44183487 operaciones mecanicas metalurgia by Leonardo Horna

OPERACIONES MECÁNICAS

Apunte para alumnos de Ingeniería Metalúrgica

Hugo Cárcamo Departamento de Ingeniería Metalúrgica

Facultad de Ingeniería y Ciencias Geológicas

Universidad Católica del Norte

Serie de apuntes para los alumnos

Operaciones Mecánicas

Universidad Católica del Norte Av. Angamos 0610, Antofagasta, Chile. Teléfono (56) 55 355662 • Fax (56) 55 355664 Antofagasta, Mayo 2003.

INDICE CAPITULO 1 1.1 Introducción 1.2 Definiciones Básicas 1.3 Importancia de la Preparación Mecánica de Minerales 1.3.1 Costos Asociados a la Preparación Mecánica de Minerales 1.3.2 Campo de la Preparación Mecánica de Minerales 1.3.3 Eficiencia en las Operaciones de Preparación Mecánica de Minerales. 1.3.3.1 Liberación. 1.3.3.2 Concentración

3 3 6 10 10 11 12 12 13

CAPITULO 2: CONCEPTOS FUNDAMENTALES DE MUESTREO. 16 2.1.- INTRODUCCIÓN 16 2.2 FUNDAMENTOS DEL MUESTREO 16 2.2.1.-Definiciones Básicas en Teoría de Muestreo 16 2.2.2 Tipos de Muestreo: 17 2.3. ANTECEDENTES PRELIMINARES SOBRE MUESTREO Y JUSTIFICACIÓN DE UN PROGRAMA DE MUESTREO 19 2.4.-CONCEPTOS FUNDAMENTALES DE TEORÍA DE LOS ERRORES 19 2.4.1.Tipos de errores. 19 2.4.2. Cifras significativas en mediciones industriales 21 2.4.3. Propagación de errores. 22 2.4.3.1. Propagación de Errores máximos 22 2.4.3.2. Propagación de errores probables. 23 2.5 TEORÍA Y PRÁCTICA DEL MUESTREO INCREMENTAL 23 2.5.1 Consideraciones en la aplicación de un sistema de muestreo 23 2.5.2.- Muestreo Incremental 24 2.6.TÉCNICAS DE MUESTREO 26 2.6.1 ANTECEDENTES PRELIMINARES SOBRE MUESTREO 26 2.6.2 CARACTERISTICAS DEL MUESTREO 27 2.6.3 MÉTODOS DE MUESTREO O DE PREPARACIÓN DE MUESTRAS 28 2.6.4 CONDICIONES GENERALES PARA EL MUESTREO 28 2.7. PROCEDIMIENTOS DE MUESTREO 29 2.7.1. Aspectos generales de la preparación de muestras minerales 29 2.8. METODOS DE MUESTREO 30 2.8.1. Métodos Manuales 30 2.8.2. Métodos Mecánicos 31 2.9. DESCRIPCIÓN DE METODOS MANUALES DE MUESTREO 32 2.9.1. MÉTODO DE DIVISIÓN POR PALAS FRACCIONADAS. (FIG.5) 32 2.9.2. Método división por incrementos. ( Fig. 6) 33 2.9.4. Método División por Riffle: (fig.8a y 8b) 35 2.9.5 Método de muestreo con Tubo Sonda 39 CAPITULO 3: CARACTERIZACIÓN DE SÓLIDOS 3.1 CARACTERIZACIÓN GRANULOMÉTRICA 2

42 42

3.1.1 DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE PARTÍCULAS 42 3.1.2 Representación de Distribución de Tamaños 42 3.1.3 Funciones Empíricas de Distribución de Tamaños 42 3.1.3.1 Función de Distribución de Gaudin-Schumann 43 3.1.3.2 Función de Distribución de Rosin-Rammler 43 3.2 Técnicas de Análisis Granulométrico 43 3.2.1 Tamizaje 43 3.2.1.1 Malla de los tamices 44 3.2.1.2 Aparatos para el Tamizado 44 3.3 Ejecución del Análisis Granulométrico 48 3.3.1 Tamizaje en Húmedo 50 3.4 Representación de un análisis granulométrico 50 3.5 Densidad y gravedad específica 51 3.6 Determinación de Humedad 51 3.6.1 Procedimiento para determinar humedad 52 3.7 TÉCNICAS DE MUESTREO DE FLUJOS DE PULPAS 53 3.7.1 MÉTODOS DE DETERMINACIÓN DE DENSIDAD DE PULPA EN TERRENO Y LABORATORIO 53 3.7.2 CONTROL GRANULOMÉTRICO EN TERRENO 54 3.8 MEDICIÓN DE FLUJOS DE PULPA POR MÉTODOS CONTÍNUOS 54 3.8.1 ANALIZADORES DE PARTÍCULAS EN LÍNEA 55 3.9 TIPOS DE CORTADORES DE PULPA 56 3.9.1 Manuales 56 3.9.2 Automáticos 56 CAPITULO 4: MANEJO DE MATERIALES 4.1 INTRODUCCIÓN 4.2 Almacenamiento 4.2.1 Acopios o Stock pile 4.3 OPERACIÓN DE CORREAS TRANSPORTADORA 4.3.1 INTRODUCCIÓN 4.3.2 FUNDAMENTO DEL TRANSPORTE 4.3.2.1 Objetivo 4.3.2.2 Secuencia de Funcionamiento 4.3.3 Descripción 4.3.3.1 Tambor o Polea de Cabeza Motriz 4.3.3.2 Tolva de Descarga 4.3.3.3 Polea Tensora con Contrapeso 4.3.3.6 Polines de Carga o Conducción 4.3.3.7 Polines Autoalineante de Carga 4.3.3.8 Polines de Impacto 4.3.3.9 Correa, Cinta o Banda 4.3.3.13 Tambor o Polea de Cola/Retorno 4.3.3.14 Raspador de la Correa 4.3.3.15 Freno Mecánico de retroceso 4.3.3.16 Piolas de Paradas o de Emergencia 4.3.3.17 Panel de Control (Botoneras)

58 58 60 60 66 66 66 66 66 67 67 67 67 69 69 70 70 72 72 72 73 73

CAPITULO 5: SEPARACIÓN POR TAMAÑOS 5.1 Harneado 5.1.1 Factores que afectan la operación de harneado 5.1.2 Tipos de Harneros 5.2 CLASIFICACIÓN 5.2.1 Clasificadores centrífugos 5.2.2 Factores que afectan la operación de un hidrociclón 5.2.3 Eficiencia de clasificación 5.3 Tipos de Hidrociclones (fig. 8) 5.3.1 Hidrociclones Cónicos 5.3.2 Hidrociclones Cilíndricos

75 75 76 77 79 79 80 81 82 83 84

CAPÍTULO 6: REDUCCIÓN DE TAMAÑO 6.1 Introducción 6.2 Antecedentes Generales 6.2.1 Relación Energía-Tamaño de Partícula 6.2.2 Energía Suministrada para Reducción de Tamaño 6.3 Principios de la Conminución 6.4 Teorías de Conminución 6.4.1 Teorías Clásicas de Conminución 6.4.1.1 Postulado de Rittinger 6.4.1.2 Postulado de Kick 6.4.1.3 Postulado de Bond 6.4.1.4 Postulado de Charles Walter 6.5. Teoría de Bond 6.6. Índice de Trabajo 6.7. Chancado 6.7.1 Etapas de Chancado 6.7.1.1. Chancado Primario 6.7.1.2. Chancado Secundario 6.7.1.3. Chancado Terciario 6.7.2. Circuitos de Chancado 6.8. EQUIPOS INVOLUCRADOS EN LAS ETAPAS DE CHANCADO 6.8.1. Chancadores Primarios 6.8.1.1 Chancadores de Mandíbula 6.8.1.2. Chancadoras Giratorias 6.8.2. Chancadores Secundarios 6.8.2.1. Chancadores de Cono 6.8.2.2. Chancador de Cono Symon 6.8.3 Test Estándar de Chancabilidad 6.9 Molienda Convencional 6.9.1. Introducción 6.9.2 Constitución del Molino (Figura Nº 6.12 a y 12 b) 6.9.3. Alimentación y Descarga en Molinos Continuos 6.9.4. Medios de Molienda, Carga Balanceada de Medios de Molienda, Nivel de Llenado 6.9.5 Movimiento de la Carga en un Molino Giratorio 6.9.6. Velocidad Crítica 6.9.7 Tipos de Molinos Rotatorios

87 87 87 88 88 88 89 89 90 90 91 91 93 94 95 95 95 95 95 95 97 97 97 102 104 105 106 109 109 109 110 112 113 115 116 117

6.9.10 Molinos de Bolas (Figura Nº 6.17 a y 6.17 b) 6.9.12 Variables en el Proceso de Molienda 6.9.12.1 Variables de Diseño 6.9.12.2 Variables Operacionales 6.9.13 Test estándar de Moliendabilidad para Molinos de Bolas 6.10 REVISIÓN DE CONCEPTOS BÁSICOS DE MOLIENDA SAG 6.10.1 Definiciones generales 6.11 CONTROLES METALÚRGICOS

119 125 125 126 126 129 129 142

CAPITULO VII 145 7.1 Introducción a pulpas minerales 145 7.2 Balances 146 7.3. Ajustes de balances de masa 147 7.4 Descripción general de la técnica de multiplicadores de Lagrange, para el ajuste de un balance metalúrgico 148 CAPÍTULO VIII CIRCUITOS DE PLANTAS METALÚRGICAS 8.1 Circuito de Chancado de Empresa Minera de Mantos Blancos, División Manto Verde 8.2 MEL planta de óxidos 8.3. Minera Michilla Planta óxidos 8.4. MINERA LOS PELAMBRES 8.5 Diagrama de flujo general de la planta concentradora (flotación colectiva Cu-Mo)CHUQUI 8.6 PLANTA DE CHANCADO MINERA EL TESORO 8.7. Planta De óxidos MEL 8.8. MINERA ALUMBRERA 8.9. Circuito de El Salvador 8.10. Diagrama de Flujo División Andina 8.11. PLANTA CONCENTRADORA TOQUEPALA 8.12. CM Doña Inés de Collahuasi 8.13. Compañía Minera Zaldívar 8.14. Minera El Tesoro Bibliografía

150 151 152 153 154 156 157 158 159 160 162 164 165 166 167 169

CAPITULO 1

plata, cobre y mercurio se encuentran nativos, así como también en forma de sulfuros, carbonatos y cloruros. Los metales más reactivos siempre están en forma de compuestos, tales como los óxidos y sulfuros de hierro y los óxidos y silicatos de aluminio y berilio. Los compuestos que se presentan en forma natural se conocen como minerales y a muchos se les conoce de acuerdo a su composición (por ejemplo, la galena es sulfuro de plomo, PbS; la esfalerita es sulfuro de zinc, ZnS; la casiterita, óxido de estaño, SnO2). (Fig. N°1)

1.1 INTRODUCCIÓN Las formas en que los metales se encuentran en la corteza terrestre y como depósitos en el lecho de los mares, depende de la reactividad que tengan con su ambiente, en especial con el oxígeno, azufre y bióxido de carbono. El oro y los metales del grupo del platino se encuentran principalmente en forma nativa o metálica. La

FIG. N° 1.1 Mina Radomiro Tomic Las operaciones mecánicas, o preparación mecánica de los minerales abarca las operaciones de reducción de tamaño, o conminución, y la separación por tamaños o clasificación, encargadas de preparar la mena mineral para un posterior proceso de extracción, separación y/o concentración.

yacimientos, llamados así cuando las especies de interés pueden ser explotadas económicamente. Junto a las especies de interés existen otras especies sin valor que están mezclados con ellos, y que reciben el nombre de ganga. El conjunto de asociaciones mineralógicas se llama mena mineral.

Estas operaciones son necesarias, debido a que los elementos que componen la corteza terrestre no se encuentran distribuidos en forma uniforme, sino que existen en forma de compuestos minerales, con composiciones más o menos fijas. Distribuciones irregulares, que generan concentraciones altas de algunos de estos minerales en algunas áreas, son formadas por procesos geológicos y por acción del clima. Estas concentraciones puntuales dan origen a

Para poder explotar estos yacimientos, es necesario realizar una serie de operaciones agrupadas en operaciones mineras, de procesamiento de minerales y metalurgia extractiva, hasta llegar a obtener el metal de pureza comercial. De este modo, un cuadro esquemático de las actividades involucradas en la industria minera se muestra en el cuadro Nº 2.

Geología: Exploración para encontrar la mina

Geología: Plan minero

Ingeniería de minas: Extraer la mena mineral

Mena mineral Mineral

Ingeniería Metalúrgica Extractiva: Producir el metal

Procesamiento de minerales: Preparar y separar el material de valor

Metal

Mineral Consumidor primario

Figura Nº 1.2: La estructura de la industria minera.

Las operaciones mineras comprenden las operaciones que extraen la mena mineral desde el yacimiento, y pueden ser a cielo abierto, subterránea, aluvial y minería por disolución. La elección de uno u otro método depende de la magnitud del yacimiento, del contenido de la especie útil, y de su posición respecto de la superficie de la tierra. En la actualidad ninguna mena mineral está en condición de ser convertido a producto final sin una preparación previa. Esta preparación de la mena por métodos físicos recibe el nombre de Procesamiento de Minerales, o Mineralurgia, y son factores importantes en la preparación conocer la ley de la mena, la composición mineralógica, las asociaciones de especies minerales, su diseminación en la ganga, la presencia de otras especies de interés.(Fig. N°3)

Fig. N°1.3 Carga de un Camión De estas operaciones, la de reducción de tamaño, desde el tamaño en que es extraído desde la mina, hasta el tamaño apto para el proceso posterior (lixiviación, concentración), es la que consume mayor cantidad de energía, y por lo tanto, involucra los mayores costos de operación, y de capital. En efecto, para un concentrador típico de la minería del cobre, los costos de capital representan un 45 % de la inversión total, y el 64 % de los costos de

operación. Los mayores insumos son la energía, del orden de 13 kWh/t de mineral, y el consumo de acero, alrededor de 500 g/t de mineral molido.

antigua de las actividades humanas, la extracción metodológica de metales y minerales desde la tierra, y su posterior transformación en herramientas, ornamentos, armas, materiales de construcción, y todas las demás cosas de la civilización, como edificios, medios de transporte, carreteras, sistemas de generación de energía, elementos electrónicos, utensilios de cocina, pinturas, satinado de las revistas, vegetales fertilizados con roca fosfórica, etc, son quizás las actividades que separaron al hombre de la antigüedad del hombre civilizado.

Las operaciones de lixiviación consisten en disolver la o las especies de interés, en forma selectiva de la ganga, mediante un reactivo químico, transportando de esta manera la especie útil desde el mineral a la solución. Esta solución rica debe pasar por etapas de purificación y concentración, para finalmente obtener el producto final que va a venta. En este caso las operaciones de reducción de tamaño buscan mejorar la acción del reactivo lixiviante frente a la mena mineral, generando una mayor área de contacto.

El enfoque de este curso se enmarca dentro del Procesamiento de Minerales, que une las actividades mineras y la preparación de material apto para el consumidor primario (carbón, diamantes, arcillas, roca de cantera, fertilizantes), o para preparar el material, por medio de procesos económicos, de modo de aumentar la ley de las materias primas para poder aplicar técnicas de extracción y purificación más sofisticadas, y producir metales para el consumidor primario (fierro para acería, cobre para alambrón, etc.).

Por otro lado, las operaciones de concentración permiten separar físicamente los granos de los minerales valiosos de la ganga, para producir una porción enriquecida, o concentrado, conteniendo la mayor parte de estas especies, y un descarte o cola, conteniendo predominantemente la ganga. Esta concentración o proceso de enriquecimiento en la especie de valor, reduce considerablemente el volumen de material que debe ser manejado por el metalurgista extractivo, tal que disminuye a cantidades económicas el consumo de energía y reactivos requeridos para producir metal puro.

En este sentido, se debe tener en cuenta que los desafíos del Ingeniero Metalurgista son cada vez mayores, ya que debe trabajar con materias primas cada vez de menor contenido de especies valiosas, desarrollando nuevos procesos más eficientes que los anteriores, o que hacen el tratamiento de menas difíciles de procesar factible, mejoras de los procesos existentes, o aumento de la capacidad la de producción, para aprovechar las economías de escala, que ha sido el cambio más relevante en las últimos décadas.

Para ello se debe lograr un grado de liberación, de la especie útil de la ganga, que permita aprovechar, en el proceso de concentración, alguna diferencia entre las propiedades físicas y/o químicas del mineral valioso y la ganga, estableciéndose de este modo una relación entre grado de liberación y reducción de tamaño. Un alto grado de liberación se logra con una reducción de tamaño alta, pero ello lleva consigo un mayor consumo de energía y problemas asociados al manejo de partículas extremadamente finas, debido a lo cual siempre existe un grado de molienda técnico económico apto para cada mineral.

La fuerza motriz de estos cambios es siempre de naturaleza económica, ya que las empresas, del tipo que sea, siempre buscan maximizar sus utilidades. Estas dependen de la calidad del cuerpo mineralizado, como son la ley, facilidad para el procesamiento del material, accesibilidad de la mina, el precio del producto, y la eficiencia de las operaciones mineras y de procesamiento de minerales, ya que los productos se entregan al mercado en los cuales, salvo excepciones, el

Aunque la minería y el procesamiento de minerales en sí no son exactamente la más 9

productor no tiene control sobre los precios. Así, la única variable sobre la que el productor tiene control son los costos de operación, y la empresa será más competitiva en el mercado de acuerdo a su posición relativa con respecto a los demás productores.

caracterización de sólidos, la operación de reducción de tamaño de chancado, y la clasificación o separación por tamaños asociada a todo proceso de reducción de tamaño.(Fig. N°4)

En este curso se analizarán materias relativas a

Fig. N°1.4 Traslado del mineral

1.2 DEFINICIONES BÁSICAS Mena: Frecuentemente en la naturaleza, un depósito natural se encuentra sometido a la acción de un sin número de fenómenos naturales de tipo climatológico y/o sismológico cuyo efecto en el tiempo es la concentración de la especie mineral. Cuando esta concentración llega a niveles tales que haga económicamente atractivo su recuperación, los depósitos pasan a denominarse mena. La mayor parte de las menas son mezclas de mineral valioso posible de extraer y de material rocoso (de ningún valor comercial). Una mena se describe brevemente como una acumulación de mineral en cantidad suficiente para permitir una extracción económica. El

precio de mercado del metal establece esto como un criterio crítico en la definición y varía de acuerdo a las demandas comerciales. Con el paso del tiempo y el agotamiento del material más rico o más fácilmente accesible, un depósito mineral mejora hasta convertirse en una mena. La Ley (contenido de metal) de la mena triturada y procesado dependerá de varios factores y generalmente las menas de más bajo grado se tratan en las plantas de mayor capacidad que las menas de grado más alto. Los factores que se deben considerar para definir si un depósito de mineral es o no atractiva económicamente para su explotación, se pueden resumir en: Localización y tamaño del depósito.

Ley de alimentación de la mena, mineralogía y textura de la mena. Aspectos financieros; requisitos de inversión, capital disponible y costos de los préstamos, impuestos y pagos de regalías. Costo de tronadura. Costo de servicios subordinados, tales como suministro de energía, agua, carreteras y disposición de los relaves. Docilidad de la mena para el tratamiento: diagrama de flujo del proceso, costos de operación, ley de concentrados y recuperaciones obtenibles. La demanda y el valor del metal, los precios del concentrado metálico y el valor del concentrado colocado en la mina. El contenido mínimo de metal necesario para que un depósito se califique como una mena (Fig. N°5), varía de un metal a otro de acuerdo a los factores antes mencionados. Con frecuencia las menas se clasifican de acuerdo con la naturaleza del mineral valioso. Así como: Menas nativas, el metal está presente en forma elemental. Menas sulfuradas, contienen el metal en forma de sulfuro (Mo - Fe – CuS – Cu2S – pirita – etc.) Menas oxidadas, el mineral valioso puede estar presente como óxido, sulfato, silicato, carbonato o alguna forma hidratada de los mismos (crisocola) Menas complejas, son aquellas que contienen cantidades aprovechables de más de un mineral valioso (Au – Cu – Ag – Pb)

Menas calcáreas o básicas, ricas en carbonatos (determina la calidad de la ganga) Menas silicias o ácidas, ricas en sílice Menas metálicas, obtención de un metal Menas no metálicas, se usa con fines de material de carga, para obtener diversos productos. Ej.: salitre, yodo, baritina, carbón, arcillas, diatomitas, áridos, etc. Mineral: Por definición los minerales son sustancias inorgánicas naturales que poseen estructura atómica y composición química definida. Muchos minerales presentan isomorfismo, que es la sustitución de átomos dentro de la estructura cristalina por átomos similares sin cambiar la estructura atómica. Los minerales también exhiben polimorfismo, minerales diferentes que tienen la misma composición química, pero propiedades físicas marcadamente diferentes debido a una diferencia en la estructura atómica. Frecuentemente el término mineral (Fig. N°6) se usa en un sentido más extenso para incluir cualquier cosa de valor económico que se extraiga de la tierra. Así la hulla o carbón mineral, yeso, arcilla y granito no entran dentro de las definiciones de minerales, aunque los detalles de su producción generalmente se incluyan dentro de los valores nacionales para la producción mineral por lo expuesto nos referimos a una definición general de mineral que se considera a cualquier material (elemento) de valor económico que se extrae de la tierra.

Fig. N掳1.5 Cami贸n de sondaje

kilogramos de roca mineralizada hay 1 kilogramo de cobre puro. Ley de mineral: se refiere a la concentración de oro, plata, cobre, estaño, etc., presente en las rocas y en el material mineralizado de un yacimiento. Estéril: Se refiere al material que no tiene cobre. (waste) se refiere al material que no tiene cobre (su ley está bajo la ley de corte), el cual es enviado a botaderos

Fig. N°1.6 Cristales de Mineral Ganga: Comprende a los minerales que acompañan a la mena, pero que no presentan interés minero en el momento de la explotación. Conviene resaltar que minerales considerados como ganga en determinados momentos se han transformado en menas al conocerse alguna aplicación nueva para los mismos. De hecho tales minerales son rocas, material estéril ó ganga las cuales no son homogéneas en su composición física y química, como son los minerales, pero generalmente consisten de una variedad de minerales y forman gran parte de la corteza terrestre. (Gangue): minerales sin valor económico y que acompañan a los que contienen los elementos metálicos que se recuperan en el proceso industrial. Son los minerales, generalmente silicatos, que forman la roca y su alteración (cuarzo, feldespatos, micas, arcillas, etc.), los que ocupan entre el 90 y 95% del volumen total de la roca. Ley: (Ley de cobre) es el porcentaje de cobre que encierra una determinada muestra. Cuando se habla de una ley del 1% significa que en cada 100

Ley de corte o cut-off: Es la concentración mínima que debe tener un elemento en un yacimiento para ser explotable, es decir, la concentración que hace posible pagar los costos de su extracción, tratamiento y comercialización. Es un factor que depende a su vez de otros factores, que pueden no tener nada que ver con la naturaleza del yacimiento, como puede ser su proximidad o lejanía a vías de transporte, avances tecnológicos en la extracción, etc., por ejemplo. Todo el material que tiene un contenido de cobre sobre la ley de corte se clasifica como mineral y es enviado a la planta para ser procesado, en tanto que el resto, que tiene un contenido de cobre más bajo, se considera estéril o lastre y debe ser enviado a botaderos. Yacimiento: Los lugares donde se encuentran las minas de cobre, es decir, un yacimiento de cobre, dependen de los procesos geológicos que han ocurrido en ese lugar. De esta forma, los yacimientos de cobre se relacionan con la presencia de intrusivos, que son rocas ígneas y material magmático que se introdujo a gran temperatura y presión en la corteza terrestre. Estos intrusivos aportan los minerales que contienen a las rocas circundantes, y de acuerdo a las condiciones en que esto ocurre, se tienen dos tipos de material mineralizado: los súlfuros y los óxidos. La presencia de éstos en un yacimiento define dos zonas que tienen características diferentes: la zona de los sulfuros, y la zona de los óxidos, las que a su vez determinan la manera de 13

explotar el mineral: la línea de los óxidos y la línea de los sulfuros. Yacimiento: (ore deposit) masa de roca localizada en la corteza terrestre que contiene uno a varios minerales en cantidad suficiente como para ser extraídos con beneficio económico. Existen yacimientos de diferentes tipos, pero en el caso del cobre, los de mayor volumen corresponden a los denominados pórfidos cupríferos.

