por segundo reciben el nombre de vatio (o watt). Esta es la unidad de potencia másusada en Electrotecnia. Un múltiplo del vat io es el kilovatio = 1000 vatios.

1 vatio (W) = 1 julio por segundo (J/s).

Un cuerpo posee energía cuando es capaz de producir trabajo. Existen diferentes clases deenergía: potencial, calorífica, eléctrica, mecánica, solar, química, nuclear, etc.

El trabajo de una chancadora o de un molino es posible gracias a la energía eléctrica que estrasmitida a la chancadora o molino a través de motores eléctricos, poleas, engranajes y

correas.

El agua de un lago que se encuentra en una montaña tiene la capacidad de producir trabajo.

Podemos decir que e l agua en estas condiciones tiene energía potencial (Fig. 7).

Al desplazarse el agua cuesta abajo, la energía potencial se convierte en energía cinética y si elagua se lo conduce a través de tubería hacia un generador, la energía cinética se convierte enenergía mecánica y ésta a su vez en energía eléctrica.

La fórmula para la energía potencial es:

Ep = m.g.h

m = masa del cuerpo g = gravedad

h = altura en la que se encuentra el cuerpo

La fórmula para calcular la energía cinética es:

Ec = m v3 .

2

m = masa del cuerpov = velocidad del cuerpo





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Fig. 7. Conversión de la energía potencial en energía eléctrica.

4.8 ADSORCIÓN

Es una operación básica que se realiza poniendo en contacto un sólido con una mezcla fluida.

Las condiciones en que se produce el contacto son tales que una parte del fluido resultaadsorbida por la superficie del sólido, con lo q ue la composición del fluido resulta alterada.

En otras palabras se da el nombre de adsorción a la propiedad que tiene una sustancia puestaen contacto con otra, para retener parte de esta en su superficie como crear una especie decondensación. Esta propiedad se utiliza con frecuencia en la flotación de minerales, ya que

constituye un factor muy importante para la concentración de minerales por este método.

4.9 ROZANIENTO

El rozamiento es una fuerza de reacción que se opone al deslizamiento de un cuerpo sobre suapoyo. Existen tres tipos de rozamiento (Fig. 8):

4.9.1 ROZAMIENTO POR ADHERENCIA

El rozamiento por adherencia es la resistencia que opone un cuerpo en reposo a

ser movido sobre su apoyo. Sin el rozamiento de adherencia no se podría andar,tampoco podría moverse un vehículo por su propia fuerza (caso de un vehículo

Represa

Generadoreléctrico

Turbina

AguaEnergía eléctrica





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sobre hielo). Este tipo de rozamiento podría aumentarse con el empleo demateriales adecuados, colocando arena sobre el hielo, linóleo y rifles sobre unamesa de concentración.

4.9.2 ROZAMIENTO DE DESLIZAMIENTO

Es la resistencia que se presenta cuando el cuerpo está ya en movimiento, o seacuando ya ha sido vencido el rozamiento de adherencia. Este rozamiento es

menor que el de adherencia y juega un papel importante especialmente en laflotación.

4.9.3 ROZAMIENTO DE RODADURA

Se manifiesta cuando un cuerpo redondo (rueda o bola), rueda sobre su apoyo.Este rozamiento es considerablemente menor que el de deslizamiento. Este tipo

de rozamiento se presenta en los molinos de barras y bolas.

4.10 VISCOSIDAD

Es el rozamiento o fricción interna que existente entre las moléculas de los líquidos y gases,

corresponde a la resistencia al corte o exfoliación de los sólidos (es la propiedad que poseenmuchos cristales de romperse según caras planas).

La viscosidad es la medida que nos indica la resistencia a fluir de un aceite. Todo aceite de altaviscosidad fluirá con menos facilidad que uno más liviano o de baja viscosidad.

Los aceites son más viscosos cuando están fríos, se adelgazan cuando se calientan. Algunosaceites resisten este cambio más que otros, éstos poseen un alto índice de viscosidad.

Esta propiedad tan importante aparece en los ciclones y también en la concentración por líquidos pesados (sink and float) donde el control de viscosidades es fundamental.

Cada fluido tiene un coeficiente de viscosidad que depende del grado en que se ejercen dichas

acciones en su seno. El coeficiente de viscosidad de un líquido disminuye al aumentar latemperatura del mismo; en los gases por el contrario aumenta con la temperatura. Lasunidades de medida de la viscosidad son el poise y el poiseuille





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Fig. 8. Rozamiento

4.11 pH

pH es el grado de acidez o basicidad (alcalinidad) de una sustancia, que se marca por laconcentración de iones hidrógeno.

Tabla 2. Escala de pH para soluciones comunes

Existe una escala de 1 a 14 para su determinación. De 0 a 6 se considera ácida; de 8 a 14 seconsidera básica o alcalina y 7 se considera neutra. El control del pH es muy importante en la

flotación de minerales, ya que cada mineral tiene su propio grado de acidez donde flota mejor.

El control del pH se puede efectuar mediante el uso del papel tornasol, que marcara rojocuando la solución es ácida y azul cuando sea alcalina o básica. (Tabla 2 ).





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4.12 INERCIA

Cuando se está sentado en un vehículo, en el momento de po ner en marcha el mismo se sienteun impulso hacia atrás. Igualmente cuando un vehículo en movimiento frena súbitamente, los

cuerpos sienten un impulso hacia delante; en ambos casos se pone de manifiesto la inercia, lamisma que puede resumirse de la siguiente manera: Inercia es la incapacidad de los cuerpos para salir del estado de reposo, para cambiar las condiciones de su movimiento o para cesar en

él, sin la intervención de alguna fuerza.

En la concentración de minerales, la inercia juega un papel muy importante, así en las mesasconcentradoras los granos minerales se desplazan bajo influencia de la inercia y de lasvibraciones de la mesa.

4.13 PRINCIPIO DE ARQUÍMIDES

Todo líquido ejerce un empuje hacia arriba sobre los cuerpos sólidos sumergidos en él. Lamagnitud del empuje fue descubierta por Arquímedes (según se afirma, se le ocurrió mientras

se bañaba, y la regla que la determina se conoce con el nombre de principio de Arquímedes.Esta es:

Un cuerpo sumergido en un líquido experimenta una pérdida de pesoigual al peso del líquido que desaloja

5. EL OBJETO DE LA CONCENTRACIÓN DE MINERALES

El mineral de la mina (rum-of-mine) está constituido de minerales valiosos, no valiosos y

ganga, que vienen en forma conjunta.

El procesamiento o la concentración de minerales es la etapa siguiente a la explotación eninterior mina y su tarea es preparar el mineral de la mina para extraer el mineral valioso. Fuerade uniformar el tamaño del mineral, es un proceso de separación entre las partes con valor

(mena) y las sin valor (ganga), para producir una porción enriquecida, o concentrado, quecontiene la mayor parte del mineral valioso, y un descarte, o cola, que contiene

predominantemente caja. La concentración o proceso de enriquecimiento, reduceconsiderablemente la cantidad de material que debe ser manipulada en las plantas, reduce a simismo la cantidad de energía y reactivos para producir el metal puro en procesos siguientes.

El proceso de concentración de minerales reduce el volumen y el peso del concentrado quedebe ser enviado a fundición, reduce el costo de transporte y manipuleo, la reducción decostos de fundición es significativa debido a la disminución del tonelaje a tratarse, la menor cantidad de caja hace que la recuperación suba en la fundición. Contra estas ventajas se debe

anotar el costo del tratamiento en la planta de concentración y las perdidas que se producen enla planta.





19

La meta de cualquier proceso de concentración de minerales es la de producir un concentradodel mineral valioso con una ley, la más alta posible y a un costo lo más bajo posible. Larecuperación, del mineral valioso, debe ser la más alta posible y el rechazo del material sin

valor debe ser la más alta posible. Todas las partes de la plantas deben estar, de tal manerasincronizadas, que se logre el máximo de retorno por tonelada de mineral tratado.

Los beneficios del proceso de concentración de minerales podemos resumir de la siguientemanera:

v Los costos de transporte de los concentrados serán menores, debido a la

eliminación de un importante parte de caja.v Debido a la eliminación de una importante parte de la caja, se tendrán menores

pérdidas del metálico en procesos posteriores (fundición).

v Menor tonelaje de concentrado a ser fundido, significa también menor costo detratamiento.

v Cuando los métodos de concentración son eficientes de de bajo costo, esconveniente emplear métodos de explotación masivos en la mina y producir minerales de baja ley (minado por sub-niveles, socavación y derrumbe), los cuales

pueden ser normalmente explotados por métodos selectivos de alto costo (corte yrelleno).

v La eficiencia y bajos costos en plantas de concentración hacen posible tratar minerales, que sin la disponibilidad de métodos de concentración de bajo costo, no podrían ser clasificados como yacimientos.

A continuación mostramos un ejemplo para clarificar la ventaja económica de enviar a la

fundición directamente el material que sale de una mina frente al envío de concentrado para sutratamiento.

EJEMPLO:

Mineral de oro y cobre:

v Au – 0,45 onzas por toneladav Ag – 4,50 onzas por toneladav Cu – 2,20 %

Este mineral puede ser enviado directamente a fundición o previamente puede ser

concentrado.

En la planta se recupera 95% del Cu, 90 % del Au y 85 % de la Ag.

Leyes del co ncentrado:

v Au – 4,85 onzas por toneladav Ag – 45,75 onzas por tonelada

v Cu – 25,00 %v Fe – 30,00 %





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v SiO2 – 10,00 %v Al2O3 - 5.00%

Este concentrado se envía a la fundición, el cual paga de los metales de la siguiente manera:

v Oro: Si el contenido de oro es de 0,03 oz. O más paga 96,75 % del precio

promedio.

v Plata: Si el contenido de plata es de 1,00 oz. por tonelada seca o más, paga 95% del precio promedio de plata de la semana siguiente de la entrega a fundición. Habráuna pequeña deducción de 1 0z. de p lata por tonelada tratada.

v Cobre: Deducir del cobre húmedo 1,3 % ( o 1,2 unidades de 20 lb. Por unidad

en términos de fundición). Pagar por el resto del cobre al precio de exportación netocotizado (precio Londres o Nueva York) para las semana siguiente de recibido en la planta, menos una deducción de 2 centavos por unidad en exceso.

v Castigos: Los costos base de fundición son 14,00 $ por tonelada seca; 7 % libre,

30 centavos por unidad en exceso; Arsénico 1% libre, 50 centavos por unidad enexceso.

v Transporte: 2 $ por tonelada de mineral y 3 $ por tonelada de concentrado de lamina a fundición.

El ejemplo se basa en análisis de 100 toneladas de mineral.

CASO I

ENVÍO DIRECTO A FUNDICIÓN

Contenido de plata = 100 t x 4,50 oz. = 450 oz. Ag

Fundición paga por 100 (4,50 – 1,00) = 350 oz. Ag Contenido de oro = 100 x 0,45 oz. = 45 oz. Au Fundición paga = (0,9675) 45,00 = 43,537 oz. Au

Contenido de cobre = (2,2/100)(2000 x 100) = 4.400 lb Cu Fundición paga (2,2 – 1,3)/100 (2000 x 100) = 1.800 lb Cu

Costos de transporte = 100 x 2 = 200 $ Costos de fundición = 100 x 14 = 1.400 $

TOTAL 1.600 $PAGOS

Oro 43,537 x 442 = 19.243,35 $ Plata 350 x 7,39 = 2.586,50 $

Cobre 1.800 (1,53-0,02) = 2.718,00 $





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TOTAL 24.547,85 $

NETO RECIBIDO 22.947,85 $

CASO IIMINERAL PROCESADO Y POSTERIOR ENVÍO A FUNDICIÓN

100 toneladas de mineral son procesadas a un costo de 5 $ por tonelada y posteriormente es

enviado a fundición. En la planta de concentración las recuperaciones de los metales son lassiguientes: cobre 95 %, oro 90 % y plata 85 %.

Recuperación del Cu: 0,95 (2,2/100) 2.000 = 41,80 lb por t

Por consiguiente, el cobre recuperado de 100 toneladas demineral es de 41,80 lb.

En el concentrado hay 25 % de Cu y por consiguiente se producirá 4180 / 2.000 x 0,25 = 4180 / 500 = 8.36 t de

concentrado.

Se paga por (8,36) (2.000) ((25,00 – 1,30) / 100)) = 3.962,64 lb.

Recuperación de Ag: 0,85 X 4,50 = 3,825 oz. por tonelada de concentrado. La platarecuperada de 100 t de concentrado será 100 x 3,825 = 382,50oz. que están contenidas en 8,36 t de concentrado. Se paga el 95

% ó 0,95 x 382,50 = 363,38 (deducción de 2,2875 oz de Ag por tonelada de concentrado).

Recuperación de Au: 0,90 x 0,45 = 0,405 oz. por tonelada de concentrado. Larecuperación del oro de 100 toneladas será: 0,405 x 100 = 40,50

oz. contenidas en 8,36 toneladas de concentrado. Se paga 96,75% ó 0,9675 x 40,50 = 39,18375 oz.

Costo: Concentración del mineral 100 x 5,00 = 500,00 $

Transporte a fundición 8,36 x 3,00 = 25,08 $

Fundición 8,36 x 14,00 = 117,04 $

TOTAL 642,12 $

PAGOS: Oro 39,18375 x 442 17.319,22 $

Plata 363,38 x 7,39 2.685,38 $Cobre 3.962,60 x (1.53 – 0,02) 5.983,53 $

TOTAL 25.988,13 $





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NETO RECIBIDO 25.346,01 $

GANANCIA EN EL SEGUNDO CASO EN RELACIÓN AL PRIMERO 2.398,16 $

El flujograma del ejemplo podemos apreciar en la figura 9.

6. ETAPAS EN LA CONCENTRACIÓN DE MINERALES

Las partes principales de una planta de concentración podemos resumir de la siguientemanera:

v Conminución.o Trituración

o Moliendav Cernido Industrial.

v Clasificación.v Concentración gravimétrica.v Separación por medios pesados.

v Flotación.v Separación magnética y de alta tensión..

v Desagüev Deposición de colas.





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FLUJOGRAMA ESQUEMATICO

Fig. 9 Flujograma de tratamiento para la concentrac ión de

Minerales.

Mineral deMina

Galena PbS

Pirita FeS2

Caliza CaCO3

Cuarzo SiO2Silicato (Fe, Mn, Al) SiO3

Trituración

Molienda

Conminución

Clasificación por Tamaños

Flotación

ConcentradoGalena

Cola

Filtrado Dique de

colas

Concentrado

seco a fundición



Servicio Nacional de Geología y Técnico de Min as – SERGEOTECMIN Proyecto “Capacit ación de Mineros en Escuela Minera de Chiri pujio”

Edgar B. Alcalá Cruz – Alf redo Flores Corrales – Arturo Beltrán Al fons o

2

Por lo general, las operaciones de conminución en las plantas de concentración de mineralesse caracterizan por su elevado consumo de energía en comparación a otras operaciones y sonineficientes desde el p unto de vist a de la utilización de l a energía entregada a los equipos deconminución. En la Tabla 1 se puede ver el % de energía consumida por diferentes procesosen varias operaciones.

Fig. 1. Principales etapas del tratamiento de menas

MENA

LIBERACION

SEPARACION POR TAMAÑO

SEPARACION DELMINERAL VALIOSO

CONCENTRADO COLA

CONMINUCIÓN

- Trituración

- Molienda

CONCENTRACION

- Gravimétrica- Magnética- Electrostática- Óptica y radio

métrica





3

OPERACION Cu Ni Cu-Pb-Zn Pb-Zn Sn

Trituración 9.87 7.14 17.41 7.37 12.04

Molienda 72.10 47.02 42.48 46.31 47.99

Flotación 9.01 27.68 24.54 23.30 29.93

Separación Sol-Liq. 4.29 2.98 6.86 14.75 3.68

Transporte Colas 2.15 11.90 5.54 1.77 2.51

Servicios 2.58 3.27 3.17 6.49 3.85

Tabla 1: % de energía consumida en diferentes etapas d e una planta de concentración en diferentesoperaciones

Tabla 2: Diferentes tipos de energía consumidas durante un proceso de molienda.

Como se puede observar, del total de la energía suministrada a una operación deconminución, solamente una p equeña parte es utilizada en la fragmentación de las partículas,el resto se pierde en diferentes formas de energía, es por esta razón que se dice que lasoperaciones de conminución (molienda) son ineficientes.