1.3 IMPORTANCIA DE LA PREPARACIÓN MECÁNICA DE MINERALES El procesamiento de minerales, o mineralurgía, es la etapa posterior a la extracción de la mena mineral desde la mina, y prepara el material para la extracción de los metales valiosos. Además de regular el tamaño de la mena, separa físicamente los granos de los minerales valiosos de la ganga, para producir una porción enriquecida, o concentrado, y un descarte o cola, conteniendo predominantemente la ganga. Esta concentración o enriquecimiento, reduce considerablemente el volumen de material que debe ser manejado por el metalurgista extractivo, tal que reduce a cantidades económicas las cantidades de energía y reactivos requeridos para producir el metal puro. Esto puede no ser cierto cuando los minerales útiles están finamente diseminados en la roca y la liberación desde la ganga no es posible, debiéndose en algunos casos aplicarse una combinación de técnicas químicas y de procesamiento de minerales. Así las dos operaciones fundamentales de la mineralurgia son: la liberación del mineral valioso de su ganga, y la separación de éstos desde la ganga.

Entonces, las operaciones de preparación de los materiales a tratar en la planta tienen como objetivo general dejar a dichos materiales en condiciones adecuadas para que continúen su tratamiento en la etapa siguiente.(Fig. N°7) Dichas operaciones se aplican en algunos casos a la mena mineral y en otros a los productos intermedios obtenidos; Las más usuales y tradicionales son: Conminución (reducción de tamaño); Clasificación (separación de partículas por tamaños); Desaguado (reducción de la cantidad de agua que acompaña a un sólido). 1.3.1 COSTOS ASOCIADOS A LA PREPARACIÓN MECÁNICA DE MINERALES En la mayoría de los casos, la energía consumida en la fundición o lixiviación directa de menas de baja ley sería tan enorme que haría prohibitivo su explotación por lo que se requiere de la aplicación de los métodos de procesamiento de minerales que permitan reducir los consumos energéticos por un lado y de reactivos por otro. Sin embargo, la energía que se consume en las operaciones de procesamiento de minerales puede ser una proporción considerable de la energía total necesaria para producir el metal primario, especialmente si la mena es de baja ley. Para una mena típica de cobre, conteniendo alrededor de 0,6% de metal, la energía total necesaria para producir el metal primario es 3 alrededor de 33 x 10 KWh por tonelada de metal. Casi un tercio de este requerimiento de energía total es consumida en el molino. Por otra parte, el requerimiento de energía total para el hierro primario desde una mena de 24% de 3 metal es alrededor de 7 x 10 Kwh por tonelada de metal del cual el requerimiento para la molienda que decrece el grado de la mena, el consumo de energía del molino se va

convirtiendo en el factor más importante para decidir si se desarrolla o no el depósito. Aparte de la economía, el consumo de energía es de la máxima importancia, puesto que, aunque el mundo tiene grandes depósitos de minerales

para satisfacer la demanda de la mayor parte de los metales más comunes, se ha pronosticado que no habrá suficiente energía para producir esos metales.

Fig. N° 1.7 Pala cargando un camión 1.3.2 CAMPO DE LA PREPARACIÓN MECÁNICA DE MINERALES La mena tal como se extrae de la mina o en forma de "mineral en bruto" consiste de minerales metálicos valiosos y de desecho (ganga). El procesamiento de minerales, algunas veces se llama "tratamiento de menas, preparación de minerales o proceso"; se dedica a la extracción del mineral y prepara la mena para la extracción del metal valioso en el caso de las menas metálicas, pero además produce un producto final comercial de los minerales no metálicos y del carbón mineral o de la piedra. Regula el tamaño de la mena ya que es un proceso de separación física de los granos de los

minerales valiosos de los minerales de ganga, para así producir una porción enriquecida, o concentrado, que contiene la mayor parte de los minerales valiosos y una descarga o colas, compuestos predominantemente de los minerales de ganga. Esta concentración o proceso de enriquecimiento, reduce considerablemente el volumen de material que debe manejar la metalurgia extractiva, reduciendo así a niveles económicos las cantidades de energía y reactivos que se necesitan para producir el metal puro. Se ha pronosticado que la importancia del procesamiento de minerales de las menas metálicas puede declinar a medida que se constituyan los procesos físicos que se utilizan en la actualidad por las vías hidrometalúrgica y pirometalúrgica que emplea la metalurgia 15

extractiva, porque se obtienen recuperaciones más altas con algunos métodos químicos. Esto se aplica ciertamente cuando el mineral útil esté finamente diseminado en la mena y no sea posible la liberación adecuada de la ganga, en cuyo caso una combinación de técnicas químicas y de procesamiento de minerales puede ser ventajosa. Si la mena contiene cantidades costeables de más de un mineral valioso, la finalidad del procesamiento de minerales, por lo general es separarlos; similarmente si están presentes minerales indeseables, que pueden inferir con los procesos subsecuentes, es necesario extraer los minerales en la etapa de separación. En el procesamiento de minerales hay dos operaciones fundamentales principalmente la liberación o desprendimiento de los minerales valiosos de los minerales de desecho o ganga y la separación de los minerales valiosos de la ganga; este último proceso se conoce como concentración. La separación de los minerales valiosos de la ganga se realiza por medio de la reducción de tamaño o conminución lo cual implica trituración y si es necesario, molienda, hasta un tamaño de partícula tal que el producto sea una mezcla de partículas de mineral y de ganga relativamente limpias. El grado correcto de liberación es la clave para el éxito en el procesamiento de minerales. El mineral valioso debe estar libre de ganga, pero sólo apenas libre. Un proceso que sobremuele la mena es dañino, puesto que consume energía innecesariamente en la molienda y hace más difícil alcanzar una recuperación eficiente. Es tan importante evitar la sobremolienda, que, como se verá más adelante, algunas menas se reducen hasta un tamaño más grueso que su tamaño de liberación antes de la concentración inicial. Después que los minerales han sido liberados de la ganga, la mena se somete a algún proceso de concentración que separa los minerales en dos o más productos. La separación por lo general se

logra utilizando alguna diferencia específica en las propiedades físicas o químicas entre el mineral valioso y los minerales de ganga en la mena. Las dos operaciones primarias en el procesamiento de minerales son la reducción de tamaño y concentración, pero muchas otras operaciones importantes están implicadas y entre ellas está la clasificación por tamaños de la mena en las diferentes etapas del tratamiento, mediante el uso de cribas y clasificadores y el desaguado de las pulpas minerales, usando espesadores, filtros y secadores. 1.3.3 EFICIENCIA EN LAS OPERACIONES DE PREPARACIÓN MECÁNICA DE MINERALES. 1.3.3.1 LIBERACIÓN. Uno de los principales objetivos de la conminución es permitir la liberación o desprendimiento de los minerales valiosos para separarlos de los minerales de ganga asociados en el tamaño de partícula más grueso posible. Si se logra dicho propósito, entonces no solamente se ahorra energía por la reducción de la cantidad de finos que se produce, sino que cualquier etapa de separación subsecuente se facilita, resultando más económica la operación. Si se requieren productos sólidos de alta ley, entonces es indispensable una buena liberación; sin embargo, para los procesos hidrometalúrgicos subsecuentes, como la lixiviación, únicamente se requiere exponer el mineral deseado. En la práctica rara vez se logra una liberación completa, aún si la mena se muele hasta obtener el tamaño de grano de las partículas del mineral deseado. Puede darse que existan partículas de mineral atrapadas por la ganga: mixtos o middlings, en los cuales solo es posible liberar la partícula moliendo extremadamente fino. El grado de liberación (Fig. N°8) se refiere al porcentaje de mineral que existe como partículas libres en la mena en relación al contenido total. 16

En caso que se produzcan middlings, el grado de liberación es bajo. En la práctica, las menas se muelen a un grado de molienda óptimo económico, determinado por pruebas de laboratorio y a escala de planta de piloto. Así, el proceso de concentración se diseña para producir un concentrado que consiste predominantemente de mineral valioso, con una ley aceptable de entrelazamiento con los minerales de la ganga y una fracción de mixtos, la cual requiere una molienda adicional para facilitar la liberación de los minerales. Las colas están compuestas principalmente de minerales de ganga.

Durante la molienda de una mena de baja ley frecuentemente la masa de los minerales de la ganga se libera a un tamaño relativamente grueso. En ciertas circunstancias resulta económico moler a un tamaño mucho más grueso que el óptimo, para que en el proceso subsiguiente de concentración se produzca una fracción grande de middlings y de colas, de tal forma que se puedan descartar a un tamaño de grano grueso. Entonces la fracción de los middlings se muele de nuevo para producir una alimentación al proceso de concentración final.

Figura N° 1.8: Liberación del mineral útil de la ganga.

1.3.3.2 CONCENTRACIÓN

El objetivo del procesamiento de minerales, sin considerar los métodos usados, siempre es el

mismo, o sea, separar los minerales en dos o más productos con los minerales valiosos en los concentrados, la ganga en las colas y las partículas mixtas en los middlings. Por supuesto tales operaciones nunca son perfectas, así que gran parte de los middlings producidos son de hecho, partículas fuera de lugar , es decir, partículas que idealmente se debieron incorporar al concentrado o las colas.(Fig. N°9) Muchas veces esto es particularmente serio cuando se trata de partículas ultrafinas, donde la eficiencia de la separación generalmente es baja. En tales caso, las partículas finas de mineral valioso libre frecuentemente se concentran en los middlings y las colas. Algunos índice utilizados en la evaluación de un proceso de concentración son los siguientes : Recuperación Metalúrgica: Se refiere al porcentaje de metal total contenido en la mena que se recupera en el concentrado.  Cc   a t *c R  * 100     Aa   c  t *a

(1)

Recuperación en Peso: Razón del peso del concentrado al peso de alimentación C (2) Rp    * 100  A Razón de concentración: Es la relación del peso de la alimentación al peso de los concentrado A  ct  (3) Rc     C at  Razón de Enriquecimiento: Es la relación del grado del concentrado al grado de las cabezas y además está relacionada con la eficiencia del proceso. c Re  (4) a

Donde: A= .Flujo de sólido seco de alimentación. C= .Flujo de sólido seco del concentrado. T= .Flujo de sólido seco de relave o cola. a, c, t = Ley de especie útil en alimentación, concentrado y cola respectivamente.

Fig. N° 1.9 Compañía Minera Casale

CAPITULO 2: CONCEPTOS FUNDAMENTALES DE MUESTREO. 2.1.- INTRODUCCIÓN Las materias primas tratadas normalmente por cualquier proceso son complejas, tanto física, química como mineralógicamente, y altamente variables, aún cuando sean de la misma fuente. Si se pretende, entonces, obtener una muestra, operación que llamaremos muestreo, y su posterior preparación, con fines de evaluar la eficiencia del proceso, realizar experimentación o control de calidad, se entiende que estas operaciones deben ser realizadas con las mayores precauciones posibles, de modo que la muestra en cuestión, represente lo más fielmente posible al lote de donde proviene. La importancia económica de una muestra no está relacionada con su valor material, sino que a su valor como muestra, es decir, a su representatividad. Al tomar una muestra, debe tenerse muy en cuenta el estado del material. El operador debe formularse las siguientes preguntas, contestarlas y después decidir el número de porciones y el sitio en que las tomará, para formar la muestra bruta:

Si se ha transportado el material ¿se ha producido alguna separación durante el transporte?. Cuando el material es pulpa ¿existe tendencia a la decantación?. Los principales problemas de muestreo se encuentran cuando se trata de materiales sólidos, casi siempre heterogéneos por naturaleza. Sólo los materiales homogéneos, de los que existen pocos en la práctica, permiten preparar muestras al azar y obtener una muestra representativa, sin problemas. El muestreo se ha definido entonces (Taggart) como la operación de extraer, una parte conveniente en tamaño, desde un total que es mucho más grande, en tal forma que las proporciones y distribución de las calidades a ser muestreadas (por ejemplo gravedad específica, contenido del metal de interés, distribución mineralógica, etc.) sean los mismos en ambas partes". Estas condiciones no son nunca completamente satisfechas cuando se trata de mezclas de minerales muy heterogéneos, y lo que se hace es establecer procedimientos (principios y técnicas), de modo de minimizar esas diferencias.

2.2 FUNDAMENTOS MUESTREO

DEL

2.2.1.-DEFINICIONES BÁSICAS EN TEORÍA DE MUESTREO

¿Es la capa superficial idéntica al material que está debajo, o ha cambiado debido a su exposición a los agentes atmosféricos, o a alguna condición externa?.

Muestreo: Se denomina así a la obtención de una posible fracción pequeña, lo más representativa posible de un total de mineral que interesa analizar.

¿Se ha producido alguna separación de partícula gruesas y finas o de materiales de diferentes densidades?.

En las menas minerales es difícil realizar un muestreo perfecto, debido a la escasa homogeneidad del mineral y otros factores básicos como Granulometría, Diseminación, Lev del mineral. Así por ejemplo, para la muestra de gramos, con tamaño granular de 100 μm bastará

una muestra de 2 gramos. En cambio para minerales de tamaño granular de 10 cm., se necesitará como mínimo unas 2 toneladas de muestras. Cargamento: Es la cantidad de mineral entregado en una sola partida. El cargamento puede consistir en uno o más lotes o partes de lotes. Lote: Es la cantidad definida de mineral, cuya calidad se presume uniforme Incremento: Es una cantidad de material a tomar del universo o parte de éste, mediante un aparato de muestreo, con el propósito de determinar su calidad. Sub - muestra: Es la cantidad de mineral que corresponde a varios incrementos. Muestra Bruta: Es la cantidad de material, la cual está constituida por todos los incrementos o submuestras tomadas del universo a estudiar (cargamento o lote). Muestra Reducida: Es la muestra obtenida, a partir de la muestra bruta, por el método de reducción, después de haber obtenido una muestra para análisis de granulometría, en los casos en que esto fuera necesario. Muestra Final: Es la muestra reducida u obtenida de la muestra reducida , para determinación de contenido de humedad, composición química , composición mineralógica que se prepara de cada incremento , de cada submuestra o de la muestra bruta. De acuerdo con el método especificado, también puede servir como duplicado para determinación granulométrica. Muestra para granulometría: Es la muestra obtenida de la muestra Bruta y destinada a la determinación granulométrica del cargamento o lote. Muestra para Humedad: Es la muestra obtenida de la Muestra Final para la

determinación de contenido de humedad del cargamento o Lote. Muestra para Análisis Químico: Es la muestra obtenida de la Muestra Final, para la determinación de la composición química del cargamento o Lote. Análisis Granulométrico: Es el análisis que se le hace a un material para conocer su distribución de tamaño, pasándolo por distintos tamices y expresando el peso de material atrapado en cada malla como porcentaje parcial, referido al total de material usado para el ensayo. Error: Es la diferencia entre un valor medido y el valor verdadero o de referencia conocido. Coeficiente de Variación: Se define como el cuociente entre la desviación estándar y la media multiplicada por 100. Precisión: Es la dispersión del error de distribución, definido como más menos dos veces la desviación estándar total del sistema de muestreo . Desvío o Sesgo: Es la diferencia entre el valor medido y valor promedio verdadero del lote en estudio. Línea de Seguridad: Es una curva que representa la correlación entre el tamaño de partícula y el peso de la muestra y sirve para definir el esquema de preparación de muestras (reducción de tamaño, cuarteos, etc. ) Tamiz: Es un harnero que tiene mallas con diferentes aberturas y espesor de alambres que la conforman. Las diferentes aberturas de los tamices son identificados por un número dado por el fabricante (Tyler), que representa el número de hoyos por pulgada lineal que tiene la malla. Cortador de Muestras: Dispositivo electromecánico que en forma automática toma incrementos, ya sea de un flujo de solución 21

(electrolito) o de mineral durante el traspaso o caída desde correas transportadoras. Pala JIS: Es un pala metálica que se utiliza para tomar incrementos de muestras, cuyas medidas y formas dependen del tamaño de partículas a muestrear y del muestreo si es primario o secundario (reducción por incrementos) respectivamente. Esta pala fue desarrollada por Japanese International Standard (JIS). Cuarteador: Es un dispositivo mecánico que posee canales (ranuras), sobre el cual se pasan las muestras con el fin de homogeneizarlas y/o reducirlas en dos submuestras iguales. La selección del Cuarteador apropiado dependerá del tamaño máximo de partículas, correspondiéndole un número de abertura y ancho del cortador determinado por la Norma JIS. 2.2.2 TIPOS DE MUESTREO: a.- Muestreo al azar: Es aquel en que todas las unidades que componen el material (sólidolíquido) a estudiar, tienen la misma probabilidad de ser tomadas como incremento de la muestra que represente el material. Una de las mayores dificultades en el muestreo al azar es efectuar un verdadero muestreo al azar, por ejemplo si se muestrea una pila de mineral tomando incrementos de todo el entorno, éste no constituye un verdadero muestreo debido a que no se ha tenido acceso al interior de la pila. El muestreo al azar se emplea generalmente cuando hay poca información del material en observación o cuando se controlan productos manufacturados. En la práctica cuando se elige un muestreo al azar, al final se trabaja con un muestreo sistemático, esto porque en el muestreo se desea cubrir todo el material y por ello se requiere subdividirlo en áreas iguales de las cuales se selecciona un incremento. La desviación estándar del error de muestreo Ss para un

muestreo al azar o sistemático de un material, está dado por.

Ss 

S n

Donde: s = es la variabilidad verdadera del material expresado como desviación estándar. n = Es en número de incrementos tomados para un muestreo simple. b.- Muestreo Sistemático: En este tipo de muestreo los incrementos son colectados a intervalos regulares, en términos de masa , tiempo o espacio definidos de antemano . La primera muestra debe sacarse al tiempo o punto seleccionado al azar dentro del primer intervalo del muestreo. c.- Muestreo Estratificado: El muestreo Estratificado es una importante extensión del muestreo sistemático que involucra la división de una consignación en grupos. Los subgrupos usualmente son muestreados en proporción a sus pesos. Esto es usado particularmente si una consignación está constituida por diferentes materiales los cuales no son fácilmente mezclables o si hay entre ellos una diferencia en las concentraciones o tamaños. d.- Muestreo en dos etapas: La técnica de muestreo en dos etapas es muy usada para grandes consignaciones de material cuyo valor no justifica un exhaustivo muestreo estratificado. El muestreo en dos etapas consiste primeramente en subdividir una consignación en varias partes, luego se efectúa un muestreo al azar en dos etapas, la primera de ellas consiste en seleccionar al azar las unidades primarias de muestreo y en la segunda etapa se procede a tomar incrementos al azar de dichas unidades seleccionadas. Ejemplo: si una consignación consiste en 20 vagones de ferrocarril que transportan carbón, dicho convoy podrá ser muestreado seleccionando 5 vagones al azar de los cuales se 22

obtendrán los respectivos incrementos también al azar. e.- Muestreo Secuencial: Se emplea habitualmente esta técnica de muestreo cuando se desea conocer el cumplimiento de un material frente a una prueba específica, expresándose el resultado en términos de defectuoso o no defectuosos. En la literatura se pueden encontrar esquemas de muestreo Secuencial específicos para ciertos materiales, conocidos como planes de muestreo.

2.3. ANTECEDENTES PRELIMINARES SOBRE MUESTREO Y JUSTIFICACIÓN DE UN PROGRAMA DE MUESTREO Las menas, al ingreso a la planta de proceso, poseen ciertas características físicas y químicas, que definen la rentabilidad económica de sus respectivos tratamientos. En el proceso mismo, estas propiedades se modifican, de modo de alcanzar los objetivos que se persiguen. Debido a esto, se hace necesario conocer las propiedades que van adquiriendo los distintos flujos. Puesto que las masas que se procesan son del orden de t/día, la determinación de tales propiedades, se hace imposible hacerla de modo directo, de tal suerte que es necesario separar, sistemáticamente, pequeñas porciones de cada línea de flujo, las que se van acumulando en el tiempo. Estas porciones reciben el nombre de muestras, y se supone que ellas representan, en cuanto a dichas propiedades, al total de la masa que estaba involucrada en el flujo en cuestión. Para realizar estas operaciones, existen dispositivos llamados cortadores o muestreadores, que realizan este tipo de operación de manera sistemática. Cuando se combinan varias muestras, para obtener otra, como en el caso detallado

anteriormente, a esta última se le llama compuesta o compósito, y por supuesto, cada una de ellas debe poseer las mismas características. Como en la práctica nunca se consiguen las condiciones ideales, se ha estudiado con mucha extensión la teoría del muestreo, y se han empleado los métodos estadísticos para ayudar a la formulación de reglas de toma de muestras, que tengan en cuenta las características del material muestreado, y las condiciones exigidas para cumplir los objetivos para los que se obtuvo la muestra. Dada las condiciones indicadas más arriba, el muestreo es una labor de CONTROL DE CALIDAD, que permite conocer "que está pasando en el proceso", o la "calidad final de productos, subproductos o productos intermedios", con el propósito de efectuar los controles operacionales adecuados que permitan optimizar los procesos en forma técnica y económica.

2.4.-CONCEPTOS FUNDAMENTALES DE TEORÍA DE LOS ERRORES 2.4.1.- TIPOS DE ERRORES. Los tipos de errores que se presentan más comúnmente en el manejo de materiales son: Error de muestreo: Se relaciona con la toma de muestras. Error de preparación: Se relaciona con la reducción y refinación de la muestra, para posterior análisis o medición de alguna propiedad. Error de determinación: Es el error que se relaciona con el método de determinación usado.

Precisión: Es la dispersión del error de distribución, definido como más menos dos veces la desviación estándar total del sistema de muestreo. Desvío o sesgo: Es la diferencia entre el valor medido y el valor promedio verdadero del lote en estudio. El análisis de la existencia del desvío se evalúa mediante un test estadístico llamado test "t" de Student. En términos estadísticos se puede decir, en general, que hay tres medidas de la variabilidad o dispersión de una muestra: rango, desviación media y desviación estándar. Rango: es la diferencia que existe entre el valor mayor y el menor, de un conjunto de datos, y da el espectro donde es posible encontrar los datos. No es una herramienta muy útil, ya que ignora toda la información en los valores intermedios, y aunque se usa para muestras pequeñas, pierde valor a medida que aumenta el número de observaciones. Desviación media: es el promedio de las diferencias absolutas, y se define por la ecuación:

La Varianza de una población, en cambio, se designa por el símbolo 2, y se define como la suma de los cuadrados de las desviaciones de las observaciones individuales con respecto al medio aritmético de la población  , dividido por el número total de observaciones de la población. O sea: n

x 

2  i1

Desviación estándar: Es la medida de la dispersión más importante. Se define como la raíz cuadrada, positiva, de la Varianza. La desviación estándar de una muestra se define por s, y es igual a:     xi  x     s  i1 n 1 n



DM 

    xi  x    S 2  i1 n 1 n

 xi  x i1



Con x promedio aritmético de las n mediciones efectuadas, y cada término del numerador se llama residuo. Al respecto, si los residuos son pequeños, DM será también pequeño, y la medidas se dirán precisas. Sin embargo, en el caso en que el promedio no sea el valor verdadero, dichos valores no serán exactos. Varianza: La Varianza de una muestra se define como la suma de los cuadrados de las desviaciones de las observaciones individuales del promedio aritmético de las muestras, dividido por el número total de las muestras menos uno.

Desviación estándar de la población: Se designa por , y se define como: n



x   i 1

Los valores de  y de s proporcionan medidas numéricas del grado de dispersión de una distribución. En el caso de medidas repetitivas de una misma propiedad, representan medidas cuantitativas del grado de precisión, o reproducibilidad de las medidas de la población.

La desviación estándar de la muestra, s, se aproxima a la desviación estándar de la población, , a medida que el número de muestras crece. Los valores de x y de s, se usan como estimadores de  y . La curva de distribución normal es una de las más importantes distribuciones de frecuencia. Su gráfica es una curva simétrica acampanada, en que el área bajo la curva representa la probabilidad de que la variable x tome valores entre ciertos intervalos. Generalmente, la distribución de errores se puede representar por una distribución Normal. La distribución normal es más fácilmente representada en una forma normalizada, definiendo una nueva variable:

   x    x  x z       s    _

Con esta definición, si x es una variable aleatoria distribuida normalmente, con media  y desviación estándar  , z está distribuido normalmente, con media igual a cero y 2 igual a uno. De esta forma el área total bajo la curva, entre menos infinito y más infinito, será igual a 1. En este caso:

Zf zdz  

Donde z es el valor de z correspondiente a alguna fracción, , de el área total, fuera del valor dado de z ( estos valores se encuentran tabulados ). Por ejemplo z = 0,  = 0,5, y cuando z = 1, lo que corresponde a x- =, =0,1587. Si se quiere conocer que fracción de área está fuera de los límites x- y x+, esto es, más o menos una desviación estándar, ésta es 2*0,1587 = 0,3174. Puesto que el total del área es igual a uno, el área bajo la curva dentro de los límites 

es 0,6826, o lo que es lo mismo, el 68,3 % de todos los valores de x estarán dentro del rango señalado. Algunas veces se hace referencia al error probable, p. Este corresponde a los límites de x tal que el 50 % de la población de x están dentro de estos límites, correspondiendo a la situación en que  = 0,25. Esto es, refiriéndose a la tabla, a valores de z entre 0,67 y 0,68, y por interpolación, se encuentra z = 0,6745. Puesto que: _

x x  0,6745 z s _   p    x  x   0,6745 s   2.4.2. CIFRAS SIGNIFICATIVAS EN MEDICIONES INDUSTRIALES El número de datos en cualquier valor, no es nunca exacto, debido a que la medición, la que se hace por comparación con una unidad estándar, es solamente tan exacta como el aparato utilizado para medir. Por ejemplo, para medir la longitud de un objeto con una regla, la que tiene divisiones de 1 mm, es posible medir la longitud dentro de 1 mm correctamente, y estimar las mediciones en 0,1 mm. Así, si la medida fue 136,1 mm, todos los números podrían ser significativos. Si la longitud fue informada como 136,1352 mm, las últimas tres cifras podrían no tener ninguna significancia. Los dígitos que pueden ser medidos con certeza, y la primera (solamente la primera) cifra dudosa constituyen las cifras significativas de un número. Mientras más grande es el número de cifras significativas, más exacta es la medición. Con respecto a los ceros, se establece que solo los ceros que preceden un número no son parte de las cifras significativas. Los ceros que siguen a un número, pueden tener significancia en dos casos: Si ellos están contenidos en la parte decimal de un número, como por ejemplo 3,70; el

número tiene significancia hasta el nivel del cero, y en este caso la primera cifra dudosa ( y por lo tanto el último dato significativo) es el nivel 0,01. Se debe tener cuidado de no poner ceros extras, cuando ellos no son significativos. La otra situación es cuando ellos preceden un punto decimal. Desgraciadamente, a menudo, no hay forma de decir si ellos son sólo para poner el punto decimal, o si ellos son significativos. Por ejemplo 9100 es lo mismo que 9100.. En el último caso, se deduce que hay cuatro cifras significativas, pero esto es aún ambiguo. Es mejor, en estos casos, escribir el número en forma exponencial, por ejemplo 9,1*103, en cuyo caso se indica claramente que el número tiene dos cifras significativas. Si se escribe 9,100*103 se indican cuatro cifras significativas. Cuando se realizan cálculos aritméticos, es mejor retener un dígito más allá de la menor cifra significativa en cada número, y realizar los cálculos usando esos dígitos, para asegurar que la menor cifra significativa, en la respuesta final, no sea alterada. Estos datos se obtienen redondeando solamente la respuesta final. Las reglas de redondeo son simples: partiendo con el dígito en el extremo derecho, si es mayor que o igual a cinco, extraer el número y aumentar el dígito inmediatamente a la izquierda en una unidad. Si es menor que cinco, sacar el último número. Ejemplo: Calcule el promedio entre tres números: 23,05; 23,07 y 23,07. El promedio es: 69,19/3= 23,06333. Si el número será usado en cálculos adicionales, se debería redondear con el número de mínimo de cifras significativas que tenga el conjunto original, más una. Esto es 23,063. Si no es así, sería 23,06. Notar que el denominador es en realidad 3,000000......, debido a que es exactamente tres. De este modo, el menor

número de cifras significativas está en los números mismos. 2.4.3. PROPAGACIÓN ERRORES.

Generalmente, los datos experimentales son usados para realizar cálculos adicionales, por ejemplo balances metalúrgicos, que se obtienen combinando flujos, análisis químicos, etc. La exactitud de los resultados final estará influenciada por la exactitud de las mediciones hechas. Si sucede que una de las mediciones está sometida a mucho mayor error que las otras, tendrá un efecto preponderante en determinar la exactitud del resultado final. Sin embargo, si los errores relativos de las cantidades medidas son del mismo orden de magnitud, se deberán considerar todos los errores introducidos en las medidas. Para tratar de mejorar la exactitud de una determinación dada, es importante mejorar la medida de menor exactitud. 2.4.3.1. PROPAGACIÓN ERRORES MÁXIMOS

Un método simple y útil para calcular el error experimental en el resultado final, es calcular el error máximo que se podría obtener, si los errores en todas las cantidades medidas tuvieran sus máximos valores, y estuvieran en tal forma que todos afectaran el resultado final en la misma dirección. Es poco probable que todos los errores se combinaran en esta forma, ya que generalmente los errores se compensan en alguna medida, pero es útil conocer el máximo valor del error que podría tener en un caso desfavorable. Cuando los errores son pequeños, digamos un porcentaje bajo, se aplican los siguientes métodos, basados en el cálculo diferencial. Suma y resta : Si el resultado final es la suma o diferencia de diferentes cantidades, el máximo error es la suma de los valores absolutos de los errores máximos en las cantidades medidas. En efecto, si : u = x + y

du  dx  dy

produce un concentrado de 72,5 %, y un relave de 0,05 % de Pb.

y en términos de incrementos finitos:

u  x  y

Multiplicación y división: El máximo error en un producto o cuociente, es igual a la suma de los porcentajes de error en las cantidades medidas. En efecto, si

u = xy

Si el error en el análisis del concentrado es 1 %, y en el de relaves de 0,3 %, pero sin error en el tonelaje, los resultados serían 25,8 t, en vez de 25; y 93,3 % de recuperación, en lugar de 92,9 %.

du  xdx  ydy du dy dx   u y x

u y x   u y x

Con u /u expresado en fracción o porcentaje. 2.4.3.2. PROPAGACIÓN ERRORES PROBABLES.

En un resultado, es posible calcular el error probable, si los errores probables de las cantidades medidas son conocidos. Tal cálculo es un poco más complicado que el cálculo de los errores máximos. Si u es una función de las variables independientes x, y, z,..., el error probable p en u será: 2

p

Los cálculos conducen a: 6, 5  0, 5  25t . C  300 72, 5  0, 5 72, 5( 6, 5  0, 5)  92, 9% Pb R  100 6, 5( 72 , 5  0, 5)

2.5 TEORÍA Y PRÁCTICA DEL MUESTREO INCREMENTAL. 2.5.1 CONSIDERACIONES EN LA APLICACIÓN DE UN SISTEMA DE MUESTREO. La adecuada aplicación de un sistema de muestreo, debe considerar los métodos de correcto uso de los equipos de muestreo, y también la cantidad de muestra a colectar. Las etapas preliminares en la definición de un sistema de muestreo son:

 u   u   u     p 2 x     p 2 y     p 2 z   x y z         

Donde px, es el probable error en x, etc.. Los efectos de errores en balances de materia, que involucran una gran cantidad de información, no son fácilmente determinados debido a la complejidad de las interacciones de los errores. Los errores finales de estos balances, solo podrían ser encontrados por un análisis de sensibilidad de los resultados, a los valores usados para los parámetros individuales en la ecuación. Como ejemplo, consideremos la concentración de un mineral de Pb, con 6,5 % Pb en la alimentación. La planta trata 300 tpd, y

Definir el objetivo del muestreo. Especificar los materiales a ser muestreados en términos de cantidades de flujo y estimación del rango de los parámetros de calidad de los materiales que fluyen. Establecer la cantidad de muestra necesaria para alcanzar la precisión deseada de las determinaciones para establecer los parámetros de calidad de los materiales a ser muestreados. Proponer los equipos para obtener una muestra primaria de acuerdo a los objetivos de representatividad sin introducir sesgo.

Examinar posibles requerimientos para reducir en volumen la muestra primaria a través de etapas adicionales consistentes en cantidad y tamaño, y diseñar el sistema de manejo de los materiales para realizar las operaciones deseadas. Debido a la variabilidad, característica de las muestras minerales, en el muestreo discreto de rocas, que cada una de ellas tiene propiedades diferentes. Las variaciones entre fragmentos individuales se incrementan a medida que el tamaño de partícula disminuye, ya que se alcanza mayor grado de liberación. Sin embargo, las variaciones entre muestras compuestas de varias partículas, tiende a disminuir a medida que el tamaño de la muestra aumenta. Estas variaciones se pueden disminuir, a cualquier valor, tomando tamaños de muestra cada vez más grandes. Sin embargo, se debe considerar que el manejo de muestras cada vez más grande, es más caro. Se tiene entonces que: El tamaño de muestra está relacionado a las variaciones entre muestras.

2.5.2.- MUESTREO INCREMENTAL. El muestreo incremental se refiere a procedimientos para colectar muestras por métodos periódicos. Esto se puede aplicar a correas transportadoras, tuberías o canaletas de pulpa u otros sistemas de transporte de sólidos o pulpa. La teoría se basa en que todo el flujo está disponible para colectar la muestra, en un intervalo dado de tiempo. Esto se logra generalmente en la descarga del sistema de transporte. El muestreo incremental es también llamado muestreo estratificado, ya que a lo largo del sistema de transporte se producen variaciones de calidad. La teoría del muestreo incremental debe, entonces, resolver el problema de cantidad de muestra y el intervalo de tiempo entre incrementos, para que la muestra sea representativa.

Para observar las variaciones en un caso específico, es necesario comparar muestras del mismo peso.

Según Pierre Gy, el peso mínimo de muestra idealizado, Ws, tomando en cuenta sólo los errores debido al muestreo, posee un error dado por:

Para obtener una variación específica entre muestras, se puede fijar el tamaño de la muestra y variar el número de muestras, o fijar el número de muestras y variar el tamaño de la muestra.

 1 1      Ws Wl

El tamaño de la muestra está determinado por la abundancia del mineral. Si la razón entre el tamaño de grano de la especie mineral en la roca y el tamaño de ésta es pequeña, la muestra debiera ser más grande, para una más exacta caracterización. Para minimizar el tamaño de la muestra, es preferible muestrear partículas pequeñas, en lugar de partículas grandes, ya que es posible encontrar un mayor número de partículas pequeñas, en un volumen dado de muestra.

  1  Al     Al

   1  Al  a m  Al a g  fgbd 3  

con:  = Varianza del error. Ws = Peso de la muestra. Wl = Peso del lote. Al = Fracción en peso del mineral en el lote. am = densidad del mineral. ag = densidad de la ganga. f = factor adimensional relacionado a la forma de las partículas. Varía entre 0 y 1; siendo su valor medio 0,5 para minerales típicos, y de 0,2 para metales preciosos.

b = Factor adimensional relacionado a la liberación del mineral. Varía entre 0 y 1 de acuerdo a la razón de d al tamaño de liberación de los granos de mineral, db. Es una medida de la dispersión, y se selecciona de la siguiente tabla:

g = Factor adimensional relacionado a la distribución de tamaños. Varía entre 0 y 1, con valores de 0,25 para rangos usuales de tamaño en materiales no clasificados finos. Para materiales clasificados toma los valores de 0,5 o mayores.

Factor de liberación 0.8 0.4 d/db 1 4 Alimentación y Concentrados Heterogéneos Colas

0.2 0.1 10 40 Homogéneos Heterogéneos

0.05 100

0.02

Homogéneos

d = es el tamaño máximo de la partícula, y representa el tamaño que pasa el 95 %.

m  kd n

De estas consideraciones, se puede establecer que la masa de muestra está relacionada con el tamaño de partícula por la expresión simplificada:

Donde los parámetros k y n son parámetros empíricos, y cuya representación conduce a un gráfico log-log peso de muestra tamaño máximo de partícula, con los valores particulares dados en la tabla siguiente:

Nº 1 2 3 4 5 6

k 30000 3000 1000 9 1100 3500

n 2 2 2 1,5 2,13 1,8

Tipo de mineral. Oro Plata Baja ley, distribución uniforme Metales base, alta ley Metales base, baja ley y composición variable Ley media, distribución variable.

De acuerdo a estas consideraciones, el número mínimo de incrementos, requeridos para formar una muestra, expresada en función de la variabilidad, desviación estándar del material y error aceptable, se puede calcular como:

N xx

 K     E 

 = desviación estándar de la media. K = Nº, desde la tabla siguiente, correspondiente al nivel dado de confianza. E = Error permisible.

Donde: N = Número de muestras requerida XX =Nivel dado de confianza.

Nivel de confianza y factor K. Nivel de confianza Factor K 99.73 3.000 99.00 2.580 98.00 2.330 96.00 2.050 95.45 2.000 95.00 1.960 90.00 1.645 85.00 1.439 80.00 1.280 68.27 1.000 Cuando la variabilidad del material o lote a ser muestreado, es desconocida, debe hacerse una estimación de su variabilidad. De un gráfico de distribución normal, se puede establecer que el rango total representa una banda de 6 desviaciones estándar, con valores extremos escasos. Si desestimamos esos valores extremos, la banda puede estar representada por 4 desviaciones estándar. Así:

 

rango 4

Donde el número 4, corresponde aproximadamente a un nivel de confianza de 95 %. Consideraciones generales en el diseño de los cortadores: Para obtener una muestra representativa, el cortador debe: Dar a cada partícula desde el flujo principal, igual oportunidad de ser muestreada. Atravesar el flujo completo, en un ángulo recto al flujo. Viajar a través del flujo, a una velocidad linear constante. La distancia entre las hojas del cortador, para muestrear material particulado, se establece en tres (3) veces el diámetro de la partícula más grande. Para muestrear pulpa, de tamaño 6 mallas

o más fino, la abertura mínima es de 3/8" (0,95 cm). Las hojas del cortador (de un material resistente a la abrasión y corrosión) están fijas al cortador, formando un ángulo de 45 o 60 grados con respecto al cuerpo del cortador. La velocidad del cortador, generalmente se ajusta en 18"/segundo. La cantidad de flujo muestreado depende entonces del flujo de material a muestrear, abertura del cortador y su velocidad, y está dado por: P W Q S Con: Q = muestra por corte, en galones o libras. P = Flujo de material, en galones o libras por segundo. W = Abertura del cortador, en pulgadas. S = Velocidad del cortador, en pulgadas por segundo. Debido a las fluctuaciones en los materiales a ser muestreados, se recomienda extraer muestras cada 5 a 20 minutos, para que la muestra represente todas estas variaciones. Son comunes también, las velocidades de un corte por minuto. También, y debido a los grandes tonelajes a ser muestreados, los cortadores primarios colectan una muestra muy grande, la que debe someterse a muestreadores secundarios y terciarios, hasta que se obtenga una muestra razonable y, a menudo, se establecen estapas de reducción de tamaño (chancado) entre etapas de muestreo, dependiendo del propósito del muestreo.

2.6.TÉCNICAS DE MUESTREO. 2.6.1 PRELIMINARES MUESTREO.

ANTECEDENTES SOBRE

Las operaciones de muestreo, indispensables para el control metalúrgico de todo proceso de concentración de minerales, la importancia fundamental en determinar la eficiencia del sistema, pertenece al ámbito del control de calidad de la industria minera.

Una de las ventajas de un muestreo bien aplicado a un lote de gran tamaño, es la rapidez con que se obtienen las características del lote en análisis y la gran economía en la obtención de los productos del análisis de una pequeña muestra de masa.

Aunque por mucho tiempo, ha sido considerado como simple operación técnica de manipulación, en verdad, su deficiente aplicación, sólo alcanza pérdidas de tiempo, errores de información y grandes pérdidas económicas para la dirección de la empresa.

Puesto que la muestra final se ha de utilizar en la mayor parte de los casos para hacer pruebas o ensayos, cuyos resultados decidirán el uso que se dará a toda la masa de material, es evidente que " están justificadas todas las precauciones " que contribuyan a hacer que la muestra en cuestión represente lo mejor posible a aquella.

En este capitulo, se presenta información sobre las técnicas más comunes del muestreo industrial y de laboratorio, señalándose la importancia de considerar características básicas de esta operación: Toma de la muestra. Preparación de la muestra Análisis de la característica en cuestión. Se debe tener presente que aunque muy bien realizado un análisis o una prueba, será nula si la muestra no se ha tomado o preparado bien. De allí, la importancia de considerar el muestreo como la operación de la mayor relevancia para el funcionamiento eficiente del proceso industrial. 2.6.2 CARACTERISTICAS MUESTREO.

DEL

En un material heterogéneo, al tratar de obtener una muestra " totalmente representativa" en cuanto a todas sus características consideradas en el análisis, es muy difícil de lograrlo. En cambio, sólo los materiales homogéneos, permiten con facilidad la obtención de una muestra totalmente representativa. Existe una gran gama de errores prácticos que deben ser considerados en un muestreo correcto; para ser minimizados al máximo estos errores, se debe tener en cuenta ciertas consideraciones.

Cualquier instrucción que se dé tiene objeto suplementar la experiencia del que prepare las muestras y guiarle en la elección de los métodos aplicables. Al tomar una muestra bruta, debe tenerse muy en cuenta el estado del material. El operador debe formularse las preguntas siguientes, contestadas y después decidir el número de porciones que tomará y el sitio en que las tomará para formar la muestra bruta. Preguntas: a) ¿Es la capa superficial idéntica al material que está debajo o ha cambiado a causa de su exposición a los agentes atmosféricos o a las condiciones externas? b) ¿Se ha producido alguna separación de partículas gruesas y finas o de materiales de diferentes densidades? c) Si se ha transportado el material ¿se ha producido alguna separación durante el transporte? Cuando el material es una mezcla de líquidos, o de líquidos y sólidos, ¿existe tendencia a separarse? Estas preguntas reclaman atención sobre muchas de las dificultades que deben vencerse en la preparación de muestras de materiales heterogéneos. Sólo los materiales homogéneos, 31

de los que se encuentran muy pocos en la práctica, permiten preparar muestras al azar y obtener una porción representativa del conjunto. Una vez recogida la muestra bruta, la cantidad de material efectivamente necesario para el análisis determina el grado de la molienda, la mezcla y la subdivisión de la misma. Estas operaciones exigen tanto cuidado como la toma de la muestra bruta. Durante el transporte de materiales en vagones de ferrocarriles, camiones, carretillas, carros, etc., van quedando las partículas más gruesas en la parte superior; ciertos materiales se oxidan cuanto se exponen al aire. El óxido resultante abundará más, por supuesto, en la superficie del material que en el interior de su masa. Al mismo tiempo, si este óxido resultante resultará hasta una profundidad mayor o menor en la pila del material a consecuencia de la erosión. Estos ejemplos son típicos de muchos materiales heterogéneos que se encuentran en la práctica, y los métodos de preparación de las muestras deben plantearse, en la medida de lo posible, de modo que las proporciones relativas de finos y gruesos, de metal y óxido, etc., sean las mismas en la muestra bruta y en la masa del material. Una vez que se haya tomado la muestra bruta puede triturarse, molerse, desmenuzarse, etc., para obtener una masa más homogénea y poder realizar mejor la subdivisión para la muestra final. Cuanto mayor sea la diferencia de los tamaños o de otras características entre los componentes del material, mayor deberá ser la muestra bruta tomada. Cuando sea necesario combinar varias muestras para obtener otra compuesta representativa de una mezcla de varios materiales los pesos de las porciones que entren en la " compuesta " tienen que guardar la misma relación entre sí que la de los materiales iniciales a mezclar de los que se tomaron las muestras. Como nunca se consiguen en la práctica real las condiciones ideales, se ha estudiado con mucha extensión la teoría del muestreo y se han

empleado los métodos estadísticos para ayudar a la formulación de reglas en la toma de muestras que tengan en cuenta las características del material muestreado y las condiciones exigidas en las pruebas o ensayos aplicados a la muestra. 2.6.3 MÉTODOS DE MUESTREO O DE PREPARACIÓN DE MUESTRAS. La preparación de muestras se lleva a cabo por dos métodos generales: a) a mano y b) por procedimientos mecánicos o automáticos. El primero, como indica su nombre, implica la toma de la muestra por una persona utilizando una herramienta sencilla para tal fin. Este método es lento y costoso cuando se trata de grandes cantidades de material y en todo los casos carga una gran responsabilidad sobre la persona que toma la muestra. Por el procedimiento mecánico se toma continuamente a intervalos regulares una cantidad, previamente fijada, del material. 2.6.4 CONDICIONES GENERALES PARA EL MUESTREO Los métodos de muestreo son diferentes, de acuerdo a las clases de mineral, la formación y manejo del cargamento, las circunstancias bajo las cuales se efectúa el muestreo y, por lo tanto, es difícil establecer reglas rígidas. El cargamento, lote o muestra debe ser identificado en forma apropiada. El muestreo debe efectuarse preferentemente durante el traslado del mineral, inmediatamente antes o después del pesaje. El muestreo debe efectuarse por un método periódico sistemático con una partida al azar; y luego a intervalos fijos (en términos de tonelaje, tiempo o espacio).

El método de muestreo por incremento se aplica tanto al muestreo manual como al mecánico.

El número de incrementos por tomar de un cargamento debe determinarse de acuerdo con la heterogeneidad del mineral y la precisión deseada del muestreo.

El tamaño del incremento se determina de acuerdo con el tamaño del trozo máximo del mineral, de modo tal que se tenga la representatividad en el momento de la Extracción del Incremento.

2.6.5 Plan de muestreo. La muestra bruta debe hacerse de acuerdo al siguiente plan, mostrado en la figura 1.

Cargamento o lote

Incremento

1º Sub-muestra

Incremento

2º Sub-muestra

Muestra Bruta

Figura Nº2.1: Plan de muestreo .