- Energía mecánica perdida por fricción en muñones y descansos 4.3 %

- Energía mecánica perdida en el sistema de accionamiento 8.0 %

- Energía térmica transportada por el producto 47.6 %

- Energía térmica perdida por radiación 6.4 %

- Energía térmica transportada por el aire 31.0 %

- Energía consumida en la conminución 0.6 %

- Energía consumida en desgaste y calentamiento de los cuerpos demolienda, ruido, evaporación y vibración. 2.1 %





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2. LIBERACION.

Como se ha indicado anteriormente, el mineral valioso se encuentra diseminado y asociado ala ganga y para poder liberarlo o desprenderlo de la ganga, la MENA es sometida progresivamente y por etapas a operaciones de conminución de las cuales se obtienen partículas de menor tamaño. De estas últimas se pueden dist inguir dos tipos de partículas:

a) Partículas libres, son aquellas que están constituidas por una sola fasemineralógica, ya sea mineral valioso o ganga.

b) Partículas mixtas, son aquellas que están constituidas por dos o mas fasesmineralógicas.

3. PRINCIPIO DE LA CONMINUCIÓN

La trituración se debe principalmente a cuatro modos de fractura (impacto, compresión,atrición y corte) dependiendo del mecanismo de la roca y el tipo de carga. Fig. 2.

En la trituración por impacto, la fragmentación se produce debido a un golpe instantáneo yseco de un material sólido duro sobre la partícula de roca o mineral, o por golpe de la partículacontra el sólido duro, o finalmente por golpes o choques entre partículas.

En la trituración por atrición, las partículas se desmenuzan debido a fuerzas de fricción que segeneran entre dos superficies duras o entre partículas. Como resultado se producen partículas bastante pequeñas o también grandes.

En la trituración por corte, la fragmentación se produce debido a una fuerza cortante.En la trituración por compresión, la fragmentación se produce por acción de una fuerza decompresión generada entre dos superficies duras.





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Fig. 2 Mecanismos de Fragmentación

Partícula Sólido

Sólido Partícula

Partícula Partícula

Fragmentación porImpacto

Fragmentación por Atrición

Fragmentación por Corte

Fragmentación porCompresión





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4. TRITURACIÓN

La operación de trituración, es la primera etapa mecánica de la conminución. Por lo general selo realiza en seco y en etapas sucesivas.

Industrialmente se utilizan diferentes tipos de máquinas de trituración y suelen clasificarse deacuerdo a la etapa en que se utilizan y el tamaño de material tratado.

a) TRITURADORAS PRIMARIAS: Fragmentan trozos grandes hasta un producto de8” a 6”. Se tienen dos tipos de maquinas.

- T rituradoras de Mandíbulas

- T rituradoras Giratorias.

b) TRITURADORAS SECUNDARIAS : Fragmentan el producto de la trituración primaria hasta tamaños de 3” a 2”, entre estas maquinas tenemos.

- T rituradoras Giratorias

- Trituradoras Cónicas.

c) TRITURADORAS TERCIARIAS: Fragmentan el producto de la trituraciónsecundaria hasta tamaños de 1/2” o 3/8”, entre estas maquinas tenemos.

- Trituradoras Cónicas- Trituradoras de Rodillos.

4.1 TRITURACIÓN PRIMARIA

4.1.1 TRITURADOR DE MANDIBULAS (CHANCADORAS)

Esencialmente constan de dos placas de hierro instaladas de tal manera que una de ellas semantiene fija y la otra tiene un movimiento de vaivén de acercamiento y alejamiento a la

placa fija, dur ante el cual se logra fragmentar e l material que entra al espacio comprendidoentre las dos placas (cámara de trituración). El nombre de estas trituradoras viene del hechode que la ubicación y el movimiento de las placas se asemejan a las mandíbulas de un animal, por eso, la placa fija suele llamarse mandíbula fija y la otra placa, mandíbula móvil.

Las trituradoras de mandíbulas se subdividen en tres tipos, en función de la ubicación del punto de balanceo de la mandíbula móvil, que son: Trituradoras de mandíbulas tipo Blake,Dodge y Universal. (Fig. 3a).





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TRES TIPOS DE CHANCADORAS DE MANDÍBULA: BLAKE, DODGE YUNIVERSAL

En la práctica, el triturador mas empleado es el de tipo Blake, que fue patentado en 1858 por E. W. Blake y desde entonces ha sufrido varias modificaciones.

El tamaño de estas trituradoras se designa indicando las dimensiones de la abertura dealimentación (gape) y el ancho de la boca de alimentación (width) medidas en pulgadas omilímetros.

EL TAMAÑO DE LAS CHANCADORAS SE DESIGNA POR LA ABERTURA DEALIMENTACIÓN Y AL ANCHO DE LA BOCA

Las figuras 3b y 4 muestran las p artes más importantes de un triturador tipo Blake de dobleefecto (double toggle). El movimiento de vaivén de la mandíbula móvil es accionado p or elmovimiento vertical (ascendente y descendente) de una biela (pitman) la cual esta articulada aun eje excéntrico por s u parte superior y a dos riostras por la parte inferior, estando la riostratrasera articulada a un punto de apoyo ubicado en la parte trasera de la maquina y la riostradelantera articulada a la p arte inferior de la mandíbula móvil, en estas condiciones, estaultima pieza tiene un recorrido (amplitud de golpe) desde un punto de máxima abertura dedescarga (open side setting) hasta un punto de mínima abertura de descarga (close setting).Debido e éste movimiento de vaivén de la mandíbula móvil, las partículas que entran alespacio comprendido entre ambas mandíbulas se fragmentan debido principalmente a fuerzasde compresión.

Estas máquinas t rabajan en condiciones extremadamente duras y por tanto son de construcciónrobusta. El marco o bastidor principal está hecho de hierro fundido o acero, las chancadorasgrandes, puede estar construido en partes y unidos a través de pernos. Las mandíbulas estánhechas de acero fundido y están recubiertos por placas (forros o soleras) reemplazables deacero al manganeso, u otras aleaciones, fijadas a las mandibulaza través de pernos. Lasuperficie de est os forros p uede ser lisa, corrugada o acanalada longitudinalmente, este últimoes bastante utilizado para tratar materiales duros. Las otras paredes internas de la cámara detrituración también pueden estar revestidas de forros de acero al manganeso, para evitar eldesgaste de estas partes. El ángulo formado entre las mandíbulas, normalmente es menor a26º, a objeto de aprisionar a las partículas y no dejar que estas resbalen a la parte superior.

LAS MANDÍBULAS ESTÁN CUBIERTAS POR SOLERAS DE ACERO ALMANGANESO Y SUJETAS A LAS MANDÍBULAS MEDIANTE PERNOS





8

LA SUPERFICIE DE LAS SOLERAS PUEDEN SER LISAS, CORRUGADAS OACANALADAS

El tamaño de estas maquinas puede variar desde 125 x 150 mm. a 1600 x 2100 mm. Puedentriturar partículas desde 1,2 m. de tamaño aproximadamente, a razón de 700 a 800 TPH. Lavelocidad de la maquina, varia inversamente con el tamaño y usualmente esta en el rango de100 a 400 rpm. El radio de reducción promedio es de 7:1, y puede variar desde 4:1 hasta 9:1,la potencia consumida puede variar hasta 400 HP, para el caso de las maquinas grandes.

LA VELOCIDAD DE UNA CHANCADORA VARÍA INVERSAMENTE CON ELTAMAÑO DEL MATERIAL Y USUALMENTE ESTÁ EN EL RANGO DE 100 A

400 RPM.

En las t rituradoras de simple efecto (single toggle) la mandíbula móvil esta suspendida del ejeexcéntrico, el cual permite un diseño mas compacto y liviano en comparación a lastrituradoras de doble efecto. Debido a la posición del eje e xcéntrico, la mandíbula móvil tieneun movimiento elíptico, lo que hace que estas maquinas tengan una mayor capacidad, perotienen un mayor desgaste en los forros. Asimismo, el eje excéntrico esta sometido a mayoresesfuerzos mecánicos y los costos de mantenimiento tienden a ser mayores.





9

PlacaFija Pívot

Excéntrico

Desplazamiento

3a) Tipos de trituradoras a mandíbula

Volante

Biela

PlacaMóvil

Garganta

RiostraDelantera

RiostraTrasera

Pívot

Pivot

Blake Dodge Universal

Pívot

3b) Principio de funcionamiento





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Fig. 4 Sección transversal de un triturador de doble efecto

4.1.2 TRITURADORAS GIRATORIAS

Básicamente consisten en un eje vertical largo articulado por la parte superior a un punto(spider) y por la parte inferior a un excéntrico. Este eje lleva consigo un cono triturador. Todoeste conjunto se halla ubicado dentro el cóncavo o cono fijo exterior. El conjunto, eje y conotriturador se halla suspendido del spider y puede girar libremente (85 – 150 rpm), de maneraque en su movimiento rotatorio va aprisionado a las partículas que entran a la cámara detrituración (espacio comprendido entre el cono triturador y el cóncavo) fragmentándolas

MandíbulaMóvil Volante

Biela

Pívot

MandíbulaFija Excéntrico

Riostratrasera

Riostradelantera

Garganta





11

continuamente p or compresión. La acción de esta t rituradora puede compararse con la acciónde varias trituradoras de mandíbulas colocadas en círculo. La Fig. 5 muestraesquemáticamente los tipos de trituradoras giratorias, y un corte de una de éstas maquinas semuestra en la Fig. 6. El tamaño de estas maquinas se designa por las dimensiones de lasabertura de alimentación (gape) y el diámetro de la cabeza (Head diameter), tal como puedeverse en la Fig. 7.

EL TAMAÑO DE ESTE EQUIPO SE DESIGNA POR LA DIMENSIÓN DE LAABERTURA DE ALIMENTACIÓN (FEED OPENNING-GAPE) Y EL

DIÁMETRO DE LA PARTE INFERIOR DEL CONO (HEAD DIAMETER)

El perfil vertical del cono triturador tiene forma de una campana. Todas las trituradoras t ienenun mecanismo de seguridad o p rotección, para el caso en que el material mas duro entre a lacámara de trituración y dañe alguna pieza del mismo. Este mecanismo consiste en una válvulaque sede cuando existe un sobre esfuerzo, haciendo que el conjunto eje y cono triturador

desciendan permitiendo la descarga del material duro ( generalmente herramientas o piezas dehierro). Este mismo mecanismo permite la regulación de la abertura de descarga del triturador.

ESTOS EQUIPOS TIENEN UN SISTEMA DE SEGURIDAD QUE FUNCIONACUANDO INGRESA A LA CÁMARA DE TRITURACIÓN ALGÚN MATERIAL

MUY DURO, COMO COMBOS U OTRAS HERRAMIENTAS

El tamaño de estas trituradoras puede variar desde 760 x 1400 mm a 21326 x 3300 mm, concapacidades de hasta 3000 TPH; la relación de reducción promedio es de 8:1.

4.1.3 COMPARACION DE TRITURADORAS PRIMARIAS

Para decidir si se usará un t riturador a mandíbula o uno giratorio en una determina planta, el principal factor es el tamaño máximo del material a triturarse y la capacidad requerida.

Las trituradoras giratorias generalmente se usan donde se requiere elevada capacidad. Ya queellas trituran en un ciclo completo, y son más eficientes que las chancadoras de mandíbula. En

cambio, las trituradoras de mandíbulas se usan donde la abertura de la boca de alimentaciónes mas importante que la capacidad para poder triturar partículas grandes. Una relaciónfrecuentemente usada en el diseño de plantas, es la planteada por Taggart:

“Si TPH < 161.7 (abertura-gape) entonces usar una trituradora demandíbulas caso contrario usar una trituradora giratoria”





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Fig. 5 Representación esquemática de trituradoras

Fig. 6 Sección de una trituradora Symons

Entrada de laAlimentación

Platodistribuidor dela alimentación

Anillas d e ajustedel Tazón

Manto

Cabeza

(del Cono)

Protector

de polvo

Muñón delcono

Eje principal

Alineaciónexcéntrica

Estructuraprincipal

Cuña a presiónPiñón

Contra eje

Excéntrico y engranaje

Trampa interruptor deresorte para hierro

Solera del Tazón

T azón

Chicharra de ajuste

Ingreso de la

alimentación





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A = Ancho de alimentación

B = Largo superficie de alimentación

C = Ancho de salida

D = Diámetro de cabeza

Fig. 7 Sección transversal de un triturador cónico Symons

En general, a capacidades mayores de 545 TMPH, la ventaja económica de una trituradora de

mandíbula frente a una giratoria disminuye; y por encima de 725 TMPH, la trituradora demandíbulas y a no puede competir con la giratoria.

4.2 TRITURACIÓN SECUNDARIA

El tipo de trituradora cónica mas utilizada es la Symons, la cual se fabrica en dos formas:

a. Trituradora cónica Symons Standard, normalmente utilizada en la t rituraciónsecundaria.

b. Trituradora cónica Symons de cabeza corta, utilizada en la trituración f ina oterciaria.

A





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4.2.1 TRITURADORAS GIRATORIAS.

En este caso se usan las trituradoras giratorias descritas en el punto anterior, pero de menor tamaño, a objeto de producir un tamaño adecuado de producto. Además, se caracterizan por ser menos robustas que las primarias.

4.2.2 TRITURADORAS CÓNICAS.

La trituradora cónica, es una trituradora giratoria modificada. La diferencia principal es que eleje y cono triturador no está suspendida del spider sino que esta soportada por un descansouniversal ubicado por debajo, tal como puede observarse en la Fig. 8. Además, como ya no esnecesario una gran abertura de alimentación el cono exterior ya no es abierto en la partesup erior. El ángulo entre las superficies de trituración es el mismo para ambas trituradoras,esto proporciona a las trituradoras cónicas una mayor capacidad.

4.3 TRITURACIÓN TERCIARIA

4.3.1 TRITURADORA CÓNICA

Como se indico anteriormente, para este trabajo se utiliza la trituradora cónica Symons decabeza corta, cuyas características ya han sido descritas.

4.3.2 TRITURADORA DE RODILLOS (Fig. 9)

Estas trituradoras siguen siendo utilizadas en algunas plantas, aunque en otras han sidoreemplazadas por las cónicas. El modo de operación es muy simple. Consiste en dos rodilloshorizontales los cuales giran en direcciones opuestas. El eje de una de ellas esta sujeta a unsistema de resortes que permite la ampliación de la apertura de descarga en caso de ingreso de partículas duras. La superficie de ambos rodillos esta cubierta por forros cilíndricos de acero almanganeso, para evitar el excesivo desgaste localizado. La superficie puede ser lisa paratrituración fina y corrugada o dentada para trituración gruesa.





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Fig. 8 Triturador cónico estándar

Fig. 9 Trituradora de Rodillos

Fig. 10 Formas típicas de corazas de molinos de bolas

a) Coraza cilíndrica,

b) Coraza cilíndrico cónica

c) Coraza cónica

a b c





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Fig. 11 Métodos de soporte de molinos de bolas

a) Molino de dos muñones

b) Molino de muñón y llanta

c) Molino de dos llantas

5. MOLIENDA

A diferencia de la trituración, la molienda por lo general se lo realiza cuando el material estáen una pulpa con agua. La molienda es la reducción de tamaño de las partículas relativamentegruesas dejadas por la trituración. Esta reducción debe realizarse al tamaño óptimo para el proceso de concentración, lo que involucra aspectos técnicos y económicos. Las p artes de unmolino se pueden ver en la Fig. 12

Industrialmente se utilizan diferentes tipos de molinos, por su amplia difusión en la minería boliviana, nos circunscribiremos a:

a. Molino a barras

b. Molino a bolas

5.1 MOLINO DE BARRAS.

Estos molinos tienen un casco cilíndrico cuya longitud fluctúa entre 1-1/3 a 3 veces sudiámetro. Se utilizan por lo general cuando se desea un producto grueso con muy poco delama. Fig. 13 a) y b).