2.7. PROCEDIMIENTOS MUESTREO

medición correspondiente. Como regla, cuando se desee determinar tamaño sobre una muestra, ésta no deberá dividirse.

2.7.1. ASPECTOS GENERALES DE LA PREPARACIÓN DE MUESTRAS MINERALES

2) Si la muestra está demasiado húmeda, se deberá llevar a cabo un presecado de ésta.

La figura 2 siguiente muestra un esquema general del proceso de preparación de muestras El proceso de preparación de muestras minerales requiere de las siguientes consideraciones 1) Cada incremento, cada submuestra o la muestra bruta requerirá ser molida y dividida para obtener la muestra sobre la cual se efectuará la

3) La división de muestra deberá ejecutarse por alguno de los siguientes métodos: a) Método de división normal b) Método de división por Riffles c) Método de división por aparatos mecánicos que no introduzcan sesgo y satisfagan la precisión especificada.

MUESTRA BRUTA

PRE - SECADO SEGÚN TAMAÑO ANÁLISIS DE LA DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO MOLIENDA DIVISIÓN

MOLIENDA

DIVISIÓN

DESCARTE

MUESTRA FINAL

MUESTRA ANÁLISIS ANÁLISIS QUÍMICO

DESCARTE

Fig. N° 2.2 Esquema de muestro

2.8. METODOS MUESTREO.

2.8.1. MÉTODOS MANUALES. Como su nombre lo indica, implica la toma de la muestra por una persona utilizando una herramienta sencilla para este fin. Es por lo general costoso, cuando se trata de grandes cantidades de material, es lento y en todos los casos carga una gran responsabilidad sobre las personas que toman muestra.

El muestreo manual se puede realizar en minas, desmontes, camiones, vagones, correas, canchas de almacenamiento, stock pile, etc. Así por ejemplo: En minas: se puede realizar de la siguiente forma; por canales, barrenaduras, por dinamitas, por trincheras, por pozos. En camiones o vagones: se puede hacer un retículo o frecuentemente, se coloca una red sobre superficie del mineral y la muestra se saca de donde se encuentran los nudos de la red.

También el muestreador puede distribuir intervalos para sacar muestras entre los costados y término de los vagones. Se puede muestrear además, mientras el es cargado o descargado, las muestras escogidas pueden ser tomadas con intervalos, en las etapas de trabajo como aprovechamiento de la labor. En desmontes: se debe hacer un reticulado y en las intersecciones de éste se retira a muestra.

En correas: se puede realizar en lugar específico de ésta o en su descarga. Las muestras se obtienen de acuerdo a un muestreo sistemático periódico con partida al azar, que consiste en tomar pequeñas unidades de muestras a intervalos fijos, ya en términos de tiempo (horas, minutos), de masa (kilogramos, toneladas) o de espacio (metros). Fig. 3

Figura Nº 2.3: Delimitación correcta para muestreo en correas. En este caso, la primera muestra debe tomarse en un tiempo o punto seleccionado al azar dentro del primer intervalo de muestreo. Cuando el incremento se toma después de detener la correa, se debe tomar el total del ancho y espesor del flujo en una longitud apropiada. Esta longitud debe ser la suficiente como para permitir que se obtenga un tamaño mínimo de incremento tal como el especificado en Tablas y corresponde a más de tres veces el tamaño del trozo máximo. Cuando el tamaño del trozo máximo es pequeño y no existe segregación en el punto del muestreo, y no deja pulsación en el flujo y la cantidad llegue a ser mucho mayor que la requerida que cuando se emplea un aparato de muestreo, los incrementos individuales pueden

tomarse de puntos seleccionados al azar dentro del flujo. 2.8.2. MÉTODOS MECÁNICOS. Este procedimiento ofrece ventajas cuando se manipulan de manera continua grandes cantidades de materiales de una misma clase. El método usual de muestreo mecánico consiste en tomar de tiempo en tiempo una porción del material que se está procesando. Si el muestreo es automático, los cortadores deben cumplir varios requisitos. Por ejemplo: 1. GEOMETRIA: Los bordes deben ser paralelos o radiales dependiendo si la trayectoria

es recta o circular. En ambos casos los bordes deben ser horizontales. 2. VELOCIDAD: Depende de la velocidad del flujo del mineral, a mayor velocidad del flujo de mineral, mayor velocidad de corte. La velocidad del cortador debe permanecer constante durante su trayectoria a través del flujo. (Óptima 0.6 m/s). 3. LAYOUT: La posición neutra del cortador o de la inversión debe estar lejosdel flujo. 4. CAPACIDAD: Adecuada para no tener pérdida de muestras por rebalse. 5. ANCHO: La abertura del cortador deberá tener una dimensión tal, que pueda tomar partículas más grandes del lote fácilmente (como regla tres veces el tamaño máximo de la partícula mayor). Además debe tener la capacidad suficiente y estar bien diseñado de manera de no perder muestra por rebalse o taparse en la descarga del cortador (figura 4).

2.9. DESCRIPCIÓN METODOS MANUALES MUESTREO.

DE DE

2.9.1. MÉTODO DE DIVISIÓN POR PALAS FRACCIONADAS. (FIG.5). Este procedimiento consiste en mover toda la pila de material por medio de una pala mecánica o manual, reteniendo una muestra correspondiente a una palada de cada N. Consiste en tomar para la muestra una palada de cada 2, 3, 4, 5 etc. La práctica corriente es tomar la quinta palada o la décima para la muestra. Este procedimiento puede emplearse también para subdividir la muestra bruta, con el fin de obtener una muestra del tamaño apropiado.

Figura Nº 2.4: Muestreador automático. 36

Figura Nº 2.5: Método de división por palas fraccionadas. 2.9.2. MÉTODO DIVISIÓN INCREMENTOS. ( FIG. 6).

POR

El procedimiento en este caso consiste: tomar 20 incrementos o más si se quiere alta precisión 40 o más. En el caso de los 20 incrementos se debe:

Mezclar bien la muestra y esparcirla en una superficie plana dándole una forma rectangular de espesor uniforme. Arreglar el rectángulo en 5 partes iguales a lo largo y 4 a lo ancho. Sacar un incremento de cada rectángulo interior usando la pala adecuada. , según tabla l). Combinar los incrementos tomados

2.9.3. - Método Cono Cuarteo. ( fig 7)

Figura Nº 2.6: División por incrementos. Este es un método muy antiguo, aplicable a cantidades menores de 50 toneladas, las que las partículas tengan un diámetro no mayor de 5 cm. El procedimiento es el siguiente: Rolear el material por medio de pala trasladándolo en la losa de un punto otro. Luego vaciando cada palada en el apex del cono formado. Se divide en cuatro partes iguales (cuarteo se toman entonces dos partes opuestas y se eliminan, con las otras dos partes se vuelve hacer la pila y el cuarteo.

El proceso se repite varias veces hasta llegar a obtener el volumen de la muestra deseada. Durante todas estas operaciones debe tenerse en cuenta que el material no e ensucie recogiendo impurezas del suelo y de que no se pierda nada de la muestra a través de rendijas de la losa. Ventajas son: a) Se necesitan pocas herramientas. b) Se puede usar con toda clase de materiales sólidos. Desventajas: a) Es costoso, porque exige una manipulación frecuente del material, y proporciona una muestra exactamente representativa. 38

b) Los trozos del material de mayor tamaño ruedan por los costados del cono y se reúnen alrededor de la base mientras que los tamaños intermedios se distribuyen por sí mismos sobre la pendiente del montón según su tamaño con las partículas más gruesas, más cerca del suelo y las más finas más cerca de la cúspide. 2.9.4. MÉTODO DIVISIÓN RIFFLE: (FIG.8A Y 8B)

POR

Este método es uno de los más comunes y eficientes y sus características son: El equipo a emplearse debe seleccionarse de acuerdo al tamaño de partículas de la muestra a dividir, tal como se indica en tabla 2.

El no-cumplimiento de este requisito, especialmente el uso del "riffle", cuya abertura sea menor que la requerida, da origen a errores significativos. Procedimiento: Rolear el mineral de paño. Homogenizar la muestra preparada, usando para ello un partidor adecuado, La razón de homogenización se debe repetir por lo menos 4 veces. Después de terminada la homogenización, por cuarteos sucesivos, se obtiene una muestra representativa.

Tabla 1: Selección del equipo. Diámetro (mm) 13 a 20 10 a 13 5 a 10 2.4 a 5 <= 2,4

Riffle (nº) 50 30 20 10 6

Abertura (mm) 50 30 20 10 6

Fig N° 2.8 a

Figura Nº 2.7: Método de Cono y Cuarteo.

Figura N潞 2.7: Continuaci贸n.

Figura Nº 2.8b: Uso del partidor de Riffles. Recomendaciones: El tamaño máximo de partícula en la alimentación es cerca de 15mm. Peso del lote 100 kg a 100 gr.

Naturaleza del material: sólidos secos. Limpieza del partidor: se limpia con un hisopo cada canal y con aire comprimido regulado: esto se debe realizar cada vez que se prepara una muestra, se realiza para evitar la contaminación.

En la figura 9, se muestra algunos modelos de partidores (JONES). Otro cortador utilizado es el Riffle Giratorio, que otorga mayor contabilidad. En este aparato

el material es introducido como flujo por medio de un alimentador vibratorio desde una tolva de alimentación,, para ser distribuido en una serie de cajas ubicadas radialmente como la figura 10.

Figura Nº2.9: Cortador de Riffles. Metodología: El método por Riffles se da a continuación: De acuerdo al tamaño de partículas de la muestra, un apropiado número de divisores de riffles será seleccionado, como regla desde tabla. Los divisores de Riffles tendrán especificaciones: El tipo, dimensiones y estructura están dados en JIS M810. 2.9.5 MÉTODO DE MUESTREO CON TUBO SONDA. Este método es utilizado para el muestreo de concentración, precipitados, calcinas, ya sea en

vagones de ferrocarriles o depósitos (tambores bolsas, sacos o cualquier otro envase). Además puede ser usado en los lotes deshechos y en cualquier mineral finamente chancado. El muestreo de Tubo, proporciona resultados rápidos, es barato y especial para concentradores o estanques de precipitación, cargados donde el mineral está bien mezclado; los resultados son tan exactos como se necesiten. Para muestrear concentrados u otros materiales finos en vagones, usualmente se hace tomando muestras en diferentes partes. La forma de la herramienta es lo más simple para los muestreadores de tubo o cañón, que consiste en una pieza de tubo (0.5", 1" ó 1.5" de 43

diámetro), con un extremo de borde afilado, el otro extremo, está montado con un tope y dos uniones para formar un mango (Fig. N°11).

sobre la muestra en intervalos regulares, luego se retira y se golpea con un martillo para liberar la muestra.

El tubo debe ser lo suficientemente largo para cruzar en forma total el lote que se está muestreando. El tubo se hunde verticalmente

El tubo tiene una forma cónica, siendo el diámetro de éste, en el borde que corta la muestra menor al diámetro en el tope del tubo.

Figura Nº 2.10: Riffle giratorio.

Figura Nยบ 2.11: Sondeador.

CAPITULO 3: CARACTERIZACIÓN DE SÓLIDOS 3.1 CARACTERIZACIÓN GRANULOMÉTRICA 3.1.1 DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑO DE PARTÍCULAS Una adecuada caracterización de las partículas, es un requisito para cuantificar el comportamiento de un sistema particulado, como lo es una mena proveniente de la mina, en que los tamaños pueden variar desde un metro hasta un micrón de diámetro. En un circuito de molienda esta caracterización permite determinar la calidad de la molienda, y establecer el grado de liberación de las partículas valiosas desde la ganga. En una etapa de separación, el análisis del tamaño de los productos se usa para determinar el tamaño óptimo de alimentación al proceso para alcanzar la máxima eficiencia, y así, minimizar cualquier posible pérdida que ocurra en la Planta. Así, un método para análisis de tamaño de partícula debe ser exacto y confiable. A través del tiempo se han planteado diversas formas de caracterizar el tamaño de una partícula basadas principalmente en la aplicación que se hará de él o en el método utilizado para determinarlo ( Tamaño de Feret, diámetro equivalente, diámetro superficial, diámetro de Stokes, etc.). En la tabla 1 se muestran diferentes métodos de medición de tamaño de partículas.

3.1.2 REPRESENTACIÓN DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑOS

Una vez que el tamaño de partícula ha quedado definido, se debe ser capaz de describir, en términos cuantitativos, la cantidad de partículas con un tamaño dado en el conjunto total. Esto se puede hacer a través de funciones de densidad y funciones de distribución. Se muestran dos funciones para una distribución típica de tamaños, la cantidad f(d) se llama función densidad de tamaño de partículas. Físicamente f(d)*d(d) es igual a la fracción de tamaños, en una población comprendida entre d y d+d(d), y se puede representar como el área sombreada bajo la función densidad entre los límites d y d+d(d). Para encontrar la fracción de partículas más pequeñas que algún tamaño d`, se debe sumar las fracciones de partículas f(d)*d(d) desde el tamaño mínimo en la población , dmin , al tamaño de interés , d`. Esta suma es la integral de la función densidad: d'

d min

Fd'   f d dd   f d dd

(5)

La función F(d`) se llama función distribución, representa la fracción de la población con tamaño menor que d`. De la relación (1) se tiene que F(d`) es igual al área bajo la curva entre dmin y d`. 3.1.3 FUNCIONES EMPÍRICAS DE DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑOS Con frecuencia es conveniente representar las distribuciones de tamaño haciendo uso de relaciones empíricas. Tales relaciones proveen una representación matemática de los datos de distribución de tamaños que permiten un fácil manejo y análisis estadístico de ellos.

Entre las relaciones más utilizadas están las de Gaudin - Schumann, Rosin-Rammler, de tres parámetros, la logaritmo Normal y la Gamma Estas relaciones han mostrado un buen ajuste a los datos experimentales en la mayoría de los casos, no existiendo una razón a priori para elegir una u otra para un conjunto dado de datos. El criterio normalmente utilizado para su selección es la calidad del ajuste a los datos, su simplicidad matemática y rango de aplicación. 3.1.3.1 FUNCIÓN DISTRIBUCIÓN DE SCHUMANN

DE GAUDIN-

Es la más común para representar la distribución en peso. Su forma es:

d F3 d     K

m (6)

Con: X0 : tamaño característico m : coeficiente de uniformidad

3.2 TÉCNICAS DE ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO. Existen diversos métodos para determinar experimentalmente el tamaño y forma de las partículas de una distribución. Ellas se pueden clasificar de acuerdo al principio físico usado para caracterizar el tamaño. Estos consisten en técnicas de tamizado, microscopía, sedimentación, área superficial, sensores eléctricos, barrido de luz y obturación de la luz. La elección de alguna de ellas para un análisis determinado debe basarse en la precisión y exactitud requeridas; y, además, en aspectos tales como: costo del equipo, rapidez, frecuencia de uso, conocimiento de la técnica, etc.

Donde: K : módulo de tamaño (L) m : módulo de posición (-)

En general, la aplicación de cada una de las técnicas conduce a mejores resultados en un determinado rango de tamaño.

La función densidad se obtiene derivando F3(x):

3.2.1 TAMIZAJE

m d  f 3 d     KK

m 1

3.1.3.2 FUNCIÓN DISTRIBUCIÓN DE RAMMLER

(7)

DE ROSIN-

Se utiliza también para representar distribución en peso. Su forma es:

  d m  F3 d   1  exp       x0    

(8)

Para ejecutar el análisis es de gran importancia que los tamaños de granos de la muestra sean lo más representativo posible del total del material. Las muestras suelen tomarse con palas JIS , Sondas , Cortadores de Muestras Mecánicos, etc., dependiendo del medio de transporte o acopio en que se maneje el material en bruto. Como regla general, cada incremento, submuestra o muestra bruta a la cual se le va a determinar la distribución de tamaño, no debe molerse. Para los materiales cuyo tamaño sea de 20 mm o menos la muestra test puede ser obtenida aplicando la regla de la división. La operación de tamizado consiste en pasar una muestra de peso conocido sucesivamente a través de tamices más y más finos y pesar el

material retenido en cada tamiz, determinando la fracción en peso en cada fracción de tamaño (Fig. N°24). Cuando la muestra está muy húmeda la medición de distribución de tamaño, debe ser llevada a cabo una vez que se haya secado la muestra a 105 º C . Especial cuidado se debe tener de: no secar excesivamente la muestra, cuando ésta produzca finos, cuando se vaya a reusar la muestra para análisis químico o cuando la muestra pueda ser oxidada. 3.2.1.1 MALLA DE LOS TAMICES

Los tamices son mallas calibradas de aberturas de igual tamaño. Se designa a cada tamiz un número que corresponde al número de aberturas cuadradas en la malla por pulgada lineal. Por ejemplo, un tamiz Nº 100 corresponde a 100 aberturas por pulgada. La relación entre una malla y la siguiente sigue una progresión geométrica de razón 2 (para análisis más precisos se puede usar una serie doble 4 2 ) (ver tabla Nº 2). El tamaño de las aberturas dependerá de la norma dada. Las principales normas de las mallas de tamices son las DIN (alemanas); TYLER (USA); ASTM (USA); USBS (Inglesas) (Fig. N°1). En general, los tamices normalizados se ajustan a las tolerancias de normas.

Fig. N° 3.1 Tamaño de aberturas 3.2.1.2 APARATOS TAMIZADO

PARA

Se distinguen entre los tamices los cuadrados y los cilíndricos. Los cuadrados tienen un marco de madera de entre 250 mm y 500 mm de lado, son

claveteados y encolados y el marco de fondo es de fácil recambio para los distintos tamices. Los tamices redondos suelen ser de metal esmaltados, siendo cambiable o no el tamiz. Para los de laboratorio se emplean más los construidos de latón, muchas veces niquelados o de plásticos.

Los aros de los tamices pueden encajarse uno sobre otros y tienen diámetros de 100, 150, 200 y 300 mm, etc., completándose el conjunto con una tapa que ajusta bien y una caja inferior de recogida. Las telas van sujetas de manera que no pueda producirse ni adherirse polvo entre la tela y el aro. La agitación necesaria para el tamizado se efectúa en los dispositivos de laboratorio, por medios mecánicos en aparatos de vibración u oscilación. Para materiales difíciles de tamizar, como la Cal, el Cemento, etc, el análisis granulométrico

debe hacerse en húmedo utilizando un equipo cuyo principio de funcionamiento consiste en desplazar un material sobre los distintos tamices, con un líquido que no solubilice el material a ensayar. Una vez distribuido el material en las distintas fracciones, cada una de ellas se seca, se pesa y se calcula el porcentaje en peso de cada malla. La figura Nº 2 reproduce una máquina agitadora para el tamizado con accionamiento de oscilación vertical, que se emplea principalmente para materiales gruesos como carbones, minerales, etc. Este aparato contiene fondos tamizadores de chapa perforada.

Fig. N째 3.2 Harnero vibratorio

Para materiales muy finos entre 8-50 m de diámetro, se emplea analizadores tipo Cyclosizer (figura Nº 3a y 3b), el cual consiste en un set de 5 hidrociclones conectados por la parte inferior (apex), a través de los cuales se hace pasar los

sólidos a analizar mezclados con agua (pulpa), quedando en cada hidrociclón los distintos tamaños de partículas, los que posteriormente son secados, pesados y calculado su porcentaje en peso respecto a la muestra original.

Fig. N° 3.3a Cyclosizer

Fig. N° 3.3b Hidrociclón Cyclosizer Para el rango de tamaño entre 10-100 m, se utiliza el infrasizer, que consiste en un set de ciclones de distintos tamaños, a través de los cuales se hace pasar la muestra, utilizando como medio de arrastre el viento, quedando finalmente

en cada ciclón las distintas fracciones, las que son pesadas y calculado su porcentaje en peso.

3.3 EJECUCIÓN DEL ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO

20 y 0,06 mm y como material fino el inferior a 0,06 mm, tomándose como base para la designación el tamaño de la fracción principal.

Según la granulometría del material se utilizan distintos métodos.

El tamizaje se puede efectuar en seco o en húmedo. Normalmente se tamiza en seco hasta la malla 200 y entre la 200 y la 400 en húmedo, mediante un flujo de agua descendente (Fig. N°4).

En general se designa como material grueso el compuesto por granos que van de 100 a 1 mm, como material de grano medio el que oscila entre

Fig. N° 3.4 Tamizaje en seco Para el tamizado de tamaño medio se requiere aproximadamente 500 gr de muestra, la que se tamiza por 10 a 15 minutos en aparatos mecánicos llamados RO-TAP, (ver figura Nº 5a y 5b) que imprimen a las partículas un movimiento rotativo excéntrico horizontal y un movimiento brusco vertical.

determinar experimentalmente el tiempo óptimo para cada material. El tamaño de las partículas que pasan una malla, pero quedan detenidas en la siguiente, se calcula como la media geométrica entre las aberturas nominales de ambas mallas (Fig. N° 6).

Obs.: Un tamizado muy prolongado puede producir abrasión de las partículas, y se debe

Fig. N° 3.5a Cuarto de Ro-Tap

Fig. N° 3.5b Ro-Tap

Fig. N° 3.6 Sobretamaño

3.3.1 TAMIZAJE EN HÚMEDO

Cálculo

El procedimiento específico estará determinado por el material respectivo, que determinará si se aplica un método manual o mecánico y el tipo de líquido a usar para desplazar la muestra a través de las distintas mallas. El material colectado en cada fracción luego del análisis, debe ser secado y pesado para el posterior cálculo de porcentaje de distribución en peso.

El cálculo de la distribución de tamaño para una muestra mineral, se hará por uno de los siguientes métodos: 1) Cuando la medición de distribución de tamaño se hace sobre una muestra gruesa, cada fracción de tamaño ( % ) debe ser obtenida por la siguiente fórmula y el resultado redondeado a la primera cifra decimal .

    Masa de la fracción g     100 Porcentaje retenido en cada tamaño   Masa de la muestra original     antes del análisis granulometrico g   La medición de distribución de tamaño es hecha sobre incrementos o submuestras, el cálculo se

(9)

debe hacer de acuerdo a la siguiente fórmula y el resultado redondeado a la primera cifra decimal.

  Suma de las masa de las fracciones   obtenidas de todos los test  g     100 Porcentaje retenido en cada tamaño   Suma de las masas de todos los test de     muestras antes del análisis granulometrico g   Notas: Cuando sea impracticable la medición de la masa de la muestra antes el análisis granulométrico, el dato puede ser obtenido de la suma de las masas de todas las fracciones obtenidas por el análisis. En este caso se debe dejar constancia dicha situación en el informe. Si es necesario, o l variación de tamaño de los incrementos es igual o mayor que 20 % en términos de coeficiente de variación (CV), la distribución de tamaños debe ser medida sobre los incrementos individuales y la distribución de

(10)

tamaño de la consignación pouede ser obtenida por la media aritmética de todas las mediciones. El error obtenido por la diferencia entre la suma de los porcentajes parciales calculados en (2) y 100 %, no debe superar el rango –1,0 a + 1,5 % considerados aceptable, en caso contrario se debe repetir el análisis granulométrico.

3.4 REPRESENTACIÓN DE UN ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO La presentación de los resultados de un tamizaje se presenta en la tabla Nº 1.

Tamiz (ASTM)

Tamiz (mm.)

(Nch) Abertura real (mm.)