LARGO DE LOS MOLINOS 1- A 3 VECES SU DIÁMETRO

a b c





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Para tener una adecuada carga de las barras, está contendrá barras de diversos diámetros,desde diámetros grandes hasta aquellas barras que se desgastaron lo suficiente como p ara ser reemplazados. Lo usual es cargar inicialmente un molino con barras de diámetrosseleccionados. La mayoría de las cargas iniciales contienen barras de 1 ½ “ a 4 “ (3,8 a 10,2cm.) de diámetro, en proporción aproximada a las cantidades estimadas de las partículas masgruesas de la alimentación.

Una alimentación gruesa o un producto grueso requieren normalmente predominancia de barras grandes. Lo inverso se aplica para alimentaciones o p roductos finos.

CARGA GRUESA REQUIERE BARRAS DE DIÁMETRO MAYOR

Por lo general las barras son reemplazadas cuando se desgastan hasta aproximadamente 1”(2.5 cm.) de diámetro, o menos, dependiendo de su aplicación, debido a que estas barras

delgadas t ienden a doblarse o ro mperse. Por este motivo rara vez se in cluyen barras menores a1 ½ “ (3.8 cm.) de diámetro en la carga inicial.

NO INCLUIR BARRAS MENORES A 1 - DE DIÁMETRO CON LA CARGAINICIAL

Para una molienda eficiente, las barras dobladas o rotas deben ser removidas periódicamente.Las barras deben ser p edidas en longitudes de 3” a 6” mas cortas que la longitud del molino.

La carga inicial de barras generalmente fluctúa 35% a 45% del volumen interior del molino.La sobrecarga provoca una molienda ineficiente e incrementa el consumo de soleras y barras.La carga promedio de barras pesará aproximadamente 6.250 kilogramos por metro cúbico ytendrá aproximadamente un 21% de vacíos entre las barras.

LA CARGA DE BARRAS SERÁ DE 6.250 KILOGRAMOS POR METROCÚBICO

Para conseguir una molienda satisfactoria, se debe utilizar barras de acero de alto contenido decarbón, que además deben ser laminadas en caliente, ser rectas y redondeadas y de duraza,tenacidad y densidad suficientemente rígidas para soportar la flexión, deben estar libres defisuras y con extremos limpios y cortados en escuadra.

El consumo de barras varia ampliamente con las características de la alimentación, lavelocidad del molino, el grado de acidez de la pulpa, la longitud de las barras y el tamaño del producto. En molienda húmeda el consumo esperado de barras varia de 0.5 a 1 kilogramo de





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acero consumido por tonelada de nueva alimentación (en promedio aproximadamente 0,5Kg/ton).

El consumo de barras y de energía es significativamente menor a velocidades mas bajas. Sinembargo, se consigue una molienda más eficiente a velocidades mas altas. Por tanto, debeoperarse tan rápido como sea necesario para obtener el producto deseado.

5.1.1 PARAMETROS DE OPERACIÓN

La densidad de pulpa varia desde aproximadamente 75% de sólidos para alimentación gruesa,hasta 60% para molienda intermedia a fina. El tiempo perdido no debe exceder a 1%, lascausas principales son el cargado de barras y el mantenimiento de las soleras.

La relación de reducción varia ampliamente desde 2 a 47, no se consideran adecuadasrelaciones de reducción mayores a 30.

ALIMENTACIÓN A LOS MOLINOS PARA CARGA GRUESA 75 % SÓLIDOSY PARA CARGA INTERMEDIA O FINA 60 %.

Los costos de operación mayores en la molienda representan el costo de energía y de soleras.El consumo de energía varia con el peso de las barras, el diámetro del molino, la velocidad derotación y el estado de las soleras.

5.2 MOLINO DE BOLAS

Estos molinos pueden ser cilíndricos o cilindro cónicos. En los cilíndricos la relación delongitud a diámetro no excede de 1,5 : 1. en los cilindros cónicos los elementos generatricesde los extremos cónicos forman ángulos de aproximadamente 60º y 30º con el eje del molino.Fig. 14 a) y b).

EN LOS MOLINOS A BOLAS LA RELACIÓN LONGITUD A DIÁMETRO NOEXCEDE DE 1,5 A 1.0

Una carga adecuada contendrá bolas de diversos tamaños, desde los tamaños grandesreemplazables, hasta aquellos tamaños descargados con el producto. Lo usual es cargar inicialmente el molino con bolas de diámetros seleccionados, calculados para obtener unacarga adecuada.





19

Una alimentación o un producto grueso requieren predominancia de bolas de gran diámetro ya la inversa, alimentación o producto fino requieren bolas más pequeñas. Cuanto mas pequeñoel tamaño del medio de molienda, mas eficiente y económica la operación de molienda, debidoa que un medio mas pequeño provee una mayor superficie de molienda. Por consiguiente, eltamaño máximo de bola debe ser solo lo suficientemente grande para quebrar la partícula masgrande presente en la alimentación. Al seleccionar el tamaño mínimo de bola, debeconsiderarse que las bolas pequeñas se desgastan más rápido.

La molienda primaria requiere por lo general una carga graduada de bolas de 4” a 2”; lamolienda secundaria de 2” a ¾”. Los circuitos de remolienda con alimentación fina permitenel uso de bolas de 1”, para una molienda más eficiente.

ALIMENTACIÓN GRUESA REQUIERE BOLAS MÁS GRANDESY POR EL CONTRARIO ALIMENTACIÓN MENOS GUESA

REQUIERE BOLAS MÁS PEQUEÑAS

La carga inicial de bolas generalmente fluctúa entre 40% a 45% del volumen interior delmolino. El volumen de la carga inicial debe ser cuidadosamente regulado, para evitar lasobrecarga, que ocasiona una molienda ineficiente y un incremento del consumo de soleras y bolas. La carga promedio de bolas pesará aproximadamente 4.500 kilogramos por metrocúbico y tendrá aproximadamente un 42% de vacíos entre las bolas.

LA CARGA INICIAL DE BO LAS EN EL MOLINO FLUCTÚA ENTRE 40 Y45% DEL VOLUMEN Y EL PESO DE LAS MISMAS DEBERÁ SER 4.500

KILOGRAMOS POR METRO CÚBICO.

Para una molienda eficiente hay que utilizar bolas de acero forjado de buena calidad, deredondez, dureza, tenacidad y densidad uniformes.

El consumo de bolas varía considerablemente con su aplicación y depende de factores talescomo la dureza del material, el tamaño de la alimentación y del producto deseado. El consumo puede variar entre 0,10 y 0,82 kilogramos por t onelada de nueva alimentación.

EL CONSUMO DE BOLAS VARÍA DE ACUERDO A LA DUREZA YTAMAÑO DEL MATERIAL, Y LA CALIDAD DEL PRODUCTO DESEADO





20

1. CILINDRO O CORAZA (EMPERNADO)

2. TAPAS DE FORMA CONICA (EMPERNADO)

3. MUÑON Y DESCANSOS

4. PIÑON

5. REVESTIMIENTO

6. SISTEMA DE ALIMENTACION

7. DESCARGA (CEDAZO)

8. CATALINA

9. FUNDAMENTOS

10. TAPA DE LA CORAZA

11. MOTOR ELECTRICO

Fig. 12 Partes de un Molino

1102

7

3

8

3

2

6

99

5

48

11





21

Fig. 13 a) Molino de barras

Fig. 13 b) Corte de un molino de barras





22

La velocidad de alimentación de los molinos de bolas se expresa como un porcentaje de lavelocidad crítica, que es alcanzado cuando la fuerza centrifuga obliga a que el material dentrodel molino, se adhiera y rote con las soleras. Esta situación evita el efecto de cascada delmedio de molienda, del cual depende una molienda efectiva Fig. 15 y 17.

Cuando se usa cuchara de alimentación, debe tenerse cuidado para mantener la velocidad del

borde del labio debajo de aproximadamente el 95% de su velocidad crítica.

5.2.1 PARAMETROS DE OPERACIÓN.

El radio de reducción fluctúa entre 2 y 340. La densidad de p ulpa varía entre 60% a 85% desólidos. Valores p or debajo de 65% de sólidos son e xcepcionales.

El tiempo perdido no debe exceder del 1%, la causa principal es el cambio de soleras.

Los ítems principales del costo son la energía eléctrica y las soleras. El consumo de energía

depende del diámetro del molino, de la carga de bolas, de la velocidad de rotación y del estadode las soleras.

Si la velocidad de operación (rotación) está entre el 75% y el 80% de la velocidad critica, la potencia requerida puede calcularse en base al peso de la carga de bolas y al diámetro delmolino, de acuerdo a las siguientes relaciones aproximadas:

10 Hp por tonelada de bolas p ara molinos con diámetro de 6 p ies.

11 Hp por tonelada de bolas p ara molinos con diámetro de 8 p ies.

12 Hp por tonelada de bolas para molinos con diámetro de 10 p ies.

Los valores de potencia pueden interpolarse o extrapolarse para otros diámetros.





23

Fig. 14 a) Molino de Bolas

Fig. 14 b) Corte de un molino de Bolas de dos compartimientos





24

Fig. 15 a) Efecto cascada

b) Molienda adecuada

Fig. 16 Tipos de Soleras

a) b)

a) b) c)

d) e) f)

a) Revestimiento liso. d) Elevador trapezoidal.b) Revestimiento en cuña. e) Revestimiento alto-bajo

c) Revestimiento ondulado. f) Elevador de perfil rectangular





25

Fig. 17 Movimiento de la carga en un molino

de tambor

a) Rebalse b) Periférico final c) Periférico central

Fig. 18 Tipos de descarga en un molino de barras

a) Rebalse b) Diafragma c) Multi compartimiento

Fig. 19 Tipos de descarga en un molino de bolas

Zona vacía

Zona de impacto

Rotación

Zona muerta

Zona de abrasión

Efecto cascada

Efecto catarata





26

Fig. 20 Estructura de soleras para

molienda primaria

a) b)

Fig. 21 Tipos de Soleras

a) Soleras para alimentación de grano grueso

b) Soleras para al imentación de grano fino



Servici o Nac ional de Geología y Técnico de Minas – SERGEOTECMIN Proyecto “Capacitación de Mineros en Escuela Minera de Chi ripujio”

Edgar B. Alcalá Cruz – Alfredo Flores Corrales – Arturo Belt rán Alfonso

1

MANUAL DE ENTRENAMIENTO EN CONCENTRACIÓNDE MINERALES

SECCIÓN III CERNIDO INDUSTRIAL

1. INTRODUCCIÓN

El cernido industrial de materiales se usa ampliamente en la industria, y los equipos usados para este fin son muchos y diferentes. En general el cernido se lleva a cabo con materialgrueso, ya que la eficiencia decrece rápidamente cuando éste es fino. Las cribas para materialfino son frágiles y caras, además tienden a bloquearse rápidamente con material retenido. Elcernido generalmente se realiza con material sobre 250 m, separación de material más fino selo realiza en la clasificación, sin embargo, el límite entre ambos métodos en la prácticadependerá de muchos factores, tales como el tipo de mineral, la capacidad de la planta, etc.La tendencia hacia la trituración fina antes de la molienda requiere también el uso de cernidoel cual recupera las partículas finas con mucha eficiencia.

Desde luego que hay un amplio rango de propósitos del cernido. Los principales objetivos delcernido en la industria minera son:

• Evitar el ingreso de material subtamaño a las trituradoras, elevando de esta manerasu capacidad y eficiencia.

• Evitar que pase material sobretamaño a la siguiente etapa, trituración secundaria omolienda, en un circuito cerrado.

• Preparar material con tamaño uniforme y cercano a las necesidades de lassiguientes etapas , como ser procesos de concentración gravimétrica.

• Lograr un producto del tamaño cercano al producto final. Esto es importante encanteras donde el tamaño del producto final es parte de lasespecificaciones de contrato.

2. PRINCIPIOS DE LA SEPARCIÓN POR TAMAÑOS

2.1 ESCALA DE CEDAZOS

La serie de los tamaños sucesivos de los cedazos usados en cualquier planta de concentración,van del grueso al fino y se denomina escala de cedazos. Para utilizar la información con

relación a los cedazos, en informes, catálogos y otros, se ha visto por conveniente adoptar unaescala estándar de cedazos. Rittinger 1 sostiene que en una escala de cedazos e l diámetro de las perforaciones en un cedazo debe tener una relación constante con el diámetro de la perforacióndel cedazo siguiente en la serie, de tal modo de hacer de la escala de cedazos una seriegeométrica. El adoptó 1,414 (=2 ) para la indicada relación y desde entonces se ha convertidola escala común de cedazos. Para la clasificación de tamaños muy cercanos la relación de

1 Text Book of Mineral Dressing – Richards and Locke –Mc Graw Hill Book Company





2

Richards o el cedazo doble de Rittinger de 1,189 (=42) es común. Los tamices de laboratorioTyler, actualmente la escala universal en la mayoría de los países, están disponibles,incluyendo los dos anteriores, pero la serie con la relación 1,414 es la más común.

Para la Agencia de Estándares de EE.UU la malla de partida es la 200 con un diámetro dealambre de 0,0021” y un diámetro de la perforación de 0,0029”. La serie Tyler y otras podemos ver en la tabla No.1

2.2 LÍMITES EN LA SEPARACIÓN POR TAMAÑOS

El primer proceso de separación por tamaños en la planta de concentración se lo realiza en la parrilla principal de la misma con el material que sale de la mina. En esta parrilla se troceanlos bolones con mineral con ayuda de combos, en minas pequeñas, o con rompedores de roca,en minas grandes. Los trozos de mineral resultantes se los deja pasar por la parrilla y los trozosde caja (ganga) se los separa y coloca a un lado de la parrilla, para luego ser transportadas alos desmontes de material estéril.

El siguiente paso en la planta es la separación del material en dos porciones, una que ingrese ala trituración primaria y otra pasa directamente a la siguiente etapa en la planta. La aperturaaproximada del cedazo corresponde a la apertura de salida de la trituración. El tamaño de las perforaciones en los cedazos más finos tienen un límite, esto debido a que el cernido encedazos muy finos se hace lenta, menos eficiente y más costosa. Debajo de cierto tamaño degrano la clasificación con agua da mejores resultados que el cernido húmedo de material fino.El límite para cernir material fino está alrededor de 2 mm.

NO HACER SEPARACIÓN MEDIANTE CEDAZOS CON MATERIAL MENOR DE 2 mm

3. RENDIMIENTO DE LOS CEDAZOS

En su forma más simple, el cedazo es una superficie que tiene una serie de aberturas de untamaño determinado. El material de diferentes tamaños, que pasa sobre esta superficie sedividirá en dos partes, el material que pasa por las aperturas y el que no pasa por ellas, deacuerdo al tamaño de las partículas. La eficiencia del cernido se determina por el grado de perfección del separado del material en fracciones que pasan por encima del cedazo oatraviesan las perforaciones y quedan debajo del cedazo. (Fig. 1 )

EÍ cernido es una operación continua a diferencia de la tamización y puede llevarse a cabo en

seco o en húmedo. S i la operación se realiza en seco, el tamaño de corte o separación puedellegar hasta aproximadamente 28 mallas Tyler, por debajo de este tamaño se tiene unasustancial disminución en la capacidad de la máquina En cambio, si la operación es enhúmedo, el tamaño de corte puede llegar hasta 50 micrones.