Tipo de suelo

76,12

50,80

1 1/2 "

38,10

GRAVA

25,40

3/4 "

19,05

3/8 "

9,52

Nº 4

4,76

ARENA GRUESA

Nº 10

2,00

Nº 20

0,90

0,84

ARENA MEDIA

Nº 40

0,50

0,42

Nº 60

0,30

0,25

Nº 140

0,10

0,105

ARENA FINA

Nº 200

0,08

0,074

Tabla Nº 1

3.5 DENSIDAD Y GRAVEDAD ESPECÍFICA Se define densidad de una sustancia como: M (11) V Donde: M = masa de la sustancia V = volumen de la sustancia; y el peso de una sustancia se define como la fuerza con que la aceleración de gravedad atrae las sustancias hacia la Tierra.



Ahora el peso específico de una sustancia, corresponde al peso de una sustancia por unidad de volumen:

  g

La forma de determinar experimentalmente el peso específico de una sustancia es por: - método del picnómetro - método del desplazamiento de volumen en probeta

3.6 DETERMINACIÓN HUMEDAD

Casi todas las materias metalúrgicas tienen un cierto contenido de humedad; por ejemplo: los minerales y concentrados procedentes de los procesos contienen cantidades variables de humedad. Los lodos de lixiviación y de electrólisis contienen cantidades muy variables de

agua y de ácido sulfúrico, los cuales pueden variar durante el almacenamiento y transporte. Para calcular el valor real de humedad en un material, hay que referirse a una magnitud invariable, como es el peso de la sustancia seca. La humedad se refiere al agua y a veces a los ácidos libres, excluyendo el agua combinada que contienen muchos materiales. La fracción húmeda del material se resta del peso del producto original y la diferencia es el peso de la sustancia seca. Es absolutamente necesario tomar una muestra de la que pueda obtenerse la humedad real en el momento en que se efectúa la pesada. Esta muestra debe corresponder a la calidad de la partida total en el proceso de pesada. Siempre que sea posible, para determinar la humedad se debe emplear la misma muestra general del producto (a veces es necesario tomar muestras especiales). Para tomar estas muestras, se debe tener en cuenta las exigencias de ambos usos calidad-humedad. En muchos materiales, especialmente en los sulfuros finos se produce después de eliminada totalmente la humedad, un aumento de peso, esto se debe a la formación de sulfatos por absorción de oxígeno. En estos casos hay que determinar el punto final del secado por pesadas repetidas; ese punto final corresponde a la pérdida máxima de peso. Cuando las muestras son de materiales muy húmedos o de contenido de agua muy irregular, conviene hacer el secado en dos fases. Primero se pesa una muestra grande (hasta de 100 kg) , se seca hasta que se evapore la cantidad principal de agua y luego se vuelve a pesar. Con esto el material puede trabajarse con pisones y tamices pudiéndose mezclar bien; entonces se cuartea hasta tener un peso aproximado de 5 kg. y determinar en él la humedad restante. La humedad total se calcula a partir de las dos determinaciones realizadas. Es condición indispensable para que se pueda proceder de esta manera que el material no varíe su contenido de

agua entre la pesada final después del presecado y la pesada inicial para el segundo secado; ello exige que los tratamientos intermedios se realicen tomando todas las medidas necesarias para que no se modifique el contenido de humedad. 3.6.1 PROCEDIMIENTO DETERMINAR HUMEDAD

PARA

1) Transferir la muestra problema a una bandeja de masa (W1) y medir la masa total (W3). 2) Esparcir la muestra a un espesor uniforme sobre la bandeja, luego ponerla a secar en el horno de secado, que ha sido previamente controlado a una temperatura específica (105 ºC  5ºC).Para el material a granel que es propenso a ser afectado por la oxidación, deberán especificarse las condiciones apropiadas de secado de antemano. 3) Sacar la bandeja con la muestra del horno a intervalos regulares de tiempo y medir la masa. 4) Continuar secando hasta alcanzar un peso constante en dos pesadas sucesivas a lo menos. 5) Cuando se haya finalizado el secado, medir inmediatamente la masa (W2), mientras la muestra aún está caliente. Cálculo El porcentaje de humedad (C %) , deberá calcularse de la siguiente expresión, y el resultado deberá redondearse al segundo decimal.

C% 

W2  W1 100 W3  W1

(13)

Tolerancia Permisible Cuando la determinación de humedad sea llevada a cabo en duplicado, la diferencia

permitida entre los resultados de % de humedad, estará dada por la siguiente tabla: % de humedad : 5

5 - 10

Tolerancia permisible:

0,10

10 0,20

0,30

Valor Determinado 1) El contenido de humedad de un mineral (B%) deberá ser la media aritmética de las dos mediciones parciales (C%), la cual deberá redondearse al primer decimal. 2) En el caso que se haya determinado una humedad de presecado por estar muy húmeda la muestras, dicho contenido de humedad deberá agregarse al contenido de humedad obtenido anteriormente ( en el punto 1 ). El resultado deberá redondearse al primer decimal y representará el contenido de humedad del mineral. Contenido de Humedad %   A 

100  A  B (14) 100

Donde: A: es el contenido de humedad (%) obtenido del presecado como el cuociente entre la pérdida total de masa del presecado y la masa inicial de la muestra multiplicado por 100.

3.7 TÉCNICAS DE MUESTREO DE FLUJOS DE PULPAS La concentración de sólidos en una pulpa puede expresarse de diferentes maneras, entre ellas se tiene: Concentración de sólidos en peso, Cp: Masa de sólidos / masa de pulpa. Concentración de sólidos en volumen; Cv: Volumen de sólidos/ volumen de pulpa. Densidad de pulpa, p: Masa de pulpa / volumen de pulpa. Dilución, D: Masa de agua / masa de sólidos. Estas formas de expresar concentración de sólidos deben ser equivalentes entre sí, y sus relaciones son las siguientes: 3.7.1 MÉTODOS DE DETERMINACIÓN DE DENSIDAD DE PULPA EN TERRENO Y LABORATORIO. a.- Determinación de densidad de pulpa en terreno Esta se realiza por medio de la balanza Marcy

B: es el contenido de humedad (%) obtenido de acuerdo con el punto 1.

b.- Determinación de densidad de pulpa en laboratorio

Método para determinar la Masa Seca

Esta se obtiene de acuerdo al siguiente procedimiento:

La masa seca de una muestra mineral se calcula mediante la siguiente expresión y el resultado se redondea para tener cuatro cifras significativas.

i.- Pesar el recipiente con la muestra de pulpa obtenida del turno correspondiente. ii.- Secar la muestra obtenida .

 humedad  (15) Masa Seca  Masa muestra   1   100  

iii.- Una vez seca la muestra , pesar la cantidad de material seco .

Iv.- Pesar el recipiente que contenía la muestra vacío.

agua al tacho hasta llenarlo y proceder a medir nuevamente la densidad del sólido ( g ) .

v.- Calcular el porcentaje de sólido de acuerdo a :

e.- Finalmente calcular el % de material retenido en la malla de la siguiente manera:

%S 

Pm  100 Pp  Pr

Donde: Pp = Peso del recipiente con pulpa Pr = Peso recipiente vacío Pm = Peso del mineral

%  X M  

g  a p

Donde: a = densidad del agua

3.7.2 CONTROL GRANULOMÉTRICO EN TERRENO. Este tipo de control se realiza normalmente en las plantas concentradoras por parte de los operadores de terreno para verificar en el momento el tamaño de partícula que se está enviando a la etapa de flotación. Normalmente, el control se realiza en el rebose de los hidrociclones. El procedimiento empleado es el siguiente: a.- Tomar una muestra de pulpa en el rebose del hidrociclón (Fig. N° 7), utilizando un cortador de muestra adecuado, asegurándose de cortar todo el flujo de pulpa y en lo posible a una velocidad constante. b.- Medir la densidad de pulpa en la balanza Marcy ( p) c.- Vaciar la pulpa en la malla de control elegida y proceder a eliminar todo el material menor a la abertura de la malla. La eliminación del material fino se realiza en forma manual removiendo el material con algún elemento que no produzca trituración del material ni rotura del tamiz. d.- Una vez que la pulpa se ha deslamado se procede a vaciar el material grueso o arena al tacho de la balanza Marcy en forma cuidadosa, de tal forma de no perder material , luego se agrega

Fig. N° 3.7 Serie de Hidrociclones

3.8 MEDICIÓN DE FLUJOS DE PULPA POR MÉTODOS CONTÍNUOS. El flujo volumétrico de pulpas en tuberías puede ser determinado usando un medidor de flujo electromagnético o de ultrasonido. a.- Medidor electromagnético (Fig. N° 8). Son los más usados y basan su funcionamiento en la ley de inducción de Faraday, que establece que el voltaje inducido en un conductor que se mueve a través de un campo magnético, es proporcional a la velocidad de dicho conductor. En consecuencia, se requiere que la pulpa sea conductora de la corriente eléctrica para poder usarlos. Este equipo entrega el flujo volumétrico. Para determinar el flujo másico se necesita conocer la densidad de la pulpa. Por esto es una práctica muy común combinar un medidor magnético de flujo con un medidor de densidades.

Fig. N° 3.9 medidor ultrasónico

Fig. N° 3.8 Medidor electromagnético b.- medidor ultrasónico Este instrumento se basa en medir la diferencia de tiempo de viaje, entre un pulso de ultrasonido que se transmite " aguas abajo " en una tubería y un pulso que se transmite " aguas arriba” . Este tiempo de viaje entre ambos pulsos es proporcional al flujo. La figura Nº 29 muestra un esquema de operación de estos equipos.

3.8.1 ANALIZADORES PARTÍCULAS EN LÍNEA.

Para medir la distribución de tamaños de partículas finas en una pulpa existen varios equipos, siendo los más utilizados aquellos que utilizan la atenuación de ondas de ultrasonido a través de la pulpa . Uno de estos equipos es el PSM. La atenuación del sonido depende de la densidad y de la distribución de tamaños de las partículas. Es posible discriminar las señales de respuestas y obtener una señal que sólo refleje el efecto del tamaño. La figura Nº 30 muestra un esquema de su operación.

Fig. N° 3.10 Analizadores en de Partículas Línea

3.9 TIPOS DE CORTADORES DE PULPA. 3.9.1 MANUALES Como su nombre lo indica, corresponden a implementos sencillos utilizados por una persona para la toma de muestra. Estos implementos pueden ser de variadas formas, y la utilización de cada uno de ellos va a depender del punto donde se quiera muestrear. Dentro de los diferentes equipos de muestreo manual empleados se encuentran los siguientes: a.- cortador de flujo de pulpa: este implemento consiste en un balde con un diseño de boca de alimentación especial para realizar el corte del flujo de pulpa de acuerdo a las normas establecidas en muestreo. b.- Muestreador de fondos de estanques : Tal como su nombre lo indica , se emplea para muestrear fondos de estanques y consiste en un recipiente que posee doble cilindro de metal con una válvula de muestreo en el extremo inferior , que opera de la siguiente manera : cuando el recipiente alcanza el fondo del estanque , el contrapeso es tirado hacia arriba permitiendo que el líquido o la pulpa entre al compartimiento ( cilindro corredizo ) , quedando en su interior la muestra correspondiente , al cerrarse la válvula . Este tipo de muestreador puede ser usado para obtener muestras puntuales a distintas alturas en un estanque. 3.9.2 AUTOMÁTICOS La aplicación práctica más satisfactoria para minimizar variables en la alimentación de flujos tales como segregación por tamaño durante el carguío de minerales en correas, sedimentación de partículas en una pulpa debido a cambios de velocidad, cambios de presión, etc., es el uso de cortadores de muestras. En este método, las

muestras de material (sólido, líquido, pulpa) son tomadas cuando éste está en movimiento, en el punto en que se produce la descarga por caída libre, haciendo un corte transversal al flujo. Dado que el flujo puede presentar segregación o cambios de composición, la muestra tomada debe representar a todo el flujo. Cuando un cortador de muestras se mueve continuamente a través del flujo a una velocidad uniforme, la muestra tomada representa una pequeña porción del flujo total. Si el cortador se mueve a través del flujo a intervalos regulares el incremento de muestra obtenido es considerado representativo del flujo al momento de ser tomada la muestra. Los principales factores que afectan la representatividad de la muestra son: - Frecuencia de corte de la muestra - Técnica usada para obtener la muestra - Condiciones de resguardo de la muestra frente a la contaminación - Análisis de la muestra Como condición general, los cortadores de muestra deben moverse a través del flujo a velocidad uniforme. La abertura de éstos debe ser de un tamaño adecuado a fin de prevenir un puenteo, obstrucción o detención del cortador. El diseño debe prevenir la contaminación debido a salpicaduras o condiciones de alto polvo. El cortador de muestra debe descargar lo suficientemente rápido a fin de prevenir que éste se rebalse cuando esté cortando el flujo. La muestra debe ser tomada a una frecuencia tal, que el análisis refleje la verdadera condición del flujo completo durante un período de tiempo definido. La técnica usada para tomar la muestra dependerá del flujo en particular a ser muestreado. Dentro de los cortadores de muestra es posible distinguir 3 categorías: a. Cortadores de trayectoria recta: Su geometría es correcta si y sólo si , los bordes del cortador son paralelos , sin tomar en cuenta su 60

ángulo con la corriente . El movimiento del cortador es en ángulo recto a través del flujo que está cayendo, a una velocidad uniforme de modo que se obtiene el incremento de muestra preciso.

- Geometría: Los bordes deben ser paralelos o radiales dependiendo de si la trayectoria es recta o circular. En ambos casos los bordes deben ser horizontales.

b. Cortadores de trayectoria circular: Su geometría es correcta si y sólo si, los bordes del cortador son radiales, es decir se interceptan sobre el eje de revolución del cortador, sin tomar en cuenta su ángulo con el eje.

- Velocidad: Depende de la velocidad del flujo del mineral. A mayor velocidad del flujo de mineral, mayor velocidad de corte.

c. Otros cortadores: Durante su trayectoria a través del flujo algunos muestreadores mecánicos generan una curva que no es recta ni circular, el prototipo de esta categoría es el muestreo manual. Este tipo de cortadores presentan una geometría de corte incorrecta. Los cortadores requisitos. Por ejemplo:

deben

cumplir

varios

- Layout: La posición neutra del cortador o de la inversión debe estar lejos del flujo. - Capacidad: Esta debe ser adecuada para no tener pérdidas de muestra por Rebalse. - Ancho: La abertura del cortador deberá tener una dimensión tal, que pueda tomar las partículas más grandes del lote fácilmente (tres veces el tamaño máximo de la partícula mayor). Además, debe tener la capacidad suficiente y estar bien diseñado de manera de no perder muestra por rebalse o taparse en la descarga del cortador.

CAPITULO MANEJO MATERIALES

4: DE

4.1 INTRODUCCIÓN El almacenamiento y transporte de materiales son esenciales para el correcto funcionamiento de una Planta de beneficio, puesto que ellos influyen en la operación y en los costos de capital de la planta. Después de seleccionar el proceso y sistemas anexos para el tratamiento del mineral, se debe establecer el diagrama de flujos, o flowsheet, el que debe indicar: La capacidad de la planta, en toneladas secas de mineral / hora. Humedad y porcentaje de sólidos cuando corresponda, para determinar los flujos de líquidos en el proceso. Gravedad específica y densidad aparente, cuando corresponda, de las materias primas y productos intermedios como terminales.

Granulometrías de los diferentes flujos. El diagrama de flujo debe dar información para determinar: Las layout o distribución en planta de los equipos. Requerimientos de almacenamiento. Requerimientos para la selección y dimensionamiento de equipos de transporte y de proceso. La capacidad de una planta se debe expresar en toneladas métricas secas de mineral alimentado a la Planta. También se puede expresar en función de la cantidad de producto que se desea obtener, por año de operación. La primera base para determinar la capacidad de la Planta es a partir de las reservas de mineral existentes. Esto se hace sobre la base de las reservas probadas determinadas por las campañas de prospección realizadas por Geología. Por ejemplo si las reservas son del orden de las 400 millones de toneladas de mineral, y se desea explotar el yacimiento en un plazo de 10 años, esto determina que :

400.000.000 toneladas  40 millones de toneladas extraídas/año 10 años 40 millones detoneladas extraídas/año  110.000t/día 365 dias/añño Por ejemplo, si se desea obtener 50.000 t/año de cátodos de cobre, en una planta de hidrometalúrgica, con una ley de mineral de 1 % de cobre, y la recuperación global del proceso es

del 70 %, debida fundamentalmente a pérdidas en ripios de lixiviación, la cantidad de mineral que se debería alimentar a la planta sería de :

50000 t de Cu/año  7.14 millones de toneladas de mineral / año t de Cu recuperadas t de Cu 0.70 * 0.01 t de Cu alimentada t de mineral 7.140.000

toneladas de mineral/año  19.500 t de mineral/día 365 dias/año  815 t de mineral/hora

Para determinar la capacidad de la Planta se debe considerar la disponibilidad de los equipos para la operación y la mantención de ellos. Operación: según el sistema de trabajo de la planta: por ejemplo, para el chancado grueso, la planta opera en dos turnos de 8 horas cada uno, y para el resto de la Planta, se opera en tres turnos de 8 horas. Mantención: Se debe realizar mantención periódica a los equipos, sobre todo a los mayor : 8

desgaste y trabajo más pesado. Por ejemplo se debe destinar un turno semanal a mantención. Ejemplo: Una Planta opera en forma continua 3 turnos diarios todo el año. Se considera un turno por semana para mantención. Si la producción anual requerida es de 1.000.000 t/año, calcular la producción horaria de la planta. Solución

semanas horas turno manatención semanas días horas turnos  1 * 52 *8 * 52 *7 *3 año turno semana año semana día turno horas  8320 año

Capacidad horaria 

1.000.000 t/año t  120 8.320 h/año hora

Además de estos factores, se debe considerar la Disponibilidad de la Planta, la cual nunca es 100 %, por problemas situaciones como: Confiabilidad del proceso y equipos de transporte. Disponibilidad de almacenamiento y alimentación al proceso, debido a fallas y detenciones no programadas. Disponibilidad de personal, repuestos para reparaciones. Otros servicios tales como agua, energía eléctrica, etc.

Para plantas de chancado grandes: 60 - 75 % Para plantas de chancado pequeñas: 75 – 85 %. Plantas concentradoras grandes: 90 – 95 %. En el ejemplo, si la disponibilidad es de 90 %, entonces la Capacidad de Diseño de la Planta será de 120/0.9 = 133 toneladas/ hora. Si no se dispone de información acerca de la confiabilidad de operación, se puede considerar que la producción instantánea es del orden de 75 % mayor que la producción promedio.

Se considera para estos fines la siguiente disponibilidad: 63

4.2 ALMACENAMIENTO Los propósitos de un sistema de almacenamiento de materias primas y productos son: Tener una adecuada reserva de materias primas para el proceso. Tener una adecuada reserva de materias primas para trabajar a velocidad de producción distinta a la de suministro. Reservas para mantener la producción ante fallas eventuales de equipos anteriores. Para mezcla de materiales de diferente ley, tamaño, o tipos de material. Colectar y distribuir materiales a diferentes puntos. Almacenar entrega.

productos

terminados

para

Almacenar material antes de equipos en mantención. Otros. Tipos de almacenamiento: Acopios o Stock pile , para requerimientos grandes, en el, piso. Buzones. Los factores que se deben considerar para determinar las características de los acopios o buzones son: Dureza del material. Densidad aparente. Tamaño de partículas. Forma de escurrir el material. Solubilidad. Tendencia a la abrasión. Tendencia a la aglomeración.

Corrosividad. Conductibilidad. Etc. Estos sistemas de almacenamiento pueden ser: Cubiertos Abiertos. Interiores Grandes. Pequeños. De madera. De concreto. De acero inixidable. Otros factores que influyen, dependen del medio ambiente: Lluvioso. Alta humedad. Ventoso. Polvo ambiental. Temperatura. Estos factores están íntimamente relacionados con los factores del material. Por ejemplo si la densidad de éste es baja y el material es fino, y si existe viento y el ambiente es seco, se debe construir en un lugar cerrado. En cada caso se debe elegir la mejor alternativa técnica y económica. 4.2.1 ACOPIOS O STOCK PILE Se define como el almacenamiento de material en pilas en el piso. La superficie debe ser firme, sólida y bien drenada. El tamaño y forma depende de los propósitos, capacidad requerida y del espacio disponible. Formas: figuras N° 1 y 2 Cónica, la más común. Cónica radial. De lados paralelos.

Etc.

Fig. N掳 4.1 Stock Pile c贸nico radial

Fig. N掳 4.2 Stock pile c贸nico

Tamaño. Para pilas cónicas el volumen del acopio y la superficie del manto están dados por la ecuación: 1 V  * π * R 3 * tgθ 3 π*R2 S  cosθ

reposo de 37 º, y un diámetro de la base de 15,24 m. Determine la capacidad del acopio. 1 V  * π * (15,24/2) 3 * tg37  349 m 3 3

Masa total del acopio: 349 m3 *1,6 t/m3 559 t métricas.

Donde: R: Radio de la pila cónica. : Ángulo de reposo del material.

Se define Volumen Vivo, o activo, como la capacidad disponible para recuperar el material desde el acopio, por simple gravedad (fig. N°33)

Ejemplo: Si la densidad aparente del material es 1,6 t/m3 y el material tiene un ángulo de

En el esquema de la figura siguiente se definen estos conceptos: Volumen vivo

Volumen Muerto para descarga central





En que:  : Ángulo de reposo del material. : Ángulo de escurrimiento o ángulo de caída libre.

R = 0,2239,

La razón entre el volumen vivo y el total está dada por:

Almacenamiento vivo: 125 toneladas métricas.

R

almacenamiento vivo tg 2   almacenamiento total (tg   tg  ) 2

Para el caso de:  = 37 º y  = 40 º, se tiene:

y por lo tanto para el ejemplo:

Volumen del acopio depende de: La capacidad de la planta. El tiempo de retención del material. Periodo de operación de la planta. Otros sistemas de descarga desde acopios cónicos, pueden tener más de una descarga:

Buzones (bins): Están compuestos por una parte cilíndrica, y la tolva de descarga.

Fig. N° 4.3 Buzón para almacenamiento de mineral

4.3 OPERACIÓN DE CORREAS TRANSPORTADORA 4.3.1 INTRODUCCIÓN Las Correas Transportadoras están clasificadas como equipos críticos por que representan un alto riesgo de accidentes debido a sus partes en movimiento o mecanismos giratorios. Estos equipos son de alta productividad, económicos, seguros y abarcan prácticamente todo el espectro industrial, minero y siderúrgico. Atienden procesos desde algunos Kg./Hora hasta miles de Ton/Hora. El presente manual es una recopilación basado en antecedentes técnicos obtenidos desde catálogos, planos y visitas a terreno. 4.3.2 FUNDAMENTO TRANSPORTE

DEL

El transporte mediante correas se fundamenta en el hecho y requerimiento de un suministro de carga en forma continua, tratando que el flujo de carga se mantenga constante para permitir un funcionamiento correcto de los secadores evitando tacos y rendimiento deficiente del equipo que recibe el suministro. 4.3.2.1 OBJETIVO Transportar concentrado desde el área de Chancado Primario hasta el sector de las Pilas de Lixiviación. 4.3.2.2 SECUENCIA FUNCIONAMIENTO

El transporte en correas está dividido en dos partes, y estas son: -Transporte en correas de minerales Oxidados y -Transporte en correas de minerales Sulfurados

a) Transporte en correas de Minerales Oxidados Los minerales oxidados son transportados por camiones Komatsu 830E de 240 Toneladas desde el Stockpile de minerales oxidados hasta el Chancador Primario 110-CR-002 (Giratorio), éste mediante una pera excéntrica va girando y moliendo el mineral el cual deja caer por gravedad hasta la correa transportadora 110-CV032, esta correa tiene la posibilidad de descargar en la correa By Pass 110-CV004 que envía el mineral al transporte de sulfuros o descargar en la correa 110CV033 enviando el mineral al chancado secundario. La Correa Transportadora 110-CV033 descarga en el buzón de minerales gruesos 410-BN-405 , a su vez este descarga en la correa alimentadora 410FE-431, ésta correa transporta el mineral hasta el harnero vibratorio 410-SC-401. El harnero vibratorio separa el mineral según la abertura de la malla, si el mineral esta sobre el diámetro de la malla éste queda sobre el harnero y cae mediante gravedad al chancador secundario 410-CR-401 para retornar más tarde mediante correas nuevamente al harnero. El mineral que esta bajo el diámetro de la mallas va directamente a la correa 410-CV-405 que es la que descarga en el Stockpile de minerales oxidados finos. El stockpile de minerales oxidados por gravedad descarga en la correa 420-FE-415 y esta en la correa de alimentación de la planta de aglomerado 420-CV-413. Finalmente la correa 420-CV-413 descarga en el tambor aglomerador y más tarde el mineral aglomerado es enviado mediante un ciclo de correas hasta las canchas de lixiviación. b) Transporte en correas de minerales Sulfurados Los minerales oxidados son transportados primeramente por camiones Komatsu 830E de 240 Toneladas desde la mina hasta el Chancador Primario 110-CR-001 (Giratorio), éste mediante una pera excéntrica va girando y moliendo el mineral el cual deja caer por gravedad hasta la 70

correa transportadora 110-CV031, esta correa descarga en la correa 110-CV001 que envía el mineral a la correa 110-CV002 y esta descarga en el stockpile de minerales sulfurados. Ver esquema de correas transportadoras.