3

(1) U.S.A. Serie de c edazos – ASTM Especificaciones E-11-70 * Esto s cedazos corresponden a aquellos recomendados p or ISO (Organización)(2).Escala de la serie de tamices Tyler. Internacio nal de Est ándares) como un están dar int ernacion al y su nomenclatura(3)(3).Estándar de tamices Canadiense 8 – G p – 1d puede ser utilizada para reportes de análisis granulométricos de publicaciones(4)(4).Instituto Británico de Estándares, Londres BS – 410- 62 internacional es.(5) Especificaciones Estándar Francesas, AFNOR X – 11 – 501.(6) Especificaciones Estándar Alemanas DIN 418 8

. Tabla Nº1. Tabla comparativa de series estándares de tamices

U.S.A. (1) TYLER (2) CANADIENSE (3) BRITANICO (4) FRANCES (5) ALEMAN (6)

Standard AlternativoDesignación demalla Stand ard Alternativo

Apertura Nomina l

Nº Malla Nomina l

AperturaM.M. Nº Apertura

125 mm

106 mm

100 mm

90 mm

75 mm

5 “

4.24 “

4 “

3 ½ “

3 “

125 mm

106 mm

100 mm

90 mm

75 mm

5 “

4.24 “

4 “

3 ½ “

3 “

63 mm

53 mm

50 mm

45 mm

37.5 mm

2 ½ “

2.12 “

2 ”

1 ¾ “

1 ½ “

63 mm

53 mm

50 mm

45 mm

37.5 mm

2 ½ “

2.12 “

2 ”

1 ¾ “

1 ½ “31.5 mm

26.5 mm

25.0 mm

22.4 mm

19.0 mm

1 ¼ “

1.06 “

1 “

7/8 “

¾ “

1.05 “

0.883 “

0.742 “

31.5 mm

26.5 mm

25.0 mm

22.4 mm

19.0 mm

1 ¼ “

1.06 “

1 “

7/8 “

¾ “

25.0 mm

20.0 mm

16.0 mm

13.2 mm

12.5 mm

11.2 mm

5/8 “

0.530 “

½ “

7/16 “

0.624 “

0.525 “

0.441 “

16.0 mm

13.2 mm

12.5 mm

11.2 mm

5/8 “

0.530 “

½ “

7/16 “

18.0 mm

16.0 mm

12.5 mm

9.5 mm

8.0 mm

6.7 mm

6.3 mm

3/8 “

5/16 “

0.265 “

¼ “

0.371 “

2 ½

3

9.5 mm

8.0 mm

6.7 mm

6.3 mm

3/8 “

5/16 “

0.265 “

¼ “

10.0 mm

8.0 mm

6.3 mm

5.6 mm

4.75 mm

4.00 mm

3.35 mm

Nº . 3 ½

4

5

6

3 ½

4

5

6

5.6 mm

4.75 mm

4.00 mm

3.35 mm

Nº . 3 ½

4

5

6 3.35 mm 5

5.000

4.000

38

37

5.0 mm

4.0 mm

2.80 mm

2.36 mm

2.00 mm

1.70 mm

7

8

10

12

7

8

9

10

2.80 mm

2.36 mm

2.00 mm

1.70 mm

7

8

10

12

2.80 mm

2.40 mm

2.00 mm

1.68 mm

6

7

8

10

3.150

2.500

2.000

1.600

36

35

34

33

3.15 mm

2.5 mm

2.0 mm

1.6 mm

1.40 mm

1.18 mm

1.00 mm

850 µm

14

16

18

20

12

14

16

20

1.40 mm

1.18 mm

1.00 mm

850 µm

14

16

18

20

1.40 mm

1.20 mm

1.00 mm

850 µm

12

14

16

18

1.250

1.000

32

31

1.25 mm

1.0 mm

710 µm

600 µm

500 µm

25

30

35

24

28

32

710 µm

600 µm

500 µm

25

30

35

710 µm

600 µm

500 µm

22

25

30

0.800

0.630

0.500

30

29

28

800 µm

630 µm

500 µm

425 µm

355 µm

300 µm

40

45

50

35

42

48

425 µm

355 µm

300 µm

40

45

50

420 µm

355 µm

300 µm

36

44

52

0.400

0.315

27

26

400 µm

315 µm

250 µm

212 µm

180 µm

60

70

80

60

65

80

250 µm

212 µm

180 µm

60

70

80

250 µm

210 µm

180 µm

60

72

85

0.250

0.200

0.160

25

24

23

250 µm

200 µm

160 µm

150 µm

125 µm

106 µm

90µm

100

120

140

170

100

115

150

170

150 µm

125 µm

106 µm

90µm

100

120

140

170

150 µm

125 µm

105 µm

90µm

100

120

150

170

0.125

0.100

22

21

125 µm

100 µm

90 µm

75 µm

63 µm

200

230

200

250

75 µm

63 µm

200

230

75 µm

63 µm

200

240

0.80

0.063

20

19

80 µm

71 µm

63 µm

56 µm

53 µm

45 µm

38 µm

270

325

400

270

325

400

53 µm

45 µm

38 µm

270

325

400

53 µm

45 µm

300

350

0.050

0.040

18

17

50 µm

45 µm

40 µm





4

Fig. Nº 1 Cernido

4. FACTORES QUE AFECTAN LA EFICIENCIA DE CERNIDO

En el trabajo de un cedazo es necesario considerar la eficiencia de cernido paralelamente a la capac idad. S i la separación se efectúa a baja capacidad la separación será buena y contrariamente cuando se separa a alta capacidad la eficiencia será baja.

A una determinada capacidad, la eficiencia es afectada por los siguientes factores:

• Tamaño absoluto de las aperturas• Tamaño relativo de la partícula con respecto a la apertura por la cual tiene que

pasar.• El porcentaje del área de las aperturas respecto al área total de la superficie del

cedazo• La velocidad con la que la partícula choca con la superficie del cedazo.• La humedad del material que está siendo cernido.

En la práctica el principal objetivo en el diseño de un cedazo es construir un equipo que permita el paso de la mayor cantidad posible de partículas subta maño a la más altavelocidad por unidad de área del cedazo.

Una de las principales preocupaciones de l cernido es s u eficiencia. Básicamente, e ficiencia esla cantidad de material subtamaño que queda en e l producto sobretamaño.

Alimentación – Material a ser procesado

Superficie de Cribado

Cajón de alimentación

Sobre tamaño – Material(producto) que pasa sobrela superficie de cribado

Sub tamaño – Material(producto) que pasa através de la superficiede cribado





5

EFICIENCIA DE CERNIDO = CANTIDAD DE MATERIAL SUBTAMAÑO QUEQUEDA EN EL PRODUCTO SOBRETMAÑO

Un cernidor que trabaja con baja eficiencia puede causar serios problemas, entre los que podemos señalar:

v Sobrecarga en un circuito cerrado – Un cernidor operando con baja eficienciagenera más carga recirculante, una parte de material que debería pasar por elcedazo retorna al circuito, reduce el rendimiento del triturador y sobrecarga alas correas transportadoras y otros equipos auxiliares.

v Productos que no cumplen especificaciones – Un cernidor final que opera a baja eficiencia puede generar productos que no estén de acuerdo con lasespecificaciones.

Existen dos métodos comunes para calcular la eficiencia de un cernidor, uno en base al

sobretamaño como producto y otro en base al subtamaño como producto.

5. EQUIPO

Las máquinas de cernido se pueden agrupar en dos categorías:

v Cedazos estacionarios o fijos

v Cedazos dinámicos o móviles

5.1 CEDAZOS ESTACIONARIOS

Estos cedazos son aquellos cuya superficie de cernido permanece sin movimiento duranteesta operación. Entre estos tenemos a las parrillas y cedazos curvos (Fig. 2)





6

Fig. 2 Parrilla fija (Grizzly). Mina Porco (Potos í)

5.1.1 PARRILLA (GRTZZLY)

La parrilla consta esencialmente de barras de acero redondas, triangulares, rieles, etc., cuyonúmero y tamaño depende del tamaño de la parrilla, la que depende a su vez del tipo de laalimentación del material proveniente de la mina, que puede ser por medio de locomotorascon carros mineros o directamente con volquetes o palas. También la alimentación delmineral de la mina puede ser por medio de carros metaleros o carretillas, dependiendo deltamaño de la operación minera. Las parrillas tienen una inclinación entre 20° y 50°,

Las barras, de las parrillas, en las minas son generalmente rieles de 40 Ib/yd, o 60 Ib/yd., lo cualdepende de! tamaño de la operación minera. En operaciones muy pequeñas se usan parrillascon rieles de 20 Ib /yd, incluso parrillas construidas con chajllas. La separación e ntre riles estaen función del tamaño de las trituradoras primarias. Sin embargo, se puede indicar quefluctúan entre 2 cm y 30 cm.

En la figura 3 podemos observar la parrilla principal de la mina de Porco, donde los rieles de60 lbs./ yd. han sido forrados con plancha resistente a la abrasión para prolongar la vida de losrieles. Esta parrilla tiene una parte inclinada de 45º y otra parte plana, donde se acumulan los bolones estériles.

En las parrillas normalmente se trabaja en seco, sin embargo, se recomienda regar elmaterial para evitar la formación de polvo





7

Fig. 3 Parrilla (Grizzly)

4.1.2 CEDAZOS CURVOS

Este tipo de cedazos estacionarios se caracterizan por su superficie curva y se conocen lossiguientes tipos:

4.1.2.1 CEDAZOS D.S.M.

Desarrollado por la Dutch State Mines (D.S.M.), de donde recibe su nombre. La superficie decernido es curvo y está formada por barras horizontales paralelas, separadas a unadeterminada distancia (Fig. .4). La pulpa es alimentada tangencialmente desde la partesuperior de tal manera que ésta se divide en dos corrientes, una que pasa por la separaciónentre las barras y la otra que se desliza sobre la superficie del cedazo.

4.1.2.2 CEDAZOS CTS

Desarrollados por la Consolidated Tin Smelter (Fig. 5). La superficie curva es de malla dealambre tejido, que por la parte convexa tiene los llamados ·”crimps” que sirven para remover la corriente de partículas subtamaño.

4.2 CEDAZOS DINÁMICOS O MÓVILES

4.2.1 CEDAZOS ROTATORIOS

Uno de los más antiguos cedazos rotatorios es el trommel, muy difundida en la explotación deyacimientos aluviales, en dragas y plantas lavadoras. Este trommel es un cedazo cilíndricoinstalado ligeramente inclinado para facilitar el deslizamiento del material dentro el mismo(Fig. 6) y puede trabajar en húmedo o seco. El material es alimentado en la parte superior deltrommel y el material subtamaño pasa a través de las aberturas del cedazo y el materialsobretamaño sale por el otro extremo del trommel, por la parte baja. En los trommels se puedemanejar material desde 55 mm hasta 6 mm.





8

Fig. 4 Cedazo curvo (D.S.M.)

Fig. 5 Cedazo doble Bartles (C.T.S.)

Alimentación

Tobera

Superficie de la criba

Compartimiento deGruesosCompartimiento de

Finos

Alimentación

Sobre tamaño Sub tamaño

Pliegues





9

Fig. 6 Cedazo Trommel

4.2.2 CEDAZOS GIRATORIOS

Los cedazos giratorios son cilindros cerrados de 3 niveles de cedazos, la alimentación se la

realiza por la parte superior, donde se encuentra el cedazo más grueso, el material sobretamaño sale del equipo y el subtamaño pasa al s iguiente nivel y así sucesivamente Este tipo decedazos trasmiten un movimiento giratorio a todo el equipo, se usa ampliamente para materialfino hasta 40m en húmedo o seco. Sus componentes son varios cedazos montados en unarmazón el cual está sobre una tabla que descansa sobre resortes, los que a su vez están sobreuna base fija, debajo de la tabla se encuentra un motor, el cual acciona pesos superiores einferiores que imparten movimientos horizontales y verticales al conjunto (Fig. 7).

4.2.3 CEDAZOS VIBRATORIOS

Estos cedazos son los equipos más importantes en los procesos de separación en la industriaminera. Pueden procesar material entre 25 cm y 250 m. Su principal aplicación es en loscircuitos donde se necesita manipular material entre 25 cm y 5 mm.

La velocidad del flujo de material sobre el ceda zo varía, dependiendo del grado deestratificación y probabilidad.

Cuando el material es descargado sobre el cedazo, la vibración causa la estratificación(pequeñas partículas buscando su paso al piso de la cama). Esto sucede en el espacio de “a” a“b”, con la máxima estratificación en b (Fig. 8). La máxima separación se produce en elespacio “b” a “c” (cernido saturado), el punto de mayor porcentaje de probabilidad, debido al

gran porcentaje de material fino, mucho menor que el tamaño relativo de las perforaciones delcedazo. A continuación está el área de menor probabilidad, del punto “c” al “d”. En esta áreael tamaño de las partículas y el de las perforaciones son casi iguales, y la probabilidad de quelas part ículas pasen por esas perforaciones es menor. 2

2 Cryshing Handbook – ALLIS CHALMERS CORP.





10

Fig. 7 Cedazo Giratorio

El la figura Nº 8 se puede apreciar el proceso de separación en cedazo simple. Una separación perfecta del 100 % no es posible lograr pues a partir del punto c la capacidad es muy baja.Teóricamente para una separac ión del 100 % se requeriría un cedazo de largo infinito.

4.2.4 MOVIMIENTO VIBRATORIO

La vibración en un cedazo inclinado se produce por medio de movimiento circular en un planovertica l de 1,5 a 6 mm de amplitud y 700 a 1000 revoluciones por minuto (Fig. 9).

Para una eficiente calidad de separación, se necesita una óptima relación entre amplitud yfrecuencia. Es deseable que cuando el material se mueve sobre el cedazo, las partículas nocaigan en la misma apertura al mismo tiempo y que no salten varias aperturas. Para obtener esta situación, se debe tomar en cuenta:

Alimentación

Tamiz Grueso

Tamiz Med io

Tamiz Fino

Motor

Peso excéntricosuperior

Peso excéntricoinferior

Sobre tamaño

Segunda fracciónclasificada

Finos

Primera fracciónclasificada

Domo de descarga





11

v Aperturas grandes: grandes amplitudes yfrecuencias bajas

v Aperturas pequeñas: amplitudes chicas yfrecuencias altas

La vibración levanta el material produciendo estratificación y las partículas se mueven sobre lasuperficie del cedazo debido al movimiento vibratorio y a su inclinación.

En cedazos horizontales, el movimiento deberá ser capaz de mover el material sin ayuda de lagravedad. Este movimiento con una inclinación de aproximadamente 45º, con relación a lahorizontal, tiene un componente vertical que permite la estratificación y un componentehorizontal que permite la traslación y la separación al pasar e l material sobre el cedazo (Fig.10)

5. SUPERFICIE DE LOS CEDAZOS

La selección del tipo de superficie es uno de los aspectos más importantes, ya que de éstadepende del tipo de mineral a cernir, sin embargo, se puede indicar que una superficie debecumplir principalmente con los requerimientos de tamaño de corte (o de separación)y deresistencia a la abrasión y vibración.

En la práctica se utilizan tres tipos de superficies: planchas perforadas, mallas de alambretejido y barras paralelas.

Las láminas perforadas (Fig. 11) se usan para el trabajo con materiales gruesos y

normalmente están instalados en los primeros pisos de un cedazo. Su principal característica esla resistencia a la abrasión. Se fabrican perforando p lanchas de acero al carbono y en caso derequerirse gran resistencia a la abrasión y corrosión se fabrican de aceros al manganeso ocromo y aceros inoxidables. También se fabrican de materiales sintéticos, como el poliuretano,que se caracterizan por ser más durables, menos ruidosos e incluso las aberturas se obstruyencon menor frecuencia debido a su elasticidad, pero su costo inicial es elevado. La forma de lasaberturas puede ser circular, cuadrada, ovalada o rectangular.

Las mallas de alambre tejido son de menor resistencia que las planchas perforadas ygeneralmente se emplean para partículas de tamaño menor a 1,5” (Fig. 12). El material máscomún para su fabricación es el acero al carbón, en caso de existir problemas de corrosión se

emplean aceros inoxidables o galvanizados. Existen varias formas de tejido, dando lugar por ejemplo a aberturas cuadradas y rectangulares. Las mallas metálicas se instalan en loscernidores grandes divididas en secciones a objeto de cambiarlas individualmente cuandoexisten fallas, roturas y desgaste. El lugar de la alimentación suele cubrirse con pedazos degoma de correas usadas para amortiguar la caída del material sobre la malla y evitar su rápidodeterioro.

El ancho regula el espesor de la cama de partículas sobre la superficie; normalmente se acepta





12

un espesor igual a cuatro veces el tamaño de la abertura cuando la densidad aparente es de 100lb/pie3 y 2,5 á 3 veces cuando el material tiene una densidad aparente de 50 lb/pie3.

a – b Estratificación al final de la alimentación. b – c Saturación del cedazo. c – d Separación por arrastre reiterado.

Fig. 8 Estratificación y separación en un cedazo.(Relación flujo a través de cedazo vs. Longitudcedazo)

Fig. 9 Movimiento vibratorio de una partícula sobre un plano inclinado.

Plataformadel cedazo

Alimentación

a b c d

MovimientoCircular Inclinación





13

Fig. 10 Movimiento rectilíneo de una partícula.

Fig. 11 Planchas perforadas

Fig. 12 Mallas de alambre tejido.

Horizontal

Movimiento lineal





14

En cambio, el largo regula el tiempo de retención de las partículas y lo habitual es seleccionar el cedazo con una relación de largo igual a 2 ó 3 veces el ancho. La obstrucción de lasaberturas del cedazo por las partículas de mineral reduce el área abierta y disminuye lacapacidad. Cuando la forma de las partículas es tal que produce el bloqueo de las aberturas, puede ser necesario cambiar su forma por rectangulares u ovaladas.

EL ANCHO DEL CERNIDOR REGULA EL ESPESOR DE LA CAMA Y EL LARGOREGULA LA RETENCIÓN DE LAS PARTÍCULAS SOBRE EL MISMO

SI LA DENSIDAD DEL MATERIAL ES DE 100 LB/PIE3 EL ESPESOR DE LACAMA PUEDE SER 4 VECES LA APERTURA DEL CEDAZO. SI LA DENSIDAD ESDE 50 LB/PIE3 EL ESPESOR DE LA CAMA PUEDE SER DE 2,5 A 3 VECES

APERTURA CEDAZO

6. AMPLITUD Y FRECUENCIA DE VIBRACIÓN

El cernido de partículas grandes requiere amplitud grande y frecuencia baja, mientras que partículas pequeñas requieren amplitud pequeña y frecuenc ia alta. Valores prácticos deamplitud y frecuencia para diferentes tamaños, se muestran en la figura 13. Las amplitudesmenores originan bloqueos y una reducción de la capacidad así como de la eficiencia. En todaoperación debe existir una adecuada relación entre la amplitud y la frecuencia.

Fig. 13 Frecuencias y amplitudes recomendadas para eltrabajo de cernidores.

103

102

A m p l i t u d

m m .

F r e c u e n c i a r p m .

1 10 100. Diámetro de partícula mm.



Servici o Nac ional de Geología y Técnico de Minas – SERGEOTECMIN Proyecto “Capacitación de Mineros en escuela Mi nera de Chirip ujio”

Edgar B. Alcalá Cruz - Alfredo Flores Corrales – Artur o Beltrán Alfonso

1

MANUAL DE ENTRENAMIENTO EN

CONCENTRACIÓN DE MINERALES

SECCIÓN IV CLASIFICACIÓN

1. GENERALIDADES

La clasificación es la operación de separación de un material granular en dos omás productos basado en la velocidad con la que las partículas caen en el seno deun fluido. En la concentración de minerales normalmente el medio fluido es elagua. La clasificación húmeda generalmente se aplica a partículas de mineral que

son consideradas muy finas para ser separadas eficientemente por medio delcernido. Ya que la velocidad de las partículas en un medio fluido no solamentedepende de su tamaño, sino también de su peso específico y de su forma, los principios de la c lasificación son importantes en la separación de minerales por medios gravimétricos.

La clasificación es la operación de separación de un material granular en dos omás productos basado en la velocidad con la que las partículas caen en el seno deun fluido.

2. PRINCIPIOS DE LA CLASIFICACIÓN

Cuando una partícula cae libremente en el vacío, está es sometida a unaconstante aceleración y su velocidad se incrementa indefinidamente, siendoindependiente de su tamaño y densidad. Consiguientemente, un trozo de plomo yuna pluma caen exactamente con la misma velocidad.

En un medio viscoso, como el agua o el aire, hay resistencia al movimiento y elvalor se incrementa con la velocidad. Cuando se ha alcanzado el equilibrio entrela fuerza de la gravedad y las fuerzas de resistencia del fluido, el cuerpo alcanzasu velocidad terminal y después cae a una velocidad uniforme.





2

La naturaleza de la resistencia al descenso de la partícula depende de suvelocidad de descenso. A bajas velocidades es baja, debido a que la capa defluido en contacto con la partícula se mueve con está, mientras que el fluido delentorno permanece sin movimiento. Entre ambas posiciones existe una zona decorte en el fluido en toda la trayectoria de descenso de la partícula. En efecto,toda la resistencia al movimiento de la partícula se debe a las fuerzas de corte oviscosidad del fluido y por lo tanto se denomina resistencia vi scosa . A altasvelocidades la principal resistencia es causada por el desplazamiento de la partícula en el fluido, y la resistencia viscosa es relativamente pequeña; esto esconocido como resistencia turbul enta .

Los clasificadores consisten esencialmente de una columna de clasificación en lacual un fluido sube a una velocidad uniforme (Fig. 1). Las partículas

introducidas en la columna de clasificación, o suben o bajan, dependiendo de sisu velocidad terminal es mayor o menor que la velocidad de ascenso del fluido.En la columna se clasifica la carga alimentada en dos productos, un rebalse(overflow) que consiste en partículas con velocidad terminal menor que la delfluido y un underflow o producto spigot con partículas cuya velocidad terminales mayor que la del fluido.

Fig. Nº 1. Columna de clasificación

V

OVERFLOW

Partículas cuyavelocidad terminales menor o igualqueV

UNDERFLOW o

SPIGOT

Partículas cuyavelocidad terminales mayor que V

V = Velocidad del fluido (Agua)





3

3. RADIO DE ASENTAMIENTO

El radio de asentamiento se define como la razón de tamaño de dos partículasque tienen la misma velocidad terminal.

4. ASENTAMIENTO LIBRE (Fig. 2)

El asentamiento libre se refiere al asentamiento de partículas en un volumen deun fluido, el cual es mucho mayor con respecto al volumen total de las partículas(como en el asentamiento en un dique de colas), por lo tanto el volumen delconjunto de partículas es despreciable. Para pulpas bien dispersadas, predominael asentamiento libre cuando el porcentaje de sólidos en la pulpa es menor al 15

%.

5. ASENTAMIENTO RETARDADO (Fig. 2)

A medida que la cantidad de sólidos aumenta en la pulpa, las partículasinterfieren unas con otras sus movimientos de caída libre. Por esta razón elsistema empieza a comportarse como un medio pesado cuya densidad es mayor ala del líquido. A este sistema, en el que las partículas se mueven con una

velocidad ligeramente menor a su velocidad máxima debido a la interferenciaentre partículas, se denomina asentamiento retardado. La resistencia almovimiento de las partículas es mayor debido a la turbulencia creada.

Cuanto más baja sea la densidad de las partículas, más marcado será el efecto dela reducción de la densidad efectiva y mayor será la reducción de la velocidadmáxima. De forma similar, cuanto mayor es el tamaño de partícula, mayor es lareducción en la velocidad de caída a medida que la densidad de pulpa aumente.Esto es importante en el diseño del clasificador, el asentamiento retardado reduceel efecto del tamaño de partículas, mientras que aumenta el efecto de la densidad

en la clasificación.El radio de asentamiento retardado siempre es mayor que el radio deasentamiento libre. Cuanto mayor sea la densidad de pulpa, mayor será ladiferencia entre ambas razones. En la práctica los clasificadores de asentamientoretardado son usados para aumentar el efecto de la densidad en la separación,





4

mientras que los clasificadores de asentamiento libre trabajan con pulpas menosdensas para incrementar el efecto del tamaño en la separación.

Fig. Nº 2. Clasificación por: (a) Sedimentación libre,

(b) Sedimentación obstaculizada

6. TIPOS DE CLASIFICADORES

Se han diseñado y construido muchos tipos de clasificadores. Sin embargo, ellos pueden agruparse en dos clases principales dependiendo de la dirección de lacorriente del fluido:

v Clasificadores de corriente vertical (clasificadoreshidráulicos). Para asentamiento retardado.

v Clasificadores de corriente horizontal (clasificadoresmecánicos). Para asentamiento libre.

(a) (b)





5

6.1 CLASIFICADORES DE CORRIENTE VERTICAL

Estos clasificadores se caracterizan por que la separación de las partículas deacuerdo a sus tamaños se realiza en una corriente vertical de agua, la cual

arrastra a las partículas pequeñas y deja sedimentar a las grandes.

6.1.1 CLASIFICADOR DE COLUMNAS (ELUTRIADOR)

La figura 3 muestra el esquema de un clasificador (de laboratorio). Consta decolumnas de clasificación de diferente diámetro. En la primera columna, laalimentación de pulpa se efectúa por la parte superior, mientras que el agua seinyecta por la parte inferior, de modo que las partículas cuya velocidad máxima

sea igual a la velocidad del agua son arrastradas hacia el rebalse, mientras que las partículas que tienen velocidad mayor caen al fondo.

Fig. Nº 3. Esquema de un elutriador o clasificador de tamaños,

mediante sedimentación libre

Alimentación Rebalse

Aguaadicional

Fracción I Fracción II Fracción IIISólidos gruesos Sólidos menos Sólidos aun menos o pesados gruesos gruesos





6

6.1.2 CLASIFICADOR FAHRENWALD

La figura 4 muestra el esquema de un clasificador industrial. Consta de variascolumnas. La pulpa se alimenta a través de un alimentador en la parte superior del equipo del que pasa a la primera columna. El agua se inyecta a cada columna

por la parte inferior y puede ser regulada de acuerdo a requerimiento por mediode llaves de paso. El overflow (con partículas pequeñas) de la primera columna pasa a la siguiente columna mientras que las partículas grandes se descargan por los Spigots

.

Fig. Nº 4. Clasificador Fahrenwald.

6.1.3 CLASIFICADOR SPITKASTEN

La figura 5 muestra el esquema del equipo. Las columnas son cónicas y dediferente tamaño, para favorecer el efecto del asentamiento retardado.

Alimentación Tapones

R e b a l s e

Escape infer ior (Spigot)

Agua





7

6.1.4 CLASIFICADOR ONDULADO RHEAX

La figura 6 muestra el esquema del equipo. La columna tiene forma de zig zag, para mejorar la eficiencia de separación.

Fig. Nº 5. Clasificador Spitkasten

Fig. Nº 6. Clasificador ondulado Rheax.

Alimentación

Lama- 60 µm

AguaAguaAgua

Grueso Medio Fino

250 µm 150 µm 100 µm

Polvos

Arenafina

Arenagruesa

Clasificador ondulado

Rheax

Espesador horizontal

Rheax

Elutriador horizontal

Rheax





8

6.2 CLASIFICADORES DE CORRIENTE HORIZONTAL

Los clasificadores de este tipo se caracterizan por que la separación de las partículas se realiza en una corriente de agua horizontal, la cual arrastra a las

partículas finas y deja sedimentar a las grandes. Además cuentan con undispositivo mecánico para remover las partículas grandes

6.2.1 CONO DE ASENTAMIENTO

La figura 7 muestra un esquema del equipo. Al final del tubo de alimentación secrea una corriente horizontal desde el centro hacia la pared interna del cono, laque arrastra a las partículas pequeñas y deja sedimentar a las grandes, que sondescargadas por la parte inferior del cono.

Fig. Nº 7. Esquema de un cono de sedimentación.

6.2.2 CLASIFICADOR DE RASTRILLOS

En la figura 8 podemos apreciar el equipo. El equipo consta de uno o dos brazos, los cuales van limpiando la carga gruesa del tanque del equipo haciala parte superior del mismo, donde se encuentra la descarga. Una parte deltrayecto de las paletas esta fuera del nivel del agua y consiguientemente llegaal nivel de descarga con menor contenido de agua. Este equipo estáactualmente instalado en el ingenio de mina Huanuni. Una variante de este

Alimentación

RebalseRebalse

Arena





9

tipo de clasificador es el llamado Clasificador Esperanza que tiene varias paletas instaladas, unidas entre sí, y que trabajan como una correa sin fin (Fig.10). Este tipo de clasificadores se han usado ampliamente en las PlantasLavadoras del Cañadón Antequera (Estalsa).

6.2.3 CLASIFICADOR DE ESPIRAL TIPO AKINS

La figura 9 muestra un esquema del equipo. El sistema de transporte de partículas gruesas asentadas en la piscina del equipo es trasladada hasta ladescarga en la parte superior del mismo por medio de una espiral, la cualtransporta una parte de la subida en seco, lo cual permite descargar el materialcon menor porcentaje de agua. Este equipo es ampliamente usado en losingenios convencionales de nuestras minas.

Los clasificadores más importantes son los clasificadores mecánicos deespiral y de rastras.

Fig. Nº 8. Clasificador de rastrillos Duplex (Rake).

Alimentación

Rebalse

Arena

Movimientode las

Rastras

Drenaje





10

Fig. Nº 9 Clasificador mecánico de espiral (Akins).

Fig. Nº 10. Clasificador mecánico tipo Esperanza

Alimentación

Arena

Correa Movimiento

Rebalse(Finos)

Entrada de la Alimentación

Descarga (Arena)

Nivel de pulpa

Rebalse





11

7. CARACTERISTICAS DEl TRABAJO EN UN CLASIFICADOR MECÁNICO

La figura 11 muestra el esquema de un clasificador de rastras o de espiral, en

ella se puede distinguir las cuatro zonas de trabajo más importantes de estetipo de clasificadores.

Fig. Nº 11. Zonas de trabajo de un clasificador mecánico.

ZONA A: Ubicada en el fondo del estanque, es una capa estacionaria de partículas de grano grueso por debajo de los rastrillos o la espiral. Actúacomo una capa protectora, ya que absorbe las fuerzas abrasivas durante eltransporte.

ZONA B: Partículas de grano grueso que han sedimentado y serántransportadas.

ZONA C: Suspensión de partículas en agua. Zona de asentamiento retardado,de alta densidad y turbulencia.

PULPA (Del molino)

Agua

ZONA B

ZONA A

ZONA C

ZONA D

Rebalse

Arena





12

ZONA D: Corriente horizontal de pulpa desde el punto de alimentación hastael rebalse (overflow).

8. VARIABLES DE OPERACIÓN Y DE DISEÑO

a) Pendiente del tanque (variable de diseño), determina el área de la zonade sedimentación y por tanto también determina el tamaño de partículasque van hacia el overflow.

b) Altura del rebalse (variable de operación) permite regular el área de lazona de sedimentación. Un aumento de la altura, produce un aumento delárea de la piscina y una disminución del tamaño máximo de partícula en eloverflow.

c) Velocidad (variable de diseño) es importante desde el punto de vista deagitación del baño y su efecto en el tamaño de separación.

d) % sólidos del overflow (variable de operación) factor importante porquedetermina el tamaño de separación del clasificador y está en función de lacantidad de agua que se añade al circuito. Una disminución del % sólidosen el overflow disminuye el tamaño de separación, esto ocurre hasta un

valor denominado dilución critica (aproximadamente 10% sólidos) por debajo de este valor el tamaño de separación aumenta.

e) Caudal de pulpa en la alimentación (variable de operación) un aumentodel caudal aumenta la velocidad de la corriente horizontal y por tantotambién aumenta el tamaño de separación.

9. HIDROCICLONES

Es un equipo de operación continua que utiliza la fuerza centrífuga para acelerar la sedimentación de las partículas. Es uno de los equipos más importantesusados en la industria minera, y hay más de 50 tipos de hidrociclonesfabricados en el mundo.

Su principal uso en la concentración de minerales es la de clasificar, hademostrado ser un equipo eficiente para separar partículas finas. Se está usando





13

en forma ascendente en los circuitos cerrados de molienda, pero se hanencontrado otros usos, tal como deslamador y como espesador.

Un hidrociclón típico podemos ver en la figura 12, el cual consta de un recipientecónico abierto en la parte inferior, boquilla de descarga (apex) unido a unasección cilíndrica el cual tiene un ingreso de pulpa tangencial. La parte superior del cilindro es cerrada con una plancha a través de la cual pasa un tubo central, boquilla de descarga (overflow). La cañería se extiende dentro el cuerpo delciclón por medio de una sección corta y removible conocida como vortex, el cual previene un cortocircuito de la alimentación hacia el overflow.

Fig. Nº 12. Zonas de trabajo de un clasificador mecánico.

Descarga(Underflow)

Ápex

Overflow

Entrada de laalimentación Vortex





14

La presión hidrostática acelera la velocidad de la pulpa, la cual ingresa al ciclóna través de una boquilla de ingreso tangencial. Mediante el efecto deestrangulación del paso de la parte cónica inferior la pulpa rotante se separa endos flujos de pulpa, uno que cae hacia fuera y otro que sube por la parte interna.De esta manera, el material pesado o material grueso se concentra hacia las paredes del ciclón, siendo expulsado por la parte inferior (ápex) y el materialliviano o material fino, por la parte superior central del ciclón (vortex). 1

Las formas de los ciclones se diferencian según la forma de uso (Fig. 13)

Fig. Nº 13. Formas de ciclones y sus aplicaciones

v Hidrociclón con ángulo agudo: separación sólido – líquido (espesamiento,separación de material sólido), ángulo del cono 10 – 20º.

v Forma intermedia: clasificación (ángulo del cono < 20º)v Hidrociclón cilíndrico: concentración, producción de preconcentrado, etc.