A continuación se procede a explicar por partes cada uno de los componentes de una correa transportadora. O

POLEA

Objetivo Direccionar la carga hacia el punto de descarga, puede acumular pequeñas cantidades de material hasta direccionar hacia su destino.

4.3.3 DESCRIPCIÓN

4.3.3.1 TAMBOR CABEZA MOTRIZ

4.3.3.2 TOLVA DE DESCARGA

Objetivo Esta pieza de la correa cumple las siguientes funciones: -Tracciona la cinta transportadora, es por ello que está forrada en goma cuya superficie tiene forma de bizcocho. -Si su alineamiento es correcto mantiene centrada la banda de transporte. -El diámetro del tambor tiene como objetivo permitir doblar la cinta transportadora sin dañar las telas y la goma de que está confeccionada. Descripción Esta confeccionada de un cilindro metálico forrado en goma apoyado en un eje concéntrico soportado por cojinetes o rodamiento, su fuerza de rotación es entregada a través de un reductor que cumple la función de multiplicar la fuerza suministrada por el motor eléctrico. Tiene un diámetro mayor que el resto de tambores y polines teniendo como función entregar una mayor superficie de apoyo y agarre lo cual resulta una excelente tracción. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras".

Permite la salida del material de la correa en forma idónea (dirección y flujo) Descripción Normalmente se construye de fierro dispuesto para recibir la carga, y las planchas tienen la forma de embudo lo cual permite el direccionamiento de la carga. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". 4.3.3.3 POLEA CONTRAPESO

TENSORA

CON

Objetivo La función principal de este dispositivo mecánico es mantener estirada la cinta transportadora a objeto de que no pierda adherencia y arrastre de la polea motriz y además evitar mediante esta tensión el azote de la cinta o banda transportadora evitando daños. El dispositivo de recuperación de tensión se hace necesario con los objetivos de: -Dar a la rama de retorno de la cinta una tensión suficiente para asegurar un arrastre correcto. -Impedir a la cinta el tomar una flecha demasiado acentuada entre los rodillos portadores. -Permitir recuperar el alargamiento o encogimiento de la cinta. -Absorber las sacudidas del arranque. -Tener eventualmente un empalme en caso de avería. Descripción

Está confeccionada de un cilindro hueco apoyado en cojinetes sobre los cuales actúa un contrapeso encargado de generar la fuerza que mantiene estirada la correa, la cinta de goma se apoya en la parte exterior del cilindro cuyo

diámetro es apropiado para entregar una gran superficie de agarre y contacto. Ver Figura 1 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras".

Figura 4.4. Esquema General de un Sistema de Correa Transportadora 4.3.3.4 Poleas Deflectoras del Tensor Objetivo Obligar a la cinta transportadora a adherirse a la mayor superficie de contacto con el tambor motriz . Descripción Es de mayor diámetro que los polines, normalmente se encuentra cerca de la poleas ubicada en los extremos de la banda de transporte; polea de cabeza (motriz) y la polea de retorno o de cola, esta apoyada sobre cojinetes lubricados por grasa. Su función la cumple empujando la cinta para que cubra una mayor superficie de contacto sobre la polea de cabeza. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". 4.3.3.5 Polines de Retorno

Objetivo Sostener la correa que regresa a tomar de nuevo carga, están soportados por cojinetes lubricados con grasa. Sobre las cuales se apoya el trecho de retorno de la correa. Descripción Son polines metálicos cubiertos por anillos de goma cuyo objetivo es limpiar el polvo y barro de la correa transportadora, vea la Figura 4 que muestra los polines de retorno, su posición es la de ofrecer una superficie recta al paso de la cinta. Son de forma cilíndrica y generalmente se usan en conjunto como soporte. Son capaces de efectuar libre rotación en torno a su eje y son para soportar y/o guiar correas transportadoras. 72

4.3.3.6 POLINES CONDUCCIÓN

CARGA

Objetivo Como lo dice su nombre, su función es soportar y transportar la carga que esta moviendo la cinta transportadora. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". Fig. N° 4.6 Tipos de Rodillos.

Conjunto de rodillos en los cuales se apoya el trecho cargado de la correa transportadora. Descripción Tienen forma de cilindro y están construido de acero y soportado por cojinetes lubricados con grasa, instalados siempre en la parte superior de la correa transportadora Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras" y Figura 5 "Polines de Carga" y Ver Fig. 6.

4.3.3.7 POLINES AUTOALINEANTE DE CARGA Objetivo Están dispuestos en puntos estratégicos en toda la cinta transportadora a objeto de mantener alineada la correa cuando esta funcionando con carga. Esto significa que controlan el movimiento lateral de la correa. Descripción Están dispuestos en posición vertical perpendicular a la cinta transportadora, su función es alinear la cinta transportadora.

Fig. N° 4.5 Polines de Carga.

Rodillos dotados de mecanismos giratorios accionados por la correa de modo de controlar el desplazamiento lateral de la misma. Son usados tanto en el trecho de carga como del retorno. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". y Ver Fig. 7.

Soportar el material para poderlo transportar continuamente. Descripción La cinta o banda transportadora está construida por capas de telas engomadas desplegadas a lo largo de la cinta, en capas sucesivas según sea su funcionamiento.

Fig. N° 4.7 Disposición de Rodillos. 4.3.3.8 POLINES DE IMPACTO Objetivo Están ubicados justo debajo de la descarga del buzón de la correa y reciben directamente la carga a medida que se descarga el suministro, están construido de material que puede amortiguar el impacto del golpe de la carga y de esta manera proteger la correa evitando que se gaste o rompa durante el funcionamiento. Descripción Es un cilindro de acero montado en cojinetes lubricados por grasa, su forro exterior normalmente está construido por cilindros concéntricos de goma de mayor diámetro que el polín. Ver Figura 8 "Polines de Impacto". Conjunto de rodillos localizados en el punto en donde la correa recibe la carga, destinados a absorber el choque resultante de impacto del material sobre la correa. 4.3.3.9 CORREA, CINTA O BANDA Objetivo

Fig. N° 4.8 Polines de Impacto y Autoalineantes. Una cinta transportadora de composición normal presenta un recubrimiento y un esqueleto o armazón. El recubrimiento debe resistir a la abrasión de los productos químicos, al calor, etc. El material comúnmente utilizado como revestimiento es la goma de características especiales. En cuanto a la forma del recubrimiento, éste puede ser liso o con salientes (en el caso de fuertes inclinaciones) Ver Figura 9. "Constitución de una Cinta Transportadora".

Fig. N° 4.9 Constitución de una Cinta Transportadora". El armazón consiste en una serie de pliegues o capas, confeccionadas con materiales diversos: algodón, rayón, nylon, elementos de acero, etc. y según varias formas de tejidos. 4.3.3.10 Guardera o Guardapolvo. Objetivo Distribuir correctamente el material en la correa. Evitar que este se derrame fuera de la correa en forma peligrosa. Descripción Son guías ubicadas en forma paralela a la correa para asegurar una buena distribución del material, permite además la decantación del material debido a la turbulencia producida en la descarga. Se usan a continuación en los toboganes de descarga, y en partes donde haya peligros de derrames. En

algunos casos se llega a usar a lo largo de toda la correa. 4.3.3.11 Tolva de Carga o Alimentación Objetivo La apropiada colocación del material en la correa ayuda mucho a una operación sin problemas y baja los costos de mantención. Los requerimientos más importantes son: a) Alimentar el material en una razón uniforme que no cause sobrecarga ni rebase de material pero que asegure al transportador su máxima eficiencia. b) Situar el material centrado en la correa y ayudarla así a moverse correctamente en los polines y poleas previniendo rebases. c) Reducir el impacto del material sobre la correa. 75

Descripción

Esta confeccionada de un cilindro metálico forrado en goma apoyado en un eje concéntrico soportado por cojinetes o rodamiento, esta polea en la mayoría de las veces es conducida por la polea de cabeza. y cuando la carga lo requiere también es propulsada mediante un motor con reductor.

Normalmente las tolvas de descarga se construyen de planchas de fierro en forma de embudo lo cual permite el direccionamiento del material sobre la correa cuando está en funcionamiento. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras".

Tiene un diámetro mayor que el resto de los tambores y polines, y tiene como función evitar el quiebre de la cinta transportadora, es decir el diámetro se diseña de acuerdo a la flexibilidad de la correa. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras".

4.3.3.12 Polea Deflectora de Cola

4.3.3.14 CORREA

d) El material debe tener contacto con la correa a una velocidad lo más cercana a la velocidad de la correa y en la dirección del movimiento de ésta, para reducir su desgaste.

Objetivo Obligar a la cinta transportadora a adherirse a la mayor superficie de contacto con la polea de retorno o de cola para que ayude a que ésta permanezca centrada.

Es de mayor diámetro que los polines, normalmente se encuentra cerca de las poleas de retorno ubicada en los extremos de la banda de transporte; está apoyada sobre cojinetes lubricados con grasa. Su función la cumple empujando la cinta para que cubra una mayor superficie de contacto sobre la polea de retorno. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". O

POLEA

Objetivo Sostener la cinta transportadora por el otro extremo por donde siempre se coloca la carga sobre la correa. Descripción

Objetivo Limpiar la correa del material que queda adherido a ella después de haber descargado. Descripción

Descripción

4.3.3.13 TAMBOR COLA/RETORNO

RASPADOR

Generalmente se ubica en la estructura de la tolva de descarga y está fabricada de un material que no rompa la correa pero que a la vez la limpie. Ver Figura 4 "Esquema General de un Sistema de Correas Transportadoras". 4.3.3.15 FRENO RETROCESO

MECÁNICO

Objetivo Evitar que la correa se devuelva cuando esta se detenga en una pendiente y además tenga carga. Descripción Cuando las fuerzas gravitacionales (carga y correa) superan las fuerzas de fricción, como en eI caso de un transportador de pendiente ascendente o que tenga partes ascendentes, un freno de retroceso mecánico debe colocarse para prevenir 76

que la correa se devuelva cuando se detenga o sea parada con carga.

en el área, las cuales se realizan mediante lazos de control que los equipos poseen.

Si una correa cargada o parcialmente cargada se devuelve, puede acumularse gran cantidad de material en el extremo inferior (culata) que debe recargarse y que posiblemente cause daño a la correa y otras partes del transportador.

Descripción

4.3.3.16 PIOLAS DE PARADAS O DE EMERGENCIA Objetivo Detener las correas transportadoras en cualquier momento y desde cualquier parte desde donde esta se haya accionado. Descripción Consiste en una cuerda de acero recubierta por goma que se encuentra a ambos lados, a lo largo o en lugares estratégicamente estudiados de la cinta transportadora. Esta cinta está instalada a la estructura porta-polines y va conectada a un interruptor de parada que al ser tirada éste se acciona deteniendo la correa. Ver Fotografía 10 "Parada de Emergencia con Piolas". 4.3.3.17 PANEL (BOTONERAS)

CONTROL

Objetivo Este mecanismo es el encargado de ejecutar las ordenes realizadas por el Operador en los botones locales (Partir - Parar) de los equipos involucrados

Estos tableros consisten en botoneras Partir Parar, que son los encargados de transmitir las señales a las distintas correas de ésta área, transformando finalmente la señal en ordenes de operación. Ver Figura 11 "Botoneras de Control". Es importante decir que la ley establece que toda máquina electromotriz estacionaria deberá tener un interruptor instalado a no más de 13,6 metros de ella, que permita desenergizar por completo el equipo. Este interruptor debe ser instalado en un lugar de fácil acceso y ubicación, para ser rápidamente accionado en caso de emergencia. Todos los tableros, interruptores de partida u otros dispositivos eléctricos y mecánicos, deben estar debidamente identificados en idioma español. Las correas transportadoras deben tener una leyenda que indique qué equipo es y el número que le corresponde. Ejemplo Sistema de Avance de mineral desde área Aglomeración a construcción de pilas de Lixiviación; Correa Transportadora 420 - CV - 415, en plano 400 - B - 102, etc. Finalmente las correas transportadoras poseen un sistema llamado "interlock" que es un medio de asegurar que, si por cualquier razón una correa en una serie se detiene, todas las correas en el sistema que la alimentan deben detenerse automáticamente. Igualmente ninguna puede arrancar mientras la correa sobre la cual son dirigidas no esté en movimiento.

Fig. N째 4.11 "Botoneras de Control".

. Fig. N째 4.10 Muestra la piola de emergencia

CAPITULO SEPARACIÓN TAMAÑOS

5: POR

Existe una gran variedad de propósitos que justifican una separación por tamaños, los principales, en la industria minera son :

Es la operación en la que se produce la separación de un sistema particulado, de una cierta distribución granulométrica, en dos fracciones, una con una distribución en que prevalecen los tamaños mayores y otra en la que prevalecen los tamaños menores.

Prevenir que los gruesos pasen a la siguiente etapa, en circuito cerrado en operaciones de reducción de tamaño.

Introducción

Esta operación es de amplio uso industrial y su objetivo principal es manipular las distribuciones de tamaños de los flujos de una planta con el fin de optimizar el comportamiento de otras operaciones. El principio utilizado para producir la separación depende de la magnitud de los tamaños de las partículas que componen el sistema. Cuando se trata de tamaños gruesos la separación se produce por impedimento físico de una superficie provista de aberturas, la que retiene sobre ella aquellas partículas con tamaños mayores que su abertura; en este caso la operación se denomina harneado. Cuando los tamaños de la distribución son relativamente pequeños, la separación se realiza haciendo uso de principios hidrodinámicos (sedimentación) y la operación recibe el nombre de clasificación. No existe un tamaño de partícula que represente una frontera entre la aplicación de estos dos principios, sino que más bien ésta queda definida principalmente por la eficiencia de los equipos y la magnitud y naturaleza de la operación.

Prevenir la entrada de finos a las etapas de reducción de tamaño, se evita la producción de lamas y se aumenta la capacidad y eficiencia del proceso.

Preparar un material de rango de tamaños más estrecho para aumentar la eficiencia de otras operaciones en el procesamiento de minerales: flotación, concentración gravitacional, etc.

5.1 HARNEADO Es una operación de amplio uso industrial, presentando una gran variedad de equipos. Se realiza normalmente sobre materiales gruesos, perdiendo eficiencia rápidamente con la disminución del tamaño de la partícula. En forma simple un harnero es una superficie con una multiplicidad de aberturas de una cierta dimensión. De tal forma que al pasar un sistema particulado sobre ella retendrá las partículas con tamaños mayores que la abertura, dejando pasar las de tamaño menor. Estas superficies están constituidas por barras paralelas, placas perforadas o mallas de alambres (fig 1). Las superficies con aberturas pequeñas son por naturaleza más caras y de menor resistencia física, presentando además, en la operación, una alta tendencia a bloquearse con partículas retenidas. Esto hace que la operación de harneo se vea en la práctica, restringida a materiales con tamaños mayores que 250 m.

Fig. N° 5.1 Harnero 5.1.1 FACTORES QUE AFECTAN LA OPERACIÓN DE HARNEADO La eficiencia de una operación de harneado está relacionada íntimamente con su capacidad. Así, un flujo de alimentación bajo permitirá un mayor tiempo de residencia del material en el harnero, lo que contribuirá a una separación más perfecta. En la práctica, el factor económico lleva a operar con flujos relativamente altos, lo que reduce el tiempo de residencia y aumenta el espesor de la cama de material que fluye sobre el harnero, y a través de la cual deben movilizarse las partículas finas hacia la superficie del harnero. El efecto neto es una reducción en la eficiencia. Una alta capacidad y eficiencia son requerimientos opuestos para una operación dada, por lo que debe llegarse a una situación de compromiso para alcanzar un resultado óptimo. Para una capacidad dada, la eficiencia de la operación de harneado depende de la probabilidad que tiene la partícula de pasar a través del harnero una vez que ha alcanzado su superficie. Esta probabilidad está dada por el

producto del número de veces que la partícula choca con la superficie multiplicado por la probabilidad de paso en cada uno de los choques. El número de veces que la partícula choca con la superficie depende tanto del flujo de alimentación como de la vibración que se induzca al harnero. Esta tiene como objetivo aumentar la eficiencia reduciendo el bloqueo de la malla e induciendo segregación en el lecho de partículas, lo que permite al fino alcanzar la superficie. Por otra parte, existen varios factores que afectan la probabilidad de paso de la partícula a través de la malla: El ángulo de aproximación de la partícula a la superficie. Mientras más perpendicular sea esta aproximación, mayor será la probabilidad de paso. Orientación de la partícula. Para partículas de forma irregular siempre existirá una orientación en que ésta presentará una sección transversal mínima, lo que aumenta la probabilidad de paso.

La fracción de área libre de la superficie. Esta fracción de área decrece al disminuir el tamaño de la abertura. Naturaleza del material. Es otro factor muy importante, pues la eficiencia se reduce drásticamente cuando existe una alta fracción de partículas con tamaños cercanos a la abertura, ya que esta situación favorece el bloqueo de la malla reduciéndose significativamente el área libre. Humedad y presencia de arcillas. Estas producen aglomeración de partículas y bloqueo de las aberturas. El harneado debe realizarse preferentemente con materiales secos o con pulpas, pero nunca con materiales con alta humedad. El harneado de pulpas es más eficiente que en seco, pues el agua lava las partículas gruesas y limpia la superficie del harnero; sin embargo, el costo de secado de los productos hace que se prefiera la operación en seco.

5.1.2 TIPOS DE HARNEROS Existe un buen número de harneros industriales que generalmente se agrupan en dos tipos, estacionarios y móviles. Harneros estacionarios (Parrilla o Grizzly). Son dispositivos que están constituidos por un conjunto de barras paralelas, dispuestas en un marco y ubicadas en la misma dirección del flujo de material. Se utilizan para la separación de sistemas constituidos por partículas gruesas en los circuitos de chancado . La parrilla se ubica con una inclinación que varía entre 20 y 50 grados para permitir el escurrimiento de las partículas ; así entonces mientras mayor es su inclinación mayor es la capacidad , pero menor su eficiencia , ver figura Nº 2.

Fig. N° 5.2 Harneros estacionarios Harneros móviles ( Trommel ) . Este dispositivo está constituido por una malla cilíndrica que gira sobre su eje. Suelen ubicarse en serie, uno a continuación del otro o en forma concéntrica. Ubicarlos en línea tiene el inconveniente que la malla más fina recibe toda la alimentación ( malla físicamente más débil ); y en

forma concéntrica, el inconveniente es que, es difícil detectar y reparar fallas en las mallas interiores. Se utilizan en seco o con pulpas, son de bajo costo pero tienen una baja capacidad. Figura 3

Fig. N° 5.3 Harneros móviles Como ya se planteó, se induce vibración al Harneros vibratorios. Es el equipo más harnero para que, disminuyendo el bloqueo de la utilizado en el procesamiento de minerales. Su superficie y provocando segregación de la cama mayor aplicación está en los circuitos de de material, se aumente la eficiencia de chancado. Está constituido por una malla de separación. Sin embargo, un movimiento muy acero o plancha de goma perforada montada en amplio, reduce la eficiencia, ya que las partículas un marco, al cual se le induce una vibración tienden a rebotar sobre la superficie vertical en forma mecánica o eléctrica. Esto es, disminuyendo el número de contactos con ella. mediante solenoides unidos al marco, o mediante Frecuencias altas se utilizan preferentemente con una polea excéntrica o descompensada. Todo flujos altos, ya que la altura de la cama de este sistema está montado sobre resortes o partículas amortigua la tendencia a rebotar. soportes de goma. Figura 1.8. Se muestra, en las figuras 4 un harnero tipo Banana de reciente aplicación

Fig. N° 5.4 Harnero tipo Banana

5.2 CLASIFICACIÓN El campo de la clasificación comprende aquellas operaciones de separación por tamaños que utilizan como principio de separación la velocidad de sedimentación. Entendiéndose por velocidad de sedimentación, la velocidad relativa entre un fluido y un sólido que se produce por la acción de un campo de fuerzas externo como el gravitatorio o uno centrífugo.

como se muestra en la figura 6. De acuerdo a este esquema, existe una superficie donde la velocidad vertical se hace cero y cambia de dirección.

De acuerdo al tipo de fuerzas que se aproveche para producir la separación, así como también la forma como se apliquen estas fuerzas, los diferentes equipos existentes se agrupan en: - flujo vertical - flujo horizontal. Figura 1.10. - centrífugos. Figura 1.11. En este curso centraremos la atención en la descripción de los equipos de separación centrífuga, en particular los HIDROCICLONES. 5.2.1 CENTRÍFUGOS

Fig. N° 5.5 Hidrociclon con Vortex y Apex

CLASIFICADORES

Dentro del grupo de equipos centrífugos se encuentra el ciclón y el hidrociclón, que utilizan un campo centrífugo generado por la rotación del fluido, para acelerar la velocidad de sedimentación de las partículas. El hidrociclón es un estanque cilindro cónico, con una alimentación tangencial en la parte superior. Posee dos salidas, una situada en el centro y en lo alto de la parte cilíndrica denominada vortex, y una en el extremo inferior del cono denominada apex; (figura 5). La entrada tangencial produce un movimiento de vórtice en tres dimensiones (figura 6). Las trayectorias son hacia abajo para las partículas gruesas que se ubican cerca de las paredes, y hacia arriba para las partículas finas que se ubican cerca del eje. Es decir existen dos vórtices concéntricos actuando simultáneamente y con direcciones opuestas

Las partículas en suspensión están afectas a la acción de dos fuerzas opuestas: una fuerza de arrastre hidrodinámica dirigida radialmente hacia adentro y una fuerza centrífuga dirigida radialmente hacia afuera, como se indica en la figura Nº 6 Dependiendo del tamaño y peso específico de las partículas, éstas tenderán a una posición de equilibrio que es más cercana al eje del ciclón mientras más pequeña o más liviana es la partícula. Las partículas que se ubican en el radio de acción del vórtice ascendente serán llevados al rebose. Aquellas que se ubican a una distancia mayor serán llevadas a la descarga del hidrociclón o underflow. Mientras que aquellas que se ubiquen en la zona de velocidad vertical cero tendrán la misma probabilidad de aparecer en el rebose o descarga del hidrociclón.

tamaño de corte y la nitidez de separación. Las más importantes son: Tamaño de la unidad (diámetro de la parte cilíndrica). Cada modelo de hidrociclón tiene asociado un rango de corte determinado, entendiéndose éste como el tamaño de gruesos que se encuentra en un porcentaje del 1 - 5 % en el overflow, y que corresponde al cortocircuito de partículas gruesa que son arrastradas en el overflow.