1 Pequeña Minería – Técnicas y Procesos – M. Priester, T. Hentsch el, B. Benthin

Recuperación deSólidos y

espesamiento

Clasificación yfraccionamiento

Concentración





15

(ciclones CBC).

Los ciclones se usan en:

v Espesamiento de pulpas de tamaño de grano finísimo, suspensiones, etc.v Deslamev Clasificación por ejemplo, para trituración cuidadosa con preclasificación

y clasificación intermedia en circuitos de moliendav Clasificación selectiva por ejemplo., de dos materiales finos diferentes

pesos específicos (por ejemplo arena de cuarzo, caolín)v Concentración o clasificación para enriquecimiento de fracciones finas de

minerales pesados, por ejemplo en los minerales de oro, estaño,wolframita.

Entre los usos especiales podemos mencionar la concentración en medios densosen ciclones de pulpa pesada. La separación se lleva a cabo en una pulpa conmagnetita o FeSi (ferró silicio) con una densidad de pulpa controlada. El material pesado es recuperado luego de la pulpa mediante separac ión magnética. Lasmejores experiencias se realizaron con materiales pesados los que debido a suforma de grano redondeado y a su proceso de fabricación conducen a:

v

Menor viscosidad de la pulpav Mayor resistencia a la corrosiónv Menor desgaste mecánico del polvov Menor desgaste mecánico de la máquinav Menores fuerzas de adhesión a la superficie de los productos beneficiados

Con FeSi se pueden alcanzar densidades entre 2 y 2,8 kg/lt con las cuales se pueden concentrar minerales de hierro, manganeso, cromo, plomo, zinc, estaño,fluorita, barita, diamantes, grava y cascajo.

La clasificación con hidrocicolones previa a equipos de concentración comoseparadores helicoidales, mesas o buddles donde se concentra principalmentesegún la superficie del grano expuesta al flujo, conduce a procesos deconcentración con grados mucho mayores de separación que si se clasificaramediante cribas.





16

La parte de desgaste más importante del ciclón es la boquilla inferior de descarga(ápex), por la cual atraviesa la fracción gruesa con una presión relativamentealta. Para una prolongación del tiempo de vida del ciclón se usan las siguientes boquillas de descarga:

v Revestimiento de porcelana durav Boquillas cambiables de material resistente al desgaste (goma,

poliuretano, porcelana dura.v Boquillas de goma regulables neumáticas.v Boquillas de goma regulables manualmente

9.1 APLICACIÓN DEL HIDROCICLÓN

Este equipo es adecuado para la aplicación en las cooperativas o minería chica.

Puede usarse para el deslame, la clasificación y la concentración. En situacionesdonde no hay fuerza motriz, se puede emplear un desnivel entre 3 – 10 m. Estosequipos son relativamente fáciles de construir.



Servici o Nacional de Geología y Técnico de Minas - SERGEOTECMIN Proyecto “Capacitación de Mineros en Escuela Minera de Chi ripujio”


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SECCIÓN V CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA

1. GENERALIDADES

Los métodos de separación gravimétrica se usan para tratar una gran variedad de minerales,que varían desde los sulfuros pesados como la galena (peso específico 7,5) hasta el carbón

(p.e. 1,3), y tamaños de partículas en algunos casos por debajo de 50 m.

Este método declinó en importancia en la primera mitad del siglo pasado debido al desarrollo

de los procesos de flotación, los cuales posibilitaron la concentración selectiva de complejosde baja ley, tal el caso de minerales como los de Bolívar, Porco, etc. Sin embargo, éste se

mantuvo como el principal método de concentración de minerales de hierro, tungsteno yestaño. Aunque se han desarrollado técnicas de flotación para la casiterita en las últimasdécadas. Sin embargo, alrededor del 85 % del estaño en el mundo se lo produce por medios

gravimétricos. Los métodos gravimétricos son preferidos, pues los costos de operación sonmenores. Los minerales que pueden ser liberados en tamaños sobre el rango normal requerido

para la flotación pueden ser concentrados en forma más económica por métodosgravimétricos.

En años recientes, muchas empresas han reevaluado el sistema gravimétrico debido alincremento en los costos de los reactivos usados en la flotación, la relativa sencillez de los

procesos gravimétricos, y el hecho de que comparativamente éste produce menos polución.Técnicas Modernas en gravimetría han demostrado ser eficientes para partículas de mineral enel rango de 50 – 10 m y asociadas a tecnologías mejoradas de bombeo e instrumentación, han

sido implementadas en plantas de gran capacidad. En muchos casos una alta proporción de losminerales de un cuerpo mineralizado pueden ser pre concentrados a un menor costo y más

ecológicamente; las cantidades de reactivos y diesel pueden ser disminuidos notablementecuando los métodos más caros son procesados mediante métodos gravimétricos.

La separación gravimétrica de material grueso tan pronto se alcanzó la liberación puede tener significativas ventajas para su tratamiento en etapas siguientes, debido a la disminución del

área, mejor desagüe, y la ausencia de químicos adheridos que pueden dificultar procesos

posteriores.





2

2. PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA

La separación gravimétrica es tan antigua como el tiempo. Diferencias de temperatura han

quebrado grandes masas de roca y el viento y el agua han actuado sobre ellos como medios detransporte y separación, transportando el material quebrado a zonas más bajas. Las partículas

más pesadas por densidad o tamaño se han ido depositando primero en fosas y huecosnaturales. Las partículas más livianas por peso específico o tamaño han sido transportadas adistancias más alejadas de su origen y depositadas en zonas planas. Acumulaciones de

minerales pesados como el oro, platino, casiterita, magnetita, ilmenita y diamantes, formadasde esta manera se denominan placeres o yacimiento secundarios. Tal el caso de los

yacimientos de oro de Tipuani, Teoponte y de casiterita del cañadón Antequera en Oruro y delrío de Tarapaya en Potosí.

Las plantas de concentración gravimétrica tienen dos propósitos:

Un ejemplo del primer caso es la clasificación de la descarga de un molino a bolas para tener

un producto final y del segundo caso la separación por medio de líquidos pesados dediferentes minerales. En una planta de concentración los medios de separación pueden ser aire,

agua o líquidos pesados como la solución concentrada de CaCl2, ferro silicio (FeSi), etc.

La concentración gravimétrica separa minerales de diferentes densidades debido a unmovimiento relativo debido a la gravedad y otras fuerzas, como la que ofrece al movimientode un cuerpo un fluido viscoso, como el agua, aire, etc.

Para una separación efectiva es esencial que exista una marcada diferencia de densidades entreel mineral y la caja. Una idea del tipo de separación posible puede obtenerse de la relación:

Dh - Df

Dl - Df

Donde Dh es el peso específico del mineral pesado, Dl es el peso específico del mineralliviano, y Df es el peso específico del medio fluido.

En términos generales, cuando el cociente es mayor que 2,5, ya sea positivo o negativo, la

separación gravimétrica es fácil. Cuando este valor va decreciendo, la eficiencia de laseparación también decrece, y por debajo de 1,25 la separación gravimétrica ya no es factibleeconómicamente.1

1 Mineral ProcessingTechnology – B.A. W illis, BSc, PhD, CEng, MIMM

v Separación de acuerdo a una clasificación por tamaños,minerales de la misma densidad (clasificación)

v Separación de acuerdo a diferentes densidades de minerales deaproximadamente el mismo rango de tamaño (concentración)





3

El movimiento de una partícula en un fluido no depende solamente de su peso específico, sinotambién de su tamaño; partículas grandes son más afectadas que las partículas pequeñas. Laeficiencia del proceso consiguientemente se incrementa con el tamaño de las partículas.

Partículas que son muy pequeñas y su movimiento está dominado principalmente por lafricción superficial responden deficientemente a este método de separación. En la práctica, un

control estricto del tamaño de la alimentación es importante para reducir el efecto del tamañoy hacer que el movimiento relativo sea más dependiente de la gravedad.

3. SEPARADORES GRAVIMÉTRICOS

Muchas Máquinas han sido diseñadas y construidas en el pasado para la separación por gravedad. Muchas de esas técnicas son ahora obsoletas en pa íses avanzados, sin embargo ennuestro país seguimos usando muchas de ellas por las condiciones económicas de la minería

en general y de la cooperativizada y chica en particular.

Una clasificación de los separadores por gravedad más comúnmente usados, basados en el

tamaño de las partículas de la alimentación, se puede ver en la figura 1.

La separación por medios pesados (HMS) es ampliamente usada para pre-concentrar materialtriturado antes de ingresar a la molienda, como el que fue usado en la planta de

preconcentración de mina Caracoles y en Kellhuani.

Para tener una operación de separación por gravedad eficiente es importante preparar

cuidadosamente la alimentación. La molienda es particularmente importante para lograr quelas partículas sean lo más gruesas posible con una adecuada liberación; una remolienda de las

segundas es necesaria en la mayoría de las operaciones. La molienda primaria se la realiza, encircuito cerrado, con molinos a barras, pero si se requiere molienda más fina se usa un molino

a bolas en circuito cerrado, con cernidor o hidrociclón con el objeto de reducir la sobremolienda.

PARA TENER UNA OPERACIÓN GRAVIMÉTRICA EFICENTE ESIMPORTSANTE PREPARAR LA ALIMENTACIÓN ADECUADAMENTE.

Los separadores por gravedad son muy sensibles a la presencia de lamas, lo cual incrementa laviscosidad de la pulpa y por tanto reduce la claridad de separación y el punto de corte.

La alimentación a jigs, conos, y espirales debe ser, en lo posible, cernido antes de realizar la

separación, cada fracción debe ser tratada separadamente. Para la separación en mesas

concentradoras es importante que ésta este precedido de una buena clasificación hidráulica.





4

Fig. Nº 1.Rango efectivo de aplicación de técnicas convencionales

para el procesamiento de minerales

LA ALIMENTACIÓN ANTES DE INGRESAR A LOS EQUIPOSGRAVIMÉTRICOS DEBE SER ADECUADAMENTE CLASIFICADA

Aunque la mayor parte de las pulpas son trasportadas con ayuda de bombas centrífugas ycañerías, donde sea posible se debe aprovechar el flujo natural por gravedad; muchos de los

antiguos ingenios, como el de Molinos en Caracoles o el de Hornuni en Colquiri, estánconstruidos en las laderas de los cerros, justamente para aprovechar el flujo de las pulpas por

gravedad. Reducir al mínimo el bombeo de pulpas no solamente reduce el consumo deenergía, sino que reduce también la producción de lamas en el circuito.

LOS PROCESOS GRAVIMÉTRICOS SON MUY SENSIBLES A LAPRESENCIA DE LAMAS. CONSIGUIENTEMENTE SE DEBE EVITAR EN

LO POSIBLE LA GENERACIÓN DE FINOS (LAMAS)

Uno de los aspectos más importantes en las operaciones de separación por gravedad es elcorrecto balance de agua en la planta. Casi todos los concentradores por gravedad tienen una

densidad de pulpa adecuada, una desviación de esta densidad causa una rápida declinación dela eficiencia. Consiguientemente, un buen control de la densidad de la pulpa es muy

importante. En algunas empresas grandes este control es automático, tal el caso de losingenios de COMSUR, en Porco, Colquiri, Bolívar, etc.

Tamaño de p artícula de la alimentación

-Clasificación en cribas (húmedo)-Clasificación de corriente-Hidrociclones

-Tambores SAF-Ciclones SAF-Jigs-Mesas (hidráulicas)

-Espirales-Conos-Canaletas hidráulicas-Mesas de vuelco

-Mesas Mozley-Separación magnética mojada BI-Separación magnética mojada AI-Separación magnética con matriz

-Flotación de aglomeración-Flotación de espuma-Clasificación en cribas (seca)

-Ciclones neumáticos-Mesas neumáticas-Separadores magnéticos secos BI-Separadores magnéticos secos AI

-Concentración electrostática

-Concentración electrodinámica





5

El control de la densidad de pulpa puede ser hecho con el uso de los conos espesadores que preceden al proceso de separación por gravedad. Estos espesan la pulpa, pero el rebalse(overflow) con frecuencia contiene sólidos, y puede ser dirigido a una fosa o espesador. Para

un incremento substancial en la densidad de la pulpa se pueden usar hidrociclones oespesadores. Los últimos son los más caros.

El concentrado final del proceso de separación por gravimetría necesita a veces una limpieza por medio de magnetos, lixiviación, u otro método para limpiar contaminantes.

4. JIGS

4.1 ASPECTOS GENERALES

La separación por medio de jigs es uno de los métodos de concentración gravimétrica más

antigua. El jig es normalmente usado para concentrar material relativamente grueso y, si elmaterial de alimentación es relativamente uniforme, entre 3 – 10 mm, no es difícil lograr una

buena separación de minerales con un rango de pesos específicos estrecho en la alimentación(por ejemplo fluorita, p.e. 3,2, del cuarzo, p.e. 2.7) y si la diferencia de pesos específicos esmayor la separación será mejor.

Muchos circuitos grandes de jigs siguen trabajando en operaciones de carbón, casiterita,tungsteno, oro, baritina y hierro. Como ejemplo podemos mencionar el uso de jig tipo Pan-

american en las dragas de Teoponte (South American Placers), los jigs tipo Yuba en la dragade Estalsa en el cañadón Antequera. Actualmente estas dragas están paradas.

En los jigs la separación de minerales de diferentes pesos específicos se logra en una cama, lacual recibe un flujo de agua por pulsación de tal manera que en ella se forman estratos de

mineral. El objetivo de la pulsación es aflojar el material de la cama de tal manera que las partículas grandes y de mayor peso específico caigan primero hasta el cedazo y puedan pasar

por sus perforaciones los de menor tamaño que ellas y los de mayor tamaño se queden sobre elmismo formando parte de la cama.

Debido al golpe (strocke) la cama se levanta normalmente en masa, luego tan pronto comienzala succión ésta tiende a aflojarse, las partículas de la parte inferior caen primero mientras lacama completa este suelta. Al final de la succión del golpe la cama se cierra nuevamente y

esto se repite para cada golpe, la frecuencia normalmente varía entre 55 – 330 golpes por minuto. Las partículas finas tienden a pasar por los intersticios de las partículas grandes que se

han estabilizado sobre el cedazo. El movimiento pulsante puede obtenerse usando un jig decedazo fijo, y pulsar el agua, o empleando un cedazo móvil, como en los jigs manuales omaritates (Fig. 2). El agua puede pulsarse de diferentes maneras, as í en los jigs tipo Yuba,

usados en las dragas, el agua se mueve gracias a un mecanismo que trasmite un movimientohorizontal a un diafragma de goma, una situación simular se presenta en los jigs tipo Pan-

American, usadas también en dragas (Fig. 3)

El largo del golpe en los jigs tipo Pan-American puede ajustarse entre ¼” y 1-½”. Para cada

operación en particular el largo del golpe debe determinarse empíricamente. En general se puede indicar que para alimentación gruesa y pesada el golpe tiene que ser largo. La velocidad





6

de los golpes varía de 50 a 60 golpes por minuto en carbón y unos 380 golpes por minuto enoro. Se ha visto que es apropiada una velocidad de 125 rpm para estaño.

Fig. Nº 2. Jig manual

Fig. Nº 3 . Jig hidráu lico pulsante (Pan American Pulsador)

a) Maquina hidráulica, b) Pulsador

1) Cajón de asentamiento, 2) Embudo, 3) Pulsador

4) Conducto de agua, 5) Resorte, 6) Membrana

7) Válvula, 8) Dispo sitivo de asentamiento,

9) Ext racción de concentrado

Movimientodel cajón de

mineralCajón de

mineral

Agua

Partículas

pesadas

Cedazo del

Jig

Partículas

livianas

1

9

5

4

8

5

6

7

a) b)





7

4.2 TIPOS DE JISGS

Un jig consta de un tanque abierto lleno de agua, con un cedazo horizontal en la parte

superior, y provisto de un grifo en la parte inferior del cajón (hutch), para remover elconcentrado (Fig. 4). La cama consiste de capas de material grueso, partículas pesadas, o cama

artificial (granalla), colocada sobre el cedazo y sobre el cual escurre la pulpa. La alimentacióncruza la cama y la separación se realiza en ella de tal manera que los granos con pesoespecífico alto penetran a través de la cama y el cedazo y se depositan en el cajón como

concentrado, mientras que los granos livianos son arrastrados por la corriente de agua hacialas colas.