Fig. N° 5.6 Hidrociclon Una columna de aire se desarrolla a lo largo del eje, normalmente conectada a la atmósfera a través del apex. El comportamiento de esta columna de aire es complejo, y su efecto en el funcionamiento del hidrociclón es bastante importante. La desaparición de la columna de aire da lugar a una descarga tipo cordón, en contraste con la descarga usual tipo "paraguas". La descarga tipo cordón puede ocurrir si la acumulación de gruesos en el cono es excesiva debido a un diámetro muy pequeño del apex, o a un aumento del contenido de sólidos en la alimentación, o del flujo de entrada al ciclón. Esta situación de operación es indeseable debido a que disminuye la eficiencia de clasificación.

Tamaño de la alimentación o área de entrada. Determina la velocidad de entrada de la pulpa. En la mayoría de los ciclones la forma de la entrada se desarrolla desde una sección transversal (en la entrada) hasta una sección rectangular (en la sección cilíndrica), para extender el flujo a lo largo de la pared de la cámara. Diámetro del vortex o buscador de vortex, que determina, según sea la presión de alimentación, el tamaño de corte: si este diámetro aumenta, el corte o tamaño de separación será más grueso y aumentará la capacidad del hidrociclón. Diámetro del apex. Determina la densidad de la pulpa de descarga, y debe ser bastante grande para descargar los sólidos gruesos en ella. Este orificio también debe permitir la entrada de aire a lo largo del eje del ciclón para establecer el remolino de aire. La descarga debe permitir formar un chorro cónico hueco, con un ángulo comprendido entre 20 y 30 º.

5.2.2 FACTORES QUE AFECTAN LA OPERACIÓN DE UN HIDROCICLÓN.

El tamaño de corte (d50) depende principalmente del diámetro de la unidad, aumentando con un aumento del diámetro.

Las variables se clasifican en cuatro grupos: de diseño, parámetros del material, de operación y perturbaciones.

El d50 aumenta al aumentar el diámetro del vortex y el área de alimentación y disminuye al aumentar el diámetro del apex ( spigot ).

Variables de diseño: Definen el comportamiento grueso del hidrociclón, el

Un hidrociclón típico tiene un área de entrada del alrededor del 7 % del área de la sección

transversal de la cámara de alimentación, el vortex tiene un diámetro de 35 - 40 % del diámetro del hidrociclón, y el diámetro del apex generalmente no es menor del 25 % del diámetro del vortex.

que aparece en la descarga. Existe una interrelación entre ellas, ya que la proporción de agua influye en el cortocircuito y la granulometría del rebose es función de la curva de clasificación, del d50 y de la fracción de cortocircuito.

Parámetros del material, el más importante es la densidad del material, cuyo aumento disminuye el d50, y la composición si es que está constituido por una mezcla de distintas densidades. También la forma de la partícula es un factor importante en la separación.

Perturbaciones: La principal perturbación es la distribución granulométrica de la alimentación. Esto requiere de un ajuste rápido del porcentaje de sólidos para mantener el d50 constante.

Variables de Operación: se puede distinguir entre variables de entrada y de salida. Entre las de entrada se tiene: * Flujo de alimentación. * Concentración de sólidos. * Presión de alimentación. La concentración, expresada como fracción volumétrica de sólidos, o como porcentaje de sólidos en peso, es la principal variable de control que permite cambiar en forma inmediata el tamaño de corte. Para separaciones finas, se logra con porcentajes de sólidos bajos y una gran caída de presión. El porcentaje de sólidos en peso es normalmente de 30 %. Porcentajes de sólidos más altos deteriorar la eficiencia de clasificación, debido a un aumento de la viscosidad de la pulpa y disminución de la caída de presión efectiva. La presión de alimentación y el flujo de material están relacionados íntimamente y determinan la capacidad del equipo. Un aumento en el flujo mejora la eficiencia por un aumento en la fuerza centrífuga y así partículas más finas son llevadas al underflow y el d50 disminuye. El sistema de bombeo se diseña, normalmente, para alcanzar caídas de presión del orden de 10 psi (69 kPa), medida a la entrada del hidrociclón. Un aumento en la caída de presión tiene un efecto similar al del aumento del flujo de alimentación. Entre las variables de salida interesa la granulometría del rebose y la proporción de agua

5.2.3 EFICIENCIA CLASIFICACIÓN

La eficiencia de clasificación que realiza el hidrociclón, se evalúa por la fracción de la alimentación que se va a la descarga del hidrociclón, para cada intervalo de tamaño. Una clasificación ideal sería aquella en la que todas las partículas más finas que un tamaño de corte sean seleccionadas para el rebose y las más gruesas para la descarga del hidrociclón. Sin embargo en la práctica los hidrociclones no se comportan de esta manera y siempre habrá partículas finas en la descarga. Esto se debe, seguramente, a que las partículas son atrapadas y arrastradas por la pulpa densa de partículas gruesas que se mueve hacia la descarga. La fracción de finos de la alimentación que se va a la descarga normalmente se interpreta como un " cortocircuito" o " by-pass" directo de la pulpa de alimentación al flujo de descarga y se supone que afecta a todos los tamaños por igual. Es conveniente la eficiencia de clasificación en un hidrociclón, por el porcentaje en peso, de cada fracción de tamaño, de las partículas de la alimentación que se va a underflow (eficiencia diferencial) como:

E  x  Donde:

D f D  x  100 A f A  x

A y D son los flujos de alimentación y descarga respectivamente. fA(x) y fD(x) = fracción en peso de tamaño por la alimentación y descarga.

Así, la eficiencia corregida, E(x), que representa solamente lo que ocurre a las partículas que son efectivamente clasificadas, se define como:

Sin embargo, las partículas finas son transportadas por el agua, y no se clasifican , y van con el agua del Underflow constituyendo el corto - circuito, definido como porcentaje del agua de la alimentación que va al Underflow: M(x).

Ec x 

D f D x  M  x 100 A f A  x  M x

Fig. N° 5.7 Zona de perturbaciones

5.3 TIPOS HIDROCICLONES (FIG. 8)

Debido a las diferentes necesidades surgidas en el tratamiento de minerales, los hidrociclones han debido evolucionar, tanto en forma como en

tamaño. Ello ha obligado a los investigadores y constructores a desarrollar equipos que, en ocasiones, guardan poco parecido con la imagen de un hidrociclón convencional. Por ello, parece necesario intentar clasificarlos, detallando sus diferencias constructivas y campos de aplicación.

Fig. N° 5.8 Batería de Hidrociclones De acuerdo a su geometría podrían clasificarse en dos grandes grupos:

hidrociclones, se alejan bastante de su aplicación inicial.

Cónicos y Cilíndricos .Dentro del primer grupo se incluirán los de cono pronunciado y los de cono tendido. El segundo grupo recogería los cilíndricos de fondo plano y descarga periférica, y los cilíndricos con descarga central.

5.3.1 HIDROCICLONES CÓNICOS

Cabría mencionar también dos tipos de hidrociclones relativamente nuevos: el hidrociclón criba y el hidrociclón aireado. Estos equipos, aún recibiendo el nombre de

Como se ha mencionado anteriormente, los hidrociclones cónicos, o convencionales, podrían subclasificarse de acuerdo al ángulo de su parte cónica en: cónicos de cono pronunciado y de cono tendido. Cono pronunciado (convencionales)

Este grupo comprende aquellos hidrociclones con ángulo menor de 20º, caracterizados por un cuerpo relativamente largo debido a su conicidad. Este tipo de diseño se acompaña con partes cilíndricas de gran longitud (mayor que una vez el diámetro), y toberas de alimentación y rebose de pequeñas dimensiones, para aumentar el tiempo de residencia.

descarga), pero selectividad.

Esto, debido a la gran altura libre de vórtice, ( distancia entre el borde inferior de la tobera de rebose y el vértice de la parte cónica ), y su influencia inversamente proporcional al tamaño de corte, les hace los más adecuados para clasificaciones finas, como se requiere en operaciones de clarificación y espesado.

Ha podido observarse en unidades de laboratorio, construidas en materiales transparentes la formación de una " cama " de sólidos en la parte baja del cono que permanece en movimiento a lo largo del núcleo central, lo cual da lugar a un efecto de reclasificación, explicando el por qué de la mejor selectividad de estos hidrociclones.

En general, solamente los hidrociclones de pequeño y medio diámetro, hasta 250 mm, se construyen con conicidad pronunciada. Suelen operar a presiones medias entre 22 y 58 psi obteniéndose tamaños de corte entre 2 y 30 m .

sí

presentan

una

mejor

La presión de operación suele ser menor a 22 psi, aunque nunca menor a 3 psi, ya que ,sino no se consigue una columna central de vacío estable . Generalmente se opera entre 5 y 15 psi alcanzándose cortes entre 30 y 150 micras.

Una aplicación muy conocida de este tipo de hidrociclones es el lavado de carbón. Figura 9

Este es el tipo más difundido, especialmente en el tratamiento de minerales industriales donde a menudo se requieren clasificaciones más finas. Cono tendido Los hidrociclones de cono tendido o ancho mayor de 20º, son usados principalmente para clasificar tanto por tamaño como por densidad (clasificación selectiva). El ángulo de su parte cónica varía entre 20º y 45º, aunque excepcionalmente pueden encontrarse hidrociclones con hasta 160º. Se construyen en diámetros comprendidos entre 250 mm y 1250 mm, aunque algunos fabricantes construyen modelos de hasta 2000 mm. Como es lógico, al disminuir el tiempo de residencia de la pulpa en el interior del hidrociclón, por su menor longitud, aumenta el tamaño de separación. Ello trae como consecuencia que estos hidrociclones no alcancen una elevada recuperación de sólidos, (referida a la

Fig. N° 5.9 Hidrociclón de cono tendido 5.3.2 CILÍNDRICOS

HIDROCICLONES

Podrían incluirse dentro de la clasificación anterior, como hidrociclones de cono tendido, pero debido a que exteriormente no se aprecia nada más que su cuerpo cilíndrico por su ángulo de 180º, es decir, fondo perpendicular a la pared lateral, y también porque su campo de aplicación difiere notablemente de aquellos, merecen un tratamiento diferenciado. Con descarga periférica

Consisten básicamente en un ciclón convencional del cual se ha eliminado su zona cónica, reemplazándola por una parte cilíndrica de similar longitud. El fondo del ciclón es plano y la extracción del producto grueso se realiza tangencialmente por la zona baja de la pared cilíndrica. Con descarga central (fondo plano, figura 10) Este diseño difiere del anterior, en que la descarga se realiza de modo convencional, es decir, a través de un orificio central. Con el fin de ampliar el campo de trabajo de los hidrociclones hacia tamaños de corte mayores, por encima de las 150 micras, surgió, basándose en la cama de sólidos que se crea en los ciclones de cono obtuso, el desarrollo de los llamados ciclones de fondo plano, mejor llamados ciclones de lecho circulante o clasificadores del lecho circulante ( CBC ) . Se explicaba anteriormente que el lecho " fluido " creado en la zona inferior de los ciclones de cono ancho, no es un lecho estacionario, sino que está dotado de un movimiento de convección alrededor del núcleo central, lo cual favorece la reclasificación de partículas, ligeras o de pequeño tamaño, mal clasificadas, que en su movimiento constante son en algún momento arrastradas por el torbellino interior o principal, siendo finalmente vaciadas con el rebose superior. Este principio no puede ser aprovechado en un ciclón cónico, porque un aumento de la altura

del lecho provocará rápidamente la obstrucción de la boquilla de descarga, debido a la fricción de las partículas con la pared cónica (efecto silo), pero si puede ser desarrollado, alejando la pared del orificio de descarga, para lo cual se elimina la zona cónica, prolongando al mismo tiempo la zona cilíndrica y cerrando el ciclón con un fondo horizontal o casi, con un ángulo comprendido entre 160º y 180º. El lecho fluido creado en el fondo del ciclón actúa como un "colchón", amortiguando las variaciones en la alimentación, tanto en el caudal como en concentración de sólidos. Este efecto es de sumo interés, especialmente en circuitos cerrados de molienda donde existen variaciones frecuentes de la concentración de sólidos en la alimentación, debido a los cambios de dureza del mineral y otras variables. Una disminución de la concentración de alimentación, es seguida de una disminución de la concentración en la descarga, lo que provoca automáticamente una pérdida de partículas finas con el producto grueso (cortocircuito o by-pass). Contrariamente a lo que podría pensarse, la tendencia a la obstrucción de la descarga, por aumentos en el tonelaje de sólidos, es menor en este tipo de ciclones que en los convencionales, resultando extraño llegar a la obstrucción total, lo que es bastante usual en circuitos de molienda, con las terribles consecuencias que esto trae para los circuitos de flotación posteriores que reciben el producto del rebose de los ciclones.

Fig. N掳 5.10 Hidrocicl贸n con descarga central

CAPÍTULO REDUCCIÓN TAMAÑO

6: DE

6.1 INTRODUCCIÓN. Debido a que los minerales se encuentran finamente diseminados e íntimamente asociados con la ganga, deben ser liberados antes de realizar un proceso de separación. Para flotación, interesa un determinado tamaño del material, una superficie específica o el mencionado grado de liberación. Las primeras etapas de conminución se realizan para facilitar el manejo del material

proveniente de la mina y luego, en sucesivas etapas de chancado y molienda, para separar el mineral de la ganga. El chancado se realiza con material seco, y el mecanismo de reducción de tamaño es la compresión o impacto . La molienda se realiza principalmente en húmedo. El mecanismo de reducción es abrasión e impacto del mineral por el movimiento de los medios de molienda, tales como barras, bolas o el mismo material grueso (guijarros ). Debido a que estas son etapas que consumen grandes cantidades de energía, la filosofía en la aplicación de cada etapa, es moler lo mínimo necesario. La tabla 2 muestra los rangos de tamaño de aplicación de cada una de las etapas.

Consum o Equipo Energía Kwh/to n Primaria 100 cm-10 cm 0.35 Trituradora Mandíbula y Giratoria Trituración Secundaria 10 cm-1cm 0.3 - 3 Trituradora Cono ( 100 cm-0.5 cm ) (4"-3/8") Estándar Terciaria 1cm-0.5cm Trituradora Cono (3/8"-1/4") Cabeza Corta Primaria 10 mm - 1 mm 3 - 6 Molino de Barras Molienda Secundaria 1mm – 100 m 10 Molino de Bolas ( 10 cm - 10 m ) Terciaria 100 m – 10 - 30 Molino de Bolas 10 m Tabla Nº 2 : Rangos de tamaño de aplicación en cada etapa. Etapa

Sub-etapa Rango Tamaño

6.2 ANTECEDENTES GENERALES. La reducción de tamaño de partículas es una operación necesaria en una variada gama de actividades que incluye a las industrias mineras, metalúrgica, química, del cemento, entre otras. El objetivo que normalmente se persigue en la

industria minera es obtener un producto, de un tamaño, en el cual las especies mineralógicas valiosas se encuentren liberadas y puedan ser separadas de la ganga en procesos posteriores. Las operaciones de reducción de tamaño, se caracterizan por involucrar un alto consumo de energía. En una evaluación del uso de energía en

la conminución de minerales de cobre porfídico mediante métodos tradicionales, se concluye que la reducción de tamaño consume aproximadamente un 74% de un promedio de 13 Kwh/ton. de mineral, necesarias para producir un concentrado y ello representa el 25% de un total de 2400 KW requeridos para obtener una tonelada de cobre catódico. (Sepúlveda, Gutiérrez. 1986) 6.2.1 RELACIÓN ENERGÍATAMAÑO DE PARTÍCULA. Desde los primeros años de la aplicación industrial de los procesos de conminución al campo de beneficio de minerales, se pudo constatar la relevancia del consumo de energía específica como parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto, en cada etapa de conminución.

Deformación elástica de las partículas Deformación plástica de las partículas Máquina de Conminución Fricción entre partículas Roce entre piezas de la máquina Energía cinética proporcionada a la máquina Deformaciones elásticas de la máquina Efectos eléctricos Ruido Vibraciones de la instalación Lo anterior indica la importancia de establecer correlaciones confiables entre la energía específica, KWh/ton, consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los respectivos equipos, facilitar su apropiada elección y proyectar su correcto dimensionamiento a escala industrial.

En términos generales, la energía consumida en los procesos de conminución se encuentra estrechamente ligada con el grado de reducción de tamaño de las partículas en la etapa correspondiente. Por otro lado, se ha logrado demostrar que en las etapas de chancado y molienda convencional la energía mecánica suministrada supera entre 100 a 1000 veces el consumo teórico de energía requerida para crear nuevas superficies, es decir, menos del 1 % del total de energía entregada al equipo de conminución es efectivamente empleada en la fragmentación de las partículas. Los posibles caminos que puede tomar la energía cuando los sólidos están sujetos a reducción de tamaños fueron presentados por C. Orr en 1966 y se resumen a continuación:

La molienda es una función esencial en muchas áreas de la industria minera. Por muchos años los molinos de bolas, inventado hace más de 100 años, ha servido los propósitos de la industria. En el desarrollo de las modernas tecnologías aplicada a los procesos han surgido las necesidades de equipos más adecuados. Muchas de las operaciones actuales requieren de una molienda fina, que los molinos convencionales no pueden cumplir eficientemente. Como respuesta a esta necesidad se puso a disposición de la industria minera el Molino Torre, el cual fue desarrollado para satisfacer necesidades específicas de una eficiente molienda fina. (Minería Chilena N°75, Junio de 1987)

6.2.2 ENERGÍA SUMINISTRADA PARA REDUCCIÓN DE TAMAÑO.

6.3 PRINCIPIOS CONMINUCIÓN

Material que se Fractura Reordenamiento cristalino Energía superficial

Los minerales poseen estructura cristalina y sus energías de unión se deben a los diferentes tipos de uniones y enlaces que participan en la configuración de sus átomos. Estos enlaces 92

interatómicos son efectivos sólo a corta distancia y pueden ser rotos por la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión.

Cizalle: Produce gran cantidad de finos y, generalmente, no es deseable. Se debe principalmente a interacción partícula- partícula.

Para romper un material se necesita una menor energía que la teórica, debido a que el material presenta fallas que pueden ser: microscópicas (de Griffith) microscópicas o grietas

En partículas pequeñas, las grietas tienden a desaparecer y sólo quedan las fallas del material, lo cual produce un aumento de la dureza del material.

Se ha demostrado que éstos son sitios en que al aplicar los esfuerzos, éstos se concentran en dichas fallas, y así éstas se activan y aumentan el largo de la grieta, aumentando la concentración de esfuerzos y causando una rápida propagación de la grieta, produciéndose entonces la fractura. Cuando la fractura ocurre, la energía almacenada se puede transformar en energía libre superficial, la cual es la energía potencial de los átomos en estas superficies creadas, y así estas superficies frescas son más reactivas, y aptas para la acción de los reactivos de flotación. La energía requerida en la conminución se puede reducir por la presencia de agua o por otros aditivos que se absorben en el sólido. Esto puede deberse a la disminución de la energía superficial en la adsorción, dado que el agente tenso-activo puede penetrar en la grieta y reducir la fuerza del enlace y así facilitar la ruptura . Los tipos de esfuerzos que pueden dar origen a la fractura son:

La dureza de un material, queda definida por: La distribución de esfuerzos. La distribución de fallas y grietas. El tamaño de la partícula.

6.4 TEORÍAS CONMINUCIÓN

6.4.1 TEORÍAS CONMINUCIÓN

CLÁSICAS

Desde los primeros años de aplicación industrial de los procesos de conminución al campo de beneficio de minerales (es decir, hace aproximadamente un siglo atrás), se pudo constatar la relevancia del consumo de energía específica como parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto, en cada etapa de conminución.

Compresión: La aplicación de estos esfuerzos es lenta, se produce en máquinas de chancado en que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas. La cantidad de finos se puede reducir, disminuyendo el área de contacto, usando superficies corrugadas.

En términos generales la energía consumida en los procesos de chancado, molienda/clasificación y remolienda se encuentra estrechamente relacionada con el grado de reducción de tamaño alcanzado por las partículas en la correspondiente etapa de conminución, aún cuando la eficiencia energética de estos procesos raras veces supera el 10% del total de energía mecánica suministrada a los mismos.

Impacto: Es la aplicación de un esfuerzo en forma instantánea, y así la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto es a menudo muy similar en tamaño y forma.

A manera de ejemplo, los investigadores Rose y Sullivan demostraron que en las etapas de chancado y molienda convencional la energía mecánica transferida a las partículas de un mineral supera entre 100 a 1000 veces el

consumo teórico de energía requerida para crear nuevas superficies; es decir, menos del 1% del total de la energía entregada al equipo de conminución, es efectivamente empleada en la fragmentación de las partículas. En general se ha logrado establecer que gran parte de la energía mecánica suministrada a un proceso de conminución se consume en vencer resistencias nocivas de diversos tipos, tales como: Deformaciones elásticas de las partículas antes de romperse. Deformaciones plásticas de las partículas, que originan posteriormente la deformación de las mismas. Fricción entre las partículas. Vencer la inercia de las piezas de la máquina. Deformaciones elásticas de la máquina. Producción de ruido, calor y vibraciones de la instalación. Generación de electricidad. Roce entre partículas y piezas de la máquina. Pérdidas de eficiencia en la transmisión de la energía eléctrica y mecánica. La breve discusión anterior pone en relieve la necesidad de establecer correlaciones confiables entre la energía específica (KWh/ton) consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los respectivos equipos, facilitar su propia elección y proyectar su correcto dimensionamiento a escala industrial. En este sentido, existen diversas teorías de correlaciones empíricas entre consumo de energía y tamaño de partículas que serán brevemente analizadas a continuación. 6.4.1.1 POSTULADO DE RITTINGER Cronológicamente, fue Von Rittinger, en 1867, quien por primera vez postuló una relación entre la energía específica consumida (Energía/masa) y el incremento de superficie específica generado en las partículas durante la conminución.

El postulado de Rittinger (Primera Ley de la Conminución) establece lo siguiente: "La energía específica consumida en la reducción de tamaño de un sólido es directamente proporcional a la nueva superficie específica creada". Este postulado considera solamente la energía necesaria para producir la ruptura de cuerpos sólidos ideales (homogéneos, isotrópicos y sin fallas), una vez que el material ha alcanzado su deformación crítica o límite de ruptura. Aún cuando el postulado de Rittinger carece de suficiente respaldo experimental, se ha demostrado en la práctica que dicha teoría funciona mejor para la fracturación de partículas gruesas, es decir, en la etapa de trituración o chancado del material. 6.4.1.2 POSTULADO DE KICK En el año 1874, Kirpichev y posteriormente en 1885, Kick, propusieron independientemente una segunda teoría, conocida como postulado de Kick en ella se establece: "La energía requerida para producir cambios análogos en el tamaño de cuerpos geométricamente similares es proporcional al volumen de estos cuerpos". Esto significa que "iguales cantidades de energía producirán iguales cambios geométricos en el tamaño de un sólido". Kick consideró que la energía utilizada en la fractura de un cuerpo sólido ideal (homogéneo, isotrópico y sin fallas) era solo aquella necesaria para deformar el sólido hasta su límite de ruptura, despreciando la energía adicional para producir la energía del mismo. Así por ejemplo, si para romper un cuerpo en dos partes equivalentes necesitamos una unidad de energía, entonces, para quebrar estas dos unidades en cuatro se necesitará otra unidad más de energía y así sucesivamente.