4.2.1 JIG DE HARZ

Uno de los jigs más antiguos es el jig de Harz (Fig. 5), en el cual un embolo se mueve

verticalmente arriba y abajo en un compartimiento separado. Tiene hasta cuatrocompartimientos en serie. Un concentrado de alta ley se concentra en el primer compartimiento, concentrados de menor ley se van produciendo sucesivamente en los otros

compartimientos, el último compartimiento descarta un rebalse (overflow) a las colas.

Fig. Nº 4. Construcción básica de un jig.

Alimentación

Rebalse

de colas

Cedazo del jig

Agua

Cajón de j ig

Descarga delconcentrado

(Spigot)

Agua





8

Fig. Nº 5 . Jig Harz

4.2.2 JIG DENVER

El jig Denver se usa ampliamente, especialmente para separar minerales pesados en loscircuitos de molienda cerrados, para evitar la sobre molienda. La válvula rotativa para el

suministro de agua puede ser regulada para abrir en el lugar del ciclo deseado, la

sincronización entre la válvula y el émbolo se logra por medio de una correa en “V” de goma.Mediante un apropiado ajuste de la válvula, cualquier variación deseada puede ser alcanzada,

desde la completa neutralización de l golpe de succión con agua hasta un balance completoentre succión y pulsación (Fig. 6).

5. CANALETAS

5.1 CANALETAS EN FORMA DE ABANICO

Canaletas de muchos tipos han sido usadas desde hace siglos para la separación de minerales

pesados. En su forma más simple, es una canaleta inclinada de cerca de 1 m de largo, que seva estrechando desde 200 mm de ancho en la parte de ingreso de la carga hasta 25 mm en la parte de la descarga (Fig. 7). La pulpa con 50 a 65% de sólidos entra suavemente y se va

estratificando al bajar por la canaleta, en la descarga el estrato se separa por medio decanaletas separadoras.

Ingreso

de agua

Alimentación

Producto

liviano

SECCION

LONGITUDINALSECCION

TRANSVERSAL

Producto

pesado

EmboloCedazo Cajón





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Fig. Nº 6 . Jig Denver

Concentrado

Llave de paso del

cajón

Llave de

paso del

cajón

Concentrado

Golpe

abajo

Golpe

arriba

Válvula

cerrada

Válvula

abierta

Válvula cerradaEl agua no ingresa

Válvula abierta

El agua ingresa alcajón del jig

El diafragmase desplaza

hacia abajo

Cama del jig

abierta

El diafragma

se desplaza

hacia abajo

Asentamiento

retardado de la cama





10

Fig. Nº 7. Canaleta de abanico.

5.2 CANALETA PARA CONCENTRACIÓN

Son canaletas corrientes, champa lavador, canalón prefabricado, mesas rayadas, canoa. La

inclinación de la canaleta según la forma de operación y tamaño de grano de la alimentación: 2 – 8º para preconcentración de alimentación de minerales pesados; alrededor de 14,8º para post

lavado de concentrados clasificados con estrecho rango de tamaño de grano en ritmo detrabajo intermitente en Bolivia. Las canaletas pueden ser de 2 m de largo por 0,5 m de ancho por 0.5 m de profundidad. En Tailandia pueden ser más largas. Los champa lavadores son

canaletas con piso de plantas de bofedales y que aumentan la capacidad de adhesión en el piso.También se usan las trancas en las canaletas, las cuales tienen diferentes secciones y cambian

la velocidad del flujo de la pulpa, las partes livianas pasan y las partes pesadas se depositantras las trancas y de esta manera se logra la concentración.

Los diferentes tipos de trancas podemos apreciar en la figura Nº 8. Las canaletas pueden ser también simples quebradas en el mismo yacimiento por el que circula agua y e l operador se

encarga de remover la carga logrando lavar la misma y concentrar la. En el cerro de Potosí es

una práctica frecuente.

Sección longitudinal

Vista de planta

Cortadores

15º





11

Fig. Nº 8. Tipos de rifles de las cana letas.

6. CONOS

El cono Reichert (Fig. 9), es un dispositivo de concentración por gravedad en húmedodiseñado para instalaciones de gran capacidad. Su principio de operación es e l mismo que el

de las canaletas descritas anteriormente, pero el flujo no está restringida o influenciada por las paredes laterales.

Una unidad industrial consta de varios conos instalados uno sobre otro que conducen a unamejor recuperación. Estos conos se fabrican en fibra vidrio y vienen en estructuras de 6 m de

alto. Los conos tienen un diámetro de 2 m y no se mueven. Un corte transversal del conoReichert podemos ver en la figura Nº 10.

Rifles cuadrados

Rifles redondostransversales

Rifles redondoslongitudinales

Trampas de piedra





12

Fig. Nº 9. Cono Reichert

Fig. Nº 10. Corte transversal del cono Reitcher

Alimentación

Distribuidor

Base ada tadora universal

Cono doble

Cono simple

Inserto pre calibrado

Bandeja de concentración

Anillo de recolección

del concentrado

ensanchador colas

Tubo de colas

colas

Colas concentrado colas





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7. ESPIRALES

Los concentradores a espiral han encontrado muchas aplicaciones. Actualmente se está usando

en el ingenio de Huanuni con buenos resultados.

Los concentradores a espiral Humphreys se usa desde 1943. Tiene una forma semicircular. La pulpa debe ingresar con un 15 a 45% de sólidos y un tamaño entre 3 mm y 75 m en la partesuperior del equipo (Fig. 11). En la figura Nº 12 podemos ver un corte de este equipo.

Fig. Nº 11. Concentrador a Espiral Humphreys.





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Fig. Nº 12. Sección transversal de una Espiral.

8. MESAS CONCENTRADORAS

Cuando una película de agua fluye sobre una superficie plana inclinada el agua pegada a lasuperficie es frenada por la fricción del agua absorbida por la superficie; la velocidad seincrementa hacia la superficie libre del agua. Si se introducen partículas de mineral en la

película, las partículas pequeñas no se moverán tan rápido como las más grandes, ya que ellosse sumergirán en la porción de la capa de agua que se mueve lentamente. Partículas de mayor

peso específico se moverán más lentamente que las partículas livianas, de esta manera se produce un movimiento lateral de estas partículas (Fig. 13).

Fig. Nº 13. Movimiento en un flujo laminar.

Dirección del Flu o

Su erficie sólida

Incremento

de lavelocidaddel agua

Partículas de alta densidad

Particulasde baja densidad





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La separación en flujo laminar efectivamente separa partículas livianas y gruesas de las partículas pequeñas y densas.

La separación en flujo laminar de agua es usada ampliamente en las mesas concentradoras, lascuales son quizás los equipos más eficientes de la concentración gravimétrica, siendo usadas

ampliamente para tratar partículas pequeñas en pulpas d ifíciles, y para producir concentradosfinales de los productos de otros sistemas de concentración gravimétrica.

La mesa es una superficie plana ligeramente inclinada A (Fig. 14) a la cual llega la pulpa conun 25 % de sólidos en peso por medio de un cajón alimentador y es distribuida a lo largo de C;

el agua de limpieza es suministrada a lo largo de la canaleta D. La mesa vibralongitudinalmente, por medio del mecanismo B, usando una carrera adelante lento y unretorno rápido, e l cua l hace que las partículas de mineral se arrastre lentamente a lo largo de la

mesa y paralela a la dirección de su movimiento.

Fig. Nº 14 Mesa vibradora.

De esta manera los minerales están sujetos a dos fuerzas, aquella debido al movimiento de la

mesa y la otra, perpendicular a aquella, debido al movimiento de la capa de agua. El efectoneto es que las partículas de mineral se mueven diagonalmente a través del tablero desde la

descarga de la alimentación y, como el efecto del flujo de la capa de agua depende del tamaño

y densidad de las partículas, ellos se abanican sobre la mesa, las más pequeñas, y densas setrasladan al extremo de la canaleta de concentrados, mientras que las partículas grandes y

livianas son lavadas hacia las canaletas de colas. La figura Nº 15 nos muestra un diagramaidealizado de la distribución de los productos. Un separador móvil es necesario en la recepción

de los concentrados para poder separar los concentrados de alta ley de los mixtos. Aunqueciertamente la concentración en una película de agua requiere una sola capa de alimentación,en la práctica se introducen varias capas del material a concentrarse, permitiendo concentrar

más tonelaje. Debido al movimiento vibratorio de la mesa se forman estratos verticales detrás





16

de los rifles (Fig. 16), los cuales están generalmente colocados paralelamente al eje largo de lamesa. Capas de partículas se mueven a través de los rifles por la acción de arrastre de laalimentación nueva y por el flujo de la película del agua de limpieza. La concentración final se

lleva a efecto en la parte final de la mesa sin rifles, donde la capa de material tiene una profundidad de una o dos partículas.

Muchos factores influyen en la concentración en una mesa, como la forma de la partícula y eltipo de tablero. Partículas planas, como la mica, livianas, no cruzan fácilmente a través de la

mesa con la película de agua, este tipo de partículas se adhieren al tablero y son trasladadas allado de los concentrados.

Los tableros de las mesas generalmente son construidos en madera, forrados con materialesresistentes a la fricción, tales como linóleo, goma, y plásticos.

Fig. Nº 15. Distribución de los productos de una mesa

Alimentación

Agua de lavado

Minerales de baja densidadMedios

Minerales de alta densidad





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Fig. Nº 16. Estratificación vertical entre rifles

También se usan tableros hechos de fibra de vidrio los cuales son más caros pero sonextremadamente resistentes a l desgaste. Los r ifles en estas mesas son parte de la moldura.

El tamaño de las partículas juega un papel importante para la separación en las mesas; tan pronto el tamaño de éstas aumenta, la eficiencia de separación decrece. Si la alimentación auna mesa tiene un amplio rango de tamaños, algunos tamaños serán limpiadosineficientemente.

Ya que las mesas separan partículas gruesas livianas de las finas y densas, es una prácticacomún clasificar la alimentación, ya que los clasificadores ponen tales partículas en un mismo

producto en base a un mismo rango de sedimentación (Fig. 17).

Fig. Nº 17. F lujograma típico de mesas concentradoras

Agua

Rifle

Plataforma





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SECCIÓN VI FLOTACIÓN

1. INTRODUCCIÓN

La flotación es hoy el método más importante de concentración mecánica. Patentado en 1906,ha permitido la explotación de yacimientos complejos y de bajo contenido, los cuales habríansido dejados como marginales s in la ayuda de la flotación.

En su forma más simple, es un proceso de gravedad modificado en el que el mineral metálicofinamente triturado se mezcla con un líquido. El metal o compuesto metálico suele flotar,mientras que la ganga se va al fondo. En algunos casos ocurre lo contrario. En la mayoría delos procesos de flotación modernos se emplean aceites u otros agentes tenso activos paraayudar a flotar al metal o a la ganga. Esto permite que floten en agua sustancias de cierto peso.En uno de los procesos que utilizan este método se mezcla con agua un mineral finamentetriturado que contiene sulfuro de cobre, al que se le añaden pequeñas cantidades de aceite,ácido y otros reactivos de flotación. Cuando se insufla aire en esta mezcla se forma unaespuma en la superficie, que se mezcla con el sulfuro pero no con la ganga. Esta última se vaal fondo, y el sulfuro se recoge de la espuma. El proceso de flotación ha permitido explotar muchos depósitos minerales de baja concentración, e incluso residuos de plantas de procesado

que utilizan técnicas menos eficientes. En algunos casos, la llamada flotación diferencial permite concentrar mediante un único proceso diversos compuestos metálicos a partir de unmineral complejo.

2. PRINCIPIOS DE LA FLOTACIÓN

La flotación es un proceso físico-químico de separación de minerales o compuestos finamentemolidos, basados en las propiedades superficiales de los minerales (mojabilidad), que hace queun mineral o varios se queden en una fase o pasen a otra. Las propiedades superficiales pueden ser modificadas a voluntad con ayuda de react ivos.

El proceso de flotación se basa en las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas de los minerales.Se trata fundamentalmente de un fenómeno de comportamiento de sólidos frente al agua(Fig. 1).

Los metales nativos, sulfuros o especies como el grafito, carbón bituminoso, talco y otros son poco mojables por el agua y se llaman minerales hoidrofóbicos. Por otra parte, los sulfatos,carbonatos, fosfatos, etc. Son hidrofílicos o sea mojables por el agua.





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Fig. Nº 1.Propiedad hidrfílica e hidrofóbica de los minerales

3. TIPOS DE FLOTACIÓN

Los tipos de flotación en orden cronológico son:

a) FLOTACIÓN NO SELECTIVA DE ACEITE (BULK OIL FLOTATION)

Esta técnica desarrollada en 1860, consist ía en mezclar la mena molida con aceite y posteriormente con agua, de tal manera que las partículas del mineral sulfuroso, por sus propiedades superficiales hidrófobas, quedaban retenidas en la fase aceitosa yaquellas partículas que se mojaban en el agua se quedaban en la fase acuosa, de modoque al final del proceso, flotaba una capa de aceite sobre la pulpa, la cual contenía las partículas de mineral sulfuroso que eran separados por decantación y se separaba delaceite por filtración.

b) FLOTACIÓN DE PELÍCULA (FILM OR SKIN FLOTATION)

En esta técnica, el mineral finamente molido era esparcido cuidadosamente sobre lasuperficie libre del agua, de modo que las partículas de sulfuro, que se caracterizan por

tener propiedades hidrófobas, sobrenadaban en la superficie del agua, formando unadelgada película que era removida por medio de algún mecanismo; en cambio laganga se mojaba y sedimentaba en el fondo del recipiente de agua.

Las dos técnicas anotadas anteriormente no tuvieron éxito en su aplicación en laindustria por lo que en la actualidad ya no se las usa.

AguaAgua

Mineralhidrofóbico

Mineralhidrofílico





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c) FLOTACIÓN DE ESPUMA

Con la flotación de espuma la separación se la realiza gracias a la adhesión selectiva de partículas hidrófobas a pequeñas burbujas de gas (aire) que son inyectadas al interior de la pulpa. El conjunto partícula-burbuja asciende a la superficie formando una

espuma mineralizada, la cual es removida por medio de paletas giratorias osimplemente por rebalse. Las propiedades superficiales de las partículas y lascaracterísticas de l medio pueden ser reguladas con ayuda de reactivos.

d) FLOTACIÓN DE IONES

Con ayuda de reactivos de flotación se precipitan los iones y luego éstos son flotadoscomo en el caso de la flotación de espuma.

3.1 FLOTACIÓN DE ESPUMA

Este tipo de flotación es el que ha sobrevivido y es la técnica que más se emplea en laconcentración de minerales.

Como ya mencionamos la flotación de espuma se basa en la repelencia natural o inducida delos minerales al agua (hidrofobicidad).

El principio de funcionamiento de un equipo de flotación podemos observar en la figura Nº 2y esencialmente consta de mecanismos de inyección de burbujas de aire y de mantenimientoen suspensión de las partículas. El volumen de las celdas varía desde 2 a 3000 pies cúbicos eincluso más grandes.

El tiempo de flotación es el tiempo promedio de retención de las partículas e n la celda. Es eltiempo suficiente para que las partículas hidrófobas se adhieran a las burbujas de aire y flotena la superficie. Este tiempo puede variar desde algunos segundos hasta varios minutos.

El porcentaj e de sólidos en peso es también muy importante y éste puede estar entre 15 y 40 %.

El tamaño de las partículas depende del grado de liberación. En la práctica este tamaño fluctúaentre 65 mallas Tyler hasta aproximadamente 10 micrones. Sin embargo, en el caso dealgunos minerales no metálicos, como el carbón, fosfatos, potasa, etc., la flotación se puedellevar a cabo desde -28 # Tyler.





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Fig. Nº 2. Princ ipio de la f lotación de espu ma

3.1.1 PRINCIPALES REACTIVOS USADOS EN LA FLOTACIÓN DE ESPUMA

COLECTOR

Compuesto orgánico heteropolar que se absorbe selectivamente sobre la superficie delas partículas, haciendo que estas se vuelvan hidrófobas (aerófilas). Ejemplo: xantatosque se utilizan en la flotación de sulfuros.

Los colectores usados con mayor frecuencia son los xantatos y los aerofloats. Sin loscolectores los sulfuros no podrían pegarse a las burbujas y éstas subirían a la superficiesin los minerales y los sulfuros valiosos se irían a las colas.

Una cantidad excesiva de colector haría que flotarán incluso los materiales no deseados(piritas y rocas) o los sulfuros que deberían flotar en circuitos siguientes. Así por ejemplo, en el caso de la flotación de minerales de plomo-zinc-pirita, en el circuito de plomo se mantiene depr imido el zinc, para flotarlo posteriormente en su respectivocircuito; pero un exceso de colector podría hacer flotar el zinc junto con el plomo. Unacosa similar sucedería en el circuito de zinc con un exceso de colector, haciendo flotar la pirita que se encuentra deprimida por el e fecto de la cal adicionada.

ACTIVADOR

Compuesto inorgánico que modifica selectivamente la superficie de las partículas para permitir que el colector se absorba sobre éstas. Ejemplo: sulfato de cobre, que se utilizaen la activación de algunos sulfuros, como la antimonita.





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DEPRESOR

Generalmente es un compuesto inorgánico que modifica la superficie de las partículasvolviéndolas hidrófilas o inhibe la absorción del colector. Ejemplo: sulfato de zinc,usado en la depresión de esfalerita.

REGULADOR DE pH

El pH indica el grado de acidez o de alcalinidad de la pulpa. El pH 7 es neutro (nialcalino ni ácido) y corresponde al agua pura. De 0 a 6 es ácido y de 8 a 14 es alcalino.El pH se mide con un aparato llamado potenciómetro o con un papel tornasol.

Cada sulfuro tiene su propio pH de flotación, donde puede flotar mejor. Esta propiedadvaría según el mineral y su procedencia.

Los reguladores de pH tienen la misión de dar a cada pulpa el pH más adecuado parauna flotación óptima.

La cal es un reactivo apropiado para regular e l pH, pues deprime las gangas y precipitalas sales disueltas en el agua. La cal se puede alimentar a la entrada del molino a bolas.

Es importante usar dosificadores automáticos para estar seguros de la cantidad dereactivo dosificado a las pulpas (Fig. 3). Hay reactivos sólidos y líquidos.

Fig. Nº 3 . Alimentador de reactivos





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ESPUMANTE

Los espumantes son reactivos tenso activos, que modifican la tensión superficial delagua y que producen una espuma estable. Ejemplo: Aceite de pino. Una espumaconsiste de un gas disperso en un líquido en una relación tal que la densidad aparente

de la mezcla se aproxima más a la dens idad del gas que a la del líquido.Al hacer pasar el aire a través de agua pura, no se produce espuma. Al agregar pequeñas cantidades de ciertos compuestos orgánicos como por ejemplo aceites, alsoplar aire a través del líquido se formaran burbujas de aire en forma de pequeñasesferas que, al subir hasta la superficie del líquido y antes de entregar su contenido deaire a la atmósfera, tratarán de detenerse en forma de espuma. 1

El tamaño de las burbujas y su estabilidad dependerán de la cantidad de espumanteagregado; con un aumento de la cantidad de espumante disminuirá el d iámetro de las burbujas pero aumentará la estabilidad de la espuma, debido al mayor espesor de su película. Sin embargo, si se supera una cierta concentración la espuma desaparececompletamente.

Los productos más usados como espumante son: aceite de pino, ácido cresílico,alcoholes sintéticos como el Dowfroth 250, etc.

Idealmente, el espumante actúa enteramente en la fase líquida y no tiene influenciasobre la superficie del mineral. En la práctica, sin embargo, hay una interacción entreel espumante, el mineral y otros reactivos, y la selección del espumante más apropiado para un determinado mineral podrá ser hecho recién después de un extenso trabajo de pruebas de laboratorio.

En la flotación de minerales sulfurosos, es una práctica común emplear por lo menosdos espumantes y más de un colector. Espumantes específicos son elegidos para dar propiedades físicas adecuadas a la espuma, mientras que el segundo espumanteinteractúa con los colectores para controlar la dinámica del proceso de flotación.

En el cuadro Nº 1 podemos ver algunos reactivos aplicados a minerales específicos.

1 Manual del Operador de Concentradoras de Mineral -FOMO





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MINERAL REACTIVOS

Espumante Colectores Modificadores

Plomo Oxidado

Cerusita, anglesita

Aceite de pino ó

ácido cresilico

Xantato de

amilo

Sulfuro de sodio

Silicato de sodio

Plomo sulfurado

I) Galena sola

Ácido cresilicoo aceite de pinoy creosota

Xantato oaerofloat

Cal o carbonatode soda

II) Galena con Blenda Lo mismo Lo mismo

Cianuro de sodiocon o sinsulfato de zinc

Zinc sulfurado

Blenda Marmatita

Aceite de pino o

ácido cresílico

Xantato deetilo y, o

aerofloat

Sulfato decobre cal

(cuando hay pirita)

Cobre sulfuradoCalcopiritaCalcosinaBornita, CovelinaEtc.

Aceite de pinoXantato deetilo oaerofloat

CalCianuro (cuandohay mucha pirita)

Molibdenita Aceite de pino XantatoCianuro o calcuando hay pirita

Cobre + Plomo + Zinc

Se flota primero un “Bulk” cobre plomo, deprimiendo el zinc concianuro. Luego se deprime el plomo con el bicromato de sodio.

Tabla Nº 1. Reactivos empleados en la flotación de los principales

minerales metálicos .

En la figura Nº 4 podemos ver las etapas en las que se va adicionando los react ivos a la pulpa en un circuito de molienda.





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Fig. Nº 4. Flujograma de flotación simple.

3.2 TIPOS DE FLOTACIÓN DE ESPUMA

3.2.1 FLOTACIÓN DIRECTA

La flotación directa es aquella en la que el mineral valioso sale en la espuma y la ganga sequeda en el non-float.

3.2.2 FLOTACIÓN INVERSA

En este tipo de flotación el mineral valioso se queda como non-float y la ganga es la que flota.

PULPA DEL CIRCUITO DE MOLIENDA

Regulador de pH

ACONDICIONAMIENTO

Activador o depresor

ACONDICIONAMIENTO

ACONDICIONAMIENTO

Colector

FLOTACIÓN

Espumante

CONCENTRADO COLA





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3.2.3 FLOTACIÓN COLECTIVA (Bulk flotation)

Se dice flotación colectiva en el caso de que todos los minerales valiosos y de un solo tipomineralógico (por ejemplo: sulfuros) salen en la espuma.

3.2.3 FLOTACIÓN SELECTIVA O DIFERENCIALComo su nombre indica la flotación es selectiva, se flota un solo mineral a la vez en cadaetapa.

El tamaño máximo de partícula a flotar depende de la naturaleza de la partícula y su pesoespecífico. De modo que en la práctica el tamaño límite superior de las partículas para el casode sulfuros está entre 0,15 – 0,25 mm, para carbón entre 1 – 2 mm y para azufre nativo entre0,5 – 1 mm.

4. CIRCUITOS BÁSICOS DE FLOTACIÓN

Los circuitos de flotación son procesos continuos. Las celdas están instaladas en seriesformando bancos (Fig. 5).

La pulpa ingresa a la primera celda del banco y entrega parte de su mineral valioso en formade espuma; el overflow de esta celda pasa a la segunda celda, de donde es sacada más espumamineralizada, y así sucesivamente hasta la última celda del banco. La altura de la columna deespuma es determinada por el ajuste de la altura de la salida de la cola; la diferencia de alturaentre ésta y el labio del overflow de la celda determina la altura de la espuma. La alimentacióningresa a la primera celda del banco y la columna de espuma en las primeras celdas semantiene alta, ya que hay abundante cantidad de partículas hidrofóficas de mineral que losustentan. El nivel de la pulpa sube de celda a celda, ya que la pulpa se hace más pobre enminerales flotables, por aumento progresivo, en la celda de colas. Las últimas celdas de un banco contienen espumas con bajos contenidos de mineral, conformados por partículashidrofóbicas débiles. Estas son denominadas celdas scavenger, usualmente conformados por partículas mixtas, las cuales son recirculadas. Las celdas scavenger, tienen poco mineral parasustentar espuma alta, tienen su vertedero de colas crecido de tal manera que la pulpasobrepasa siempre el labio de la celda. De esta manera se recupera el material flotante y selogra la máxima recuperación de las celdas. Debe evitarse las cargas circulantes excesivas, por más que la alimentación se diluya, y el tiempo de flotación se reduzca. El flujograma para estesistema básico se muestra en la figura Nº 6, Este flujograma puede ser operado exitosamentesolamente cuando la caja (ganga) sea relativamente no flotable, y requiera un especial ycuidadoso control para mantener uniforme la ley del concentrado si hay fluctuaciones en laley de cabeza. Un sistema preferido, es diluir el concentrado de las primeras celdas de un banco, conocido como flotación rougher, y reflotarlos en celdas de limpieza (cleaners), dondelos vertederos se los mantiene bajos para mantener una espuma alta y producir un concentradode alta ley. En este sistema rougher-scavenger-cleaner (Fig. 7), las celdas de limpieza recibencomparativamente una alimentación de alta ley, mientras que la sección scavenger puedetrabajar con un exceso de aire para obtener una máxima recuperación. Las colas de las celdasde limpieza, normalmente contienen partículas de mineral aerófílas que son generalmenterecirculadas a las celdas rougher, y posteriormente a las scavenger. Este tipo de circuitos,





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también son muy prácticos para minerales que necesitan una máxima cantidad de aireación alfinal del banco para obtener una recuperación rentable, se emplea con frecuencia cuando laganga tiene tendencia a flotar y es difícil de separar del mineral. En tales casos, puede ser necesario utilizar uno o más bancos de celdas de limpieza (Fig. 8).

Fig. Nº 5. Banco de celdas

Fig. Nº 6. Circuito de flotación simple

Flujo de pulpa

Pulpa PulpaPulpa Nivel

Nivel Nivel

Concentrado final

Scavenger

ColasAlimentación

Celdas





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Fig. Nº 7 . Sistema de flotación Rougher – Scavenger - Cleaner

Fig. Nº 8. Circuito con re-limpieza

Alimentación

Re-cleaner Cleaner Rougher Scaverger

Concentrado final

Colas





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5. DISEÑO DE FLUJOGRAMAS

En el diseño de un flujograma apropiado para una planta de flotación, el tamaño de grano de lamolienda primaria es la de mayor consideración. Se puede estimar en base a experiencias del pasado y de una evaluación mineralógica, pero tienen que hacerse pruebas de laboratorio, para

determinar las condiciones óptimas. El propósito de la molienda primaria es el de promover una recuperación económica de los minerales valiosos. Deben realizarse pruebas con cargas demineral, utilizando varias combinaciones de reactivos, en muestras de mineral con diferentescontenidos. Se deben pesar los concentrados y determinar sus leyes, y los resultados ploteadosen curvas Recuperación vs. Tiempo y Recuperación vs. Ley del concentrado (Fig. 9).

Inicialmente se debe escoger la malla de molienda que da una ley y recuperación razonablecon un tiempo de flotación rougher aceptable. Si la molienda es muy gruesa, algunos de losminerales valiosos, no flotaran. De cualquier manera, los tiempos de flotación excesivos pueden eventualmente permitir que algunas de estas partículas vayan a los concentrados, bajando su ley. Es aquí que el ingeniero debe usar su experiencia y decidir cual es la ley delconcentrado y el tiempo de flotación más razonables.

Como el costo de la molienda es invariablemente el más alto, no se debe moler más de lo querealmente es justificable desde el punto de vista económico.

Fig. Nº 9. (a) Recuperación versus Tiempo

(b) Recuperación versus Grado de concentración

R e c u p e r a c i ó n

R e c u p e r a c i ó n

Tiempo Grado de concentración





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6. FLEXIBILIDAD DE LOS CIRCUITOS DE FLOTACIÓN

Habiendo sido alcanzada la decisión de diseñar un circuito de flotación de acuerdo a unesquema determinado, es necesario prever variaciones en el flujo de alimentación a la planta,ya sean más bajos o más altos y también considerar fluctuaciones en las leyes de los

minerales.El camino más simple de mitigar las fluctuaciones de la ley y proporcionar un flujo uniforme ala planta, es colocando un tanque acondicionador de almacenamiento entre la sección demolienda y la planta de flotación:

MOLIENDATANQUE ACONDICONADOR DE ALMACENAMIENTOPLANTA DEFLOTACIÓN

Cualquier variación en ley o tonelaje puede ser mitigada por el tanque acondicionador, dedonde e l material es bombeado en una proporción controlada a la planta de flotación. Es en el

acondicionador donde los reactivos son adicionados. Es fundamental el pre-acondicionamientode la pulpa antes de ingresar a la planta de flotación.

Se tiene que tomar también una previsión para poder tratar mayor cantidad de pulpa, lo cual puede ocurrir por ejemplo cuando se tiene previsto hacer el mantenimiento de uno de losmolinos del sistema. Esto se logra distribuyendo la alimentación en bancos de celdas paralelas(Fig. 10)

Fig. Nº 10. Banco de celdas de flotación paralelas

Banco de celdas

Colas

Válvula u obturador

Alimentación

Distribuidor dealimentación





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7. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN

Aunque se fabrican una serie de máquinas en la actualidad, muchas otras han sidodesarrolladas y desechadas en el pasado. Es importante mencionar que en la actualidad haydos grupos predominantes: neumáticas y mecánicas. El tipo de máquina es de gran

importancia en el diseño de una planta de flotación.Las máquinas neumáticas que usan el aire arrastrado por la turbulencia de la pulpa (celdas encascada), o el sistema más común de soplado o inducido. Generalmente las máquinasneumáticas dan un concentrado de baja ley y muy pocos problemas de operación. En vista deque el aire no es usado solamente para producir la espuma y aireación, sino también paramantenerla en suspensión y en circulación, se tiende a usar una cantidad de aire excesiva, por esta y otras razones se usan ya muy poco.

La celda de flotación de columna, se usa para una mejor concentración que en las celdascomunes, particularmente cuando se opera con material fino. En la figura Nº 11 podemosapreciar un esquema de esta máquina. Esta conformada de dos secciones. En la sección por debajo del punto de alimentación (sección de recuperación), las partículas suspendidas en lafase de agua a l descender se cruzan con un conglomerado ascendente de burbujas producidas por un dispersor en la base de la columna. Las partículas de mineral que flotan colisionan conlas burbujas y se adhieren a ellas siendo arrastradas a la sección de lavado por encima del punto de alimentación. El material no flotante de la base de la columna es removido yconsiderado como cola. Estas columnas han sido instaladas en varios ingenios de COMSUR con buenos resultados.

Las máquinas de flotación mecánicas son las de más amplio uso en la actualidad, secaracterizan por un impulsor (impeler) mecánicamente accionado el cual agita la pulpa ydispersa el aire que llega, en pequeñas burbujas. Las máquinas pueden ser auto aireadas, por la depresión creada por el impulsor que induce el aire, o superalimentadas en forma externacon ayuda de un compresor (Fig. 12). En un banco típico de flotación, hay un númerodeterminado de estas máquinas en serie, y están separadas por vertederos entre cada impulsor,considerándose máquinas de“flujo abierto” (open-flow) o “flujo libre” (free-flow) que permiten virtualmente un flujo irrestricto de la pulpa al banco de celdas.

A mediados de los 60, las celdas de flotación eran de 200 pies cúbicos de capacidad, omenores (Fig. 13), en la actualidad es normal e l uso de celdas de una capacidad de 8,5 a 14,2metros cúbicos.

La más pronunciada tendencia en los últimos años, particularmente en la flotación deminerales metálicos, ha sido moverse hacia celdas de flotación de gran capacidad (Fig. 14),con la correspondiente reducción de los costos de capital y operación, particularmente dondeexiste un control automático del proceso.

Los principales fabricantes de celdas son: Denver Equipment (36,1 m3), Galigher (42,5 m3),Wemco 42,5 m3), Outokumpu Oy (38 m3) y Sala (44 m3).





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Fig. Nº 11. Columna de flotación

Fig. Nº 12. Celda sub - aireada




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Fig. Nº 13. Celdas de flotación mecánicas

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