Aún cuando el postulado de Kick (al igual que el de Rittinger) carece de suficiente respaldo experimental, se ha demostrado en la práctica que su aplicación funciona mejor para el caso de la molienda de partículas finas. 6.4.1.3 POSTULADO DE BOND Como los postulados de Kick y Rittinger no satisfacían todos los resultados experimentalmente observados en la práctica, y como se necesitaba en la industria de una norma estándar para clasificar los materiales según su respuesta a la conminución, Bond postuló en 1952 una ley empírica que se denominó la "Tercera Ley de la Conminución". Dicha teoría puede enunciarse como sigue: " La energía consumida para reducir el tamaño 80% de un material, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño 80%; siendo este último igual a la abertura del tamiz (en micrones) que deja pasar el 80% en peso de las partículas". Bond definió el parámetro KB en función del Work Index, WI (índice de trabajo del material), que corresponde al trabajo total (expresado en KWh/ton corta) necesario para reducir una tonelada corta de material desde un tamaño teóricamente infinito (dF   ) hasta partículas que en un 80% sean inferiores a 100 micrones (dp = 100 µm; o sea, aproximadamente 67% - 200 mallas). El parámetro WI (índice de trabajo de Bond) depende tanto del material (resistencia a la conminución) como del equipo de conminución utilizado (incluyendo la malla de corte empleada en el clasificador, para circuitos cerrados de conminución/clasificación), debiendo ser determinado experimentalmente (a escala estándar de laboratorio) para cada aplicación requerida. Durante el desarrollo de su Tercera Teoría de la Conminución, Fred Bond consideró que no existían rocas ideales ni iguales en forma, y que la

energía consumida era proporcional a las longitud de las nuevas grietas creadas. La correlación empírica efectuada por F. Bond, de varios miles de pruebas estándar de laboratorio con datos operacionales de planta, le permitió ganar ventaja con respecto a la controversia Kick-Rittinger, haciendo que su teoría funcionara tanto para chancado como para molienda, con un error promedio de estimación del ± 20% para la mayoría de los casos estudiados por Bond. 6.4.1.4 POSTULADO DE CHARLES WALKER La definición del índice de trabajo fue establecida por Bond en el año 1952, y ya en 1957, Charles propuso una relación generalizada de “energía v/s tamaño” que engloba las tres leyes anteriores de la conminución (Rittinger, Kick y Bond). Previo a dicha publicación (1937), Walker había propuesto una ecuación diferencial empírica similar a la de Charles , recibiendo así esta nueva teoría con el nombre de “postulado de Charles Walker”. De cuerdo con dichos autores, la ley general que relaciona el consumo de energía especifica en la Conminución con la reducción de tamaño de las partículas, puede expresarse a través de la siguiente ecuación diferencial empírica: 

d E  C 

d (d ) dn

(2.28)

que establece que el consumo diferencial de 

energía especifica ( d E ) requerido para producir un cambio infinitesimal de tamaño [d (d)] en el tamaño (d) de una partícula, es directamente proporcional a dicha variación infinitesimal de tamaño [d(d)] e inversamente proporcional al tamaño de la partícula elevada a un exponente empírico “n”. El segundo miembro (lado derecho) de la ecuación (2.28) tiene signo negativo, por que representa la energía de resistencia a la fractura ofrecida por las partículas, frente a un esfuerzo externo. Las constantes “C”

y “n” de la ecuación (2.28), dependen tanto del material como del equipo de conminución.

_ 





d E   C 

 _

d (d ) d 2

   1 1   2  C   1/2  1/2  _ _ d  d  P  F

 1 E B  KB   _    d P 



 _

(d ) d

d F

E K  K K  Ln (

d F _

 1  _  d F 

= F80 (um); tamaño 80% pasante de la alimentación





En forma análoga, la ley de Kick se obtien con n = 1:

  C

= P80 (um); tamaño 80% pasante del producto

Donde; KR = C

d E

_ 1, 5

  d    C   0,5    d_ P

      1   1  E  K R   _    _   d   d   P   F 



d (d )



_  0,5

Donde: KB = 2C = 10 WI

En esta forma, la ley de Rittinger puede obtenerse mediante integración de la ecuación (2.28), considerando n = 2. 



d E  C 

Charles demostró que las tres leyes de la conminución (Rittinger, Kick y Bond), anteriormente propuestas, eran casos particulares de la ecuación (2.28) para valores de “n” equivalentes a 2, 1 y 1,5 respectivamente. De igual forma, demostró que el parámetro “n” era función tanto del material como del equipo de conminución (es decir, de la forma como se realiza el proceso de reducción de tamaño).

)

d P

Donde; KK = C Mientras que la ecuación de Bond se obtiene para n 0 1,5:

En esencia, la teoría de Charles establece que “n” no es constante, sino que más bien constituye un parámetro variable, que puede fluctuar para distintos materiales en el rango de 1,32 a 2,40, dependiendo también del equipo de Conminución. Con ello, podría esperarse que muchos materiales en la practica sigan la ley de Rittinger (n =2) y Bond (n = 15), que la ley de Kick (n = 1). La generalización de Charles permitió simplificar considerablemente (al menos en términos prácticos), el calculo de la energía consumida versus el tamaño de partícula, ya que todo lo que se requería determinar eran los valores de “n” y “C” en la ecuación (2.28). Particularmente el autor demostró que el valor de “n” podía obtenerse aproximadamente como sigue:

n  m 1 Donde: 96

n= parámetro desconocido de la ecuación empírica (2.28) m = módulo de distribución de Schumann del material (fluctúa entre 0,32 y 1,40 para la mayoría de los minerales). El valor de “m” corresponden entonces a la pendiente de la recta “log F(d) versus log d”; donde “d” representa el tamaño de partícula ( en micrones) y F(d) corresponde al % acumulado pasante bajo dicho tamaño de partícula (gráfico Schumann en log-log). Si integramos la ecuación diferencial empírica (2.28) para un valor general de “n” distinto de 1, obtendremos la siguiente expresión general: _

 K CH

 1   _   d P

   

n 1

 1  _  dF

   

n 1

   

(2.35)

Donde: KCH = C/ (n-1) La ecuación (2.35) representa entonces una expresión generalizada de las leyes de Bond (n = 1,5), Rittinger (n = 2) y cualquier otra situación en que n  1. Si definimos ahora (de acuerdo a la simbología usada por Bond) los siguientes términos: 

(kwh/ton corta);

d P = P80 (um) _

d F = F80 (um) 

WI = valor de P80 = 100 um

para ir desde F80



a

Reemplazando en (2.35) se obtendrá:

W  K CH

 1  n 1  1  n 1         F  P80   80  

(2.36)

Además:  1  n 1  1  n 1  K WI  K CH         CHn 1     100  100 

(2.37)

De donde:

K CH  100 n 1  WI

(2.38)

Reemplazando (2.38) en (2.36) y definiendo  = n – 1; se obtiene finalmente:

 100   100        W  WI    P80   F80  

(2.39)

La ecuación (2.39) corresponde a la formula general de Charles, utilizando la misma simbología empleada por Bond en su T ercera Teoría de la Conminución (si  = 0,5; se obtiene la formula estándar de Bond). De acuerdo a esta expresión; el consumo energía especifica (W; kwh/ton corta), como del parámetro  (característico del material y equipo de conminución), además de los tamaños 80% pasante de la alimentación (F80, µm) y producto final de la conminución (P80; µm).

6.5. TEORÍA DE BOND Bond basó su Tercera Ley de la conminución en tres principios fundamentales, los que a su vez se basan en mecanismos observados durante la reducción de tamaño de las partículas. Dichos principios son: Primer Principio: Dado que una partícula de tamaño finito ha debido obtenerse por fractura de una partícula de tamaño mayor, todas ellas han debido consumir una cierta cantidad de energía para llegar al tamaño actual. Se puede considerar, entonces, que todo sistema de partículas tiene un cierto "registro energético" o nivel de energía, correspondiente a toda la energía consumida para llevar las partículas al tamaño señalado. Solamente una partícula de tamaño infinito tendría un registro energético igual a Cero (valor

de referencia inicial usado por Bond, en el

Consumo de Energía =

desarrollo de su Tercera Ley de la Conminución).

Registro de Energía del Producto

b) Segundo Principio : El consumo de energía para la reducción de tamaño es proporcional a la longitud de las nuevas grietas producidas. Como la longitud exterior de una grieta es proporcional a la raíz cuadrada de su superficie, se puede concluir que la energía consumida es proporcional a la diferencia entre la raíz cuadrada de la superficie específica obtenida después y antes de la conminución. De acuerdo a lo estipulado por Bond, el parámetro WI (índice de trabajo) es una función del material, del equipo de conminución y de las condiciones de operación. Por esta razón, para ser útil debe determinarse bajo condiciones experimentales estándar de laboratorio. c) Tercer Principio: La falla más débil del material determina el esfuerzo de ruptura pero la energía total consumida está controlada por la distribución de fallas en todo el rango de tamaños involucrado, correspondiendo al promedio de ellas. Aún cuando Bond extrajo parte de sus ideas de trabajos de investigación desarrollados en el área de fractura de sólidos, su análisis relativo a la conminución debe ser considerado como de carácter netamente empírico. El objetivo de los trabajos desarrollados por Bond fue llegar a establecer una metodología confiable para dimensionar equipos y circuitos de conminución. En la última década, han aparecido métodos alternativos que prometen desplazar definitivamente el procedimiento estándar de Bond, situación que todavía no se ha concretado en forma generalizada. En realidad el método de Bond proporciona una primera estimación (error promedio de +/- 20%) del consumo real de energía necesario para triturar y/o moler un

Registro de Energía de la Alimentación

material determinado en un equipo de conminución a escala industrial. No obstante, y debido a su extrema simplicidad, el procedimiento estándar de Bond continúa aún siendo utilizado en la industria minera para dimensionar chancadoras, molinos de barras y bolas a escalas pilotos, semi industrial e industrial. De acuerdo a los resultados de innumerables pruebas estándar de Bond a escala de laboratorio, el índice de trabajo promedio para cobres porfídicos es del orden de 12,73 KWh/ton corta, mientras que para menas porfídicas de molibdeno es de 12,80; confirmando así la gran similitud en tipos de rocas de estos minerales. Contrario a esto, la roca andesítica dura presenta un índice de trabajo de 18,25; la roca diorítica, de 20,90; granito, 15,13; y los minerales blandos tales como bauxita, de 8,78; barita, 4,73; arcillas, 6,30; y fosfatos, 9,92.

Figura Nº 6.1 : Molino de Bond.

6.6. ÍNDICE DE TRABAJO El índice de trabajo WI, es un parámetro que depende del material y del equipo de conminución, por lo que es conveniente que en 98

su obtención se utilice un mecanismo de ruptura similar al de la máquina para la cual se efectúa la determinación. Así, por ejemplo, se puede hacer ensayos de impacto (simulando etapas de trituración del material), ensayos en molinos de barras y ensayos en molinos de bolas.(Sepúlveda, Gutiérrez. 1986)

6.7. CHANCADO. El chancado es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución, en el cual el principal objetivo es la liberación de los minerales valiosos de la ganga. Generalmente el chancado es una operación en seco y normalmente se realiza en dos o tres etapas. Los trozos de mena extraídos de la mina pueden ser tan grandes como 1,5 m y éstos son reducidos en la etapa de chancado primaria hasta 10-20 cm en máquinas chancadoras de trabajo pesado. 6.7.1 ETAPAS DE CHANCADO. 6.7.1.1. CHANCADO PRIMARIO En la mayor parte de las operaciones, el programa del chancado primario es el mismo que el de minado. Cuando el chancado primario se realiza bajo tierra, esta operación normalmente es responsabilidad del departamento de minado; cuando el chancado primario es sobre la superficie, es costumbre que el departamento de minado entregue la mena a la chancadora y el departamento de procesamiento de minerales triture y maneje la mena desde este punto a través de las operaciones unitarias sucesivas de procesamiento de minerales. Las chancadoras primarias comúnmente están diseñadas para operar 75% el tiempo disponible, principalmente debido a las interrupciones causadas por la alimentación insuficiente a la trituradora y por demoras mecánicas en la Chancadora. 6.7.1.2. CHANCADO SECUNDARIO

El chancado secundario incluye todas las operaciones para aprovechar el producto de la chancadora primaria desde el almacenamiento de la mena hasta la disposición del producto final de la chancadora el cual usualmente está entre 0,5 y 2 cm de diámetro. El producto de la chancadora primaria en la mayor parte de las menas metalíferas puede ser chancado y harneado satisfactoriamente y la planta secundaria generalmente consiste de una o dos etapas de reducción de tamaño con chancadoras y harneros apropiados. Por otra parte, pueden ser usadas más de dos etapas de reducción de tamaño del chancado secundario si la mena es extra dura o en casos especiales donde es importante minimizar la producción de finos. Algunas veces los harneros vibratorios son colocados delante los chancadores secundarios para remover el material fino o escalpar (limpiar) la alimentación y aumentar así la capacidad de la planta de chancado secundario. El material fino tiende a llenar los huecos entre las partículas grandes en la cámara de trituración y puede ahogar el chancador, causando daño, porque la masa empacada de roca es incapaz de aumentar en volumen mientras es chancada. 6.7.1.3. CHANCADO TERCIARIO. Si la mena tiende a ser resbaladiza y dura, la etapa de chancado terciario puede ser sustituida por una molienda gruesa en molinos de barras. Normalmente estos circuitos van acompañados de las correspondientes etapas de clasificación para evitar la excesiva producción de finos y aumentar la capacidad del equipo. 6.7.2. CIRCUITOS DE CHANCADO. El chancado puede ser en circuito abierto o cerrado, dependiendo del tamaño del producto (fig. 6.2). En el chancado en circuito abierto, el material fino del harnero se combina con el producto de la chancadora y entonces es enviado a la siguiente operación. El chancado en circuito

abierto se usa frecuentemente en las etapas de chancado intermedio o cuando la planta de chancado secundaria está produciendo una alimentación para molino de barras. Si la chancadora está produciendo alimentación para el molino de bolas es buena práctica usar chancado en circuito cerrado, en el cual los finos del harnero es el producto terminado. El producto de la chancadora es reciclado al harnero de manera que cualquier

material grueso será recirculado. Una de las principales razones para cerrar el circuito es la flexibilidad más grande que se proporciona a toda la planta de chancado. Si es necesario la chancadora puede ser operada a una descarga más amplia alternando así a distribución de tamaño del producto y haciendo una reducción selectiva sobre el harnero el producto terminado puede ser ajustado para dar la especificación necesaria. Existe además el factor agregado que si el material es húmedo o pegajoso (y las condiciones climáticas pueden variar), entones es posible abrir la descarga del chancador para prevenir la posibilidad de un empaquetamiento y por este medio se aumenta la producción de la máquina, lo cual compensará la carga circulante adicional. La operación en circuito cerrado también permite la compensación por desgaste

que tiene lugar sobre los revestimientos y generalmente da mayor libertad para responder a los cambios en los requerimientos. Las tolvas de compensación (tolvas de gruesos) preceden a las chancadoras primarias para recibir las cargas que son vaciadas desde elevadores y camiones y deben tener bastante capacidad de almacenamiento para mantener una alimentación constante al chancadora. En la mayor parte de las plantas de beneficio la planta de chancado no trabaja las 24 horas del día, ya que solamente se lleva a cabo la carga y transporte de la mena en dos turnos, siendo usado el otro turno para llevar a cavo las operaciones de barrenado y volado de la mina. Por lo tanto la sección de chancado debe tener una capacidad horaria más grande que el resto de la planta, la cual trabaja continuamente. La mena siempre es almacenada después del chancadora para asegurar un suministro continuo por las 24 horas a la sección de molienda. La pregunta obvia es, ¿por qué no se tiene similar capacidad de almacenamiento antes de la chancadoras y también por que esta sección no trabaja continuamente?. A parte del hecho que es más barato en términos de consumo de energía, chanca en horas de movimiento máximo, las grandes tolvas de almacenamiento son costosas, así que no es económico tener tolvas tanto en las etapas de chancado como en la molienda. No es práctico almacenar grandes cantidades de la mena todo uno que sale de la mina, desde el momento en que ésta es "muy variada", es decir que consiste en un gran rango de tamaño de partículas y las pequeñas se mueven hacia abajo del montón y llevan los vacíos. Esta masa empacada es difícil de mover después que está asentada. Por lo tanto la mena como sale de lamina debe ser mantenida en movimiento tanto como sea posible y las tolvas amortiguadores o de compensación solamente deben tener suficiente capacidad para igualar el flujo al chancadora.

100

6.8. EQUIPOS INVOLUCRADOS EN LAS ETAPAS DE CHANCADO. 6.8.1. CHANCADORES PRIMARIOS. Son máquinas que permiten reducir el tamaño del mineral de la mina (run of mine) hasta un tamaño adecuado para el transporte y almacenamiento. Operan siempre en circuito abierto, con o sin parrilla. Las dos principales máquinas son chancadoras de mandíbula y las giratorias.

las

Este tipo de trituradoras debe ser capaz de admitir bloques máximos que pueden salir de la mina de acuerdo al método de explotación. La abertura de admisión se denomina "boca" y la descarga "garganta". En general el tamaño de la boca es fijo, pero el tamaño de la garganta varía periódicamente, durante la operación. Cuando la "garganta" se encuentra en su posición de abertura máxima, se denomina "posición abierta" (Sa). Cuando es mínima se habla de "posición cerrada" (So). 6.8.1.1 CHANCADORES MANDÍBULA.

Los chancadores de mandíbula se especifican mediante dos números, por ejemplo: 18"*36", el primer número de la abertura de admisión (G), y que es medida en la boca, el segundo la ongitud de la boca (Ir), expresados ambos en pulgadas. Están constituidos principalmente por una parte fija y una parte móvil, llamadas mandíbulas (Fig. N°6.3). otra de ellas es pivoteada permitiendo un movimiento relativo con mandíbula fija.

Según el punto de apoyo de la mandíbula móvil estas se clasifican en tres grupos.(figura Nº 6.4) Tipo Blake: permite una descarga con área variable, en tanto que el área de alimentación es fija. La ventaja que presenta, es que tiene una mayor capacidad y no está expuesta a un atochamiento. Hay dos formas de chancadoras tipo Blake (1858): articulación doble (doble toggle) y articulación simple (single toggle). (Figura Nº 6.5) En las de articulación doble, el movimiento oscilatorio de la mandíbula es efectuado por un movimiento vertical de la biela motriz (pitman). Este se mueve hacia arriba y hacia abajo por la acción de una excéntrica, la placa de la articulación trasera hace que la biela tenga un movimiento lateral y ea empujado hacia arriba, y luego hacia abajo; haciendo que la mandíbula se cierre y abra consecutivamente. Las principales características son: Debido al pivoteo en la parte superior, la mandíbula se mueve un mínimo en la entrada y un máximo en la descarga. El desplazamiento horizontal de la mandíbula es mayor en la parte inferior del ciclo del pitman y disminuye constantemente hasta la mitad el ciclo a medida que el ángulo entre al pitman y la placa toggle trasera es menos aguda. La fuerza de chancado es menor en el inicio del ciclo, cuando el ángulo entre los toggles es más agudo, y es más fuerte en la parte superior cuando toda la potencia se desarrolla sobre un reducido trayecto de la mandíbula. La figura 6 muestra una sección transversal de una chancadora de mandíbula de doble articulación.

101

Fig. NÂ° 6.3 Chancadora de MandĂbula

102

Figura NÂş 6.4: Tipos de Chancadoras de MandĂbula.

103

Figura Nº 6.5: Diagrama de Chancadora Blake.

Figura Nº 6.6: Corte transversal de una Chancadora de Mandíbula. Todas las chancadoras de mandíbula se dimensionan de acuerdo al área de alimentación, esto es: el largo de las placas y la abertura (distancia entre las mandíbulas en la abertura de alimentación). Por ejemplo, una chancadora

1.830*1.220 mm tiene un ancho de 1.830 mm y una abertura 1.220 mm. El chancado el material sea produciendo a medida que va cayendo entre las mandíbulas: cae hasta que se detiene por el estrechamiento de las 104

placas donde, por la presión ejercida por las mandíbulas, se reduce de tamaño y el material cae hasta detenerse de nuevo. Si el material no cae a la velocidad suficiente, se puede acumular el material y producir chancado ínter partícula, con excesiva producción de finos y puede obstruir y dañar el equipo. El tamaño de descarga se controla ajustando el setting. Se puede ajustar asando placas de articulación del largo requerido. En los chancadores de articulación simple (single toggle) la mandíbula móvil está suspendida de una rueda excéntrica, lo cual permite un diseño más liviano y compacto que las anteriores. El movimiento es diferente. En este caso no sólo se mueve hacia la mandíbula fija, sino que también se mueve verticalmente a medida que la excéntrica rota. Este movimiento elíptico empuja el material hacia la cámara de chancado, y así tiene una mayor capacidad, para la misma abertura. Este movimiento excéntrico aumenta también el desgaste de las placas. Las principales variaciones de este tipo de chancadoras es el uso de placas curvas: en la zona inferior son cóncavas para la mandíbula movible y convexa para la mandíbula fija. El chancado se produce principalmente por presión, tratando de evitar la abrasión que provoca el desgaste y mayor consumo de energía. Las mandíbulas son de fierro fundido y tienen revestimiento de acero al manganeso, los que pueden sacar fácilmente para reparación o reemplazo. El ángulo entre las mandíbulas es menor a 26º, la velocidad varía inversamente con el tamaño, estando en el rango de 100 - 300 r.p.m. El criterio de diseño es que la máquina sea capaz de aceptar, en su alimentación, las rocas provenientes de la mina. Así una chancadora de dimensiones 1.650 * 2.130 puede aceptar rocas con un tamaño máximo de 1,22 m y chancado a

una velocidad de 725 tph con una descarga de 203 mm. b) Tipo Dodge: tiene un área de alimentación variable, pero un área de descarga fija. El problema que presenta es su atochamiento y su menor capacidad. Se usa sólo en laboratorios, puesto que se obstruye fácilmente. c) Tipo Universal: Tiene área de alimentación y descarga variable. Las variables de operación son la garganta o setting y el flujo de alimentación. El setting que constituye la abertura de descarga tiene dos posiciones: OSS (Open Side Setting) y CSS (Close Side Setting). El tamaño de alimentación se aconseja que no sea mayor a 0,85 de la abertura de las placas. Para chancadoras de mayor capacidad se prefiere usar las chancadoras giratorias que presentan ventajas económicas. La capacidad de una trituradora de mandíbula está dada por la expresión:

Tb  0,6  Lr  So Tb = Capacidad básica TPH Lr = Longitud de la boca. So = Descarga posición cerrada. Por lo tanto la capacidad es proporcional al área de la descarga, lo que es lógico puesto que es el área que regula el paso del material chancado. En general la capacidad es fusión del tipo de roca y otros factores como la humedad. Podemos escribir entonces:

T  Kc  Km  Kf  Tb Tb = Capacidad básica para Kc = Km = Kf = 1 Kc = Factor tipo roca, varía entre 1 y 0,65 (caliza, andesita, diorita, basalto, diabasa)

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Km = Factor humedad, varía desde 1, material seco hasta 0,75 - 0,85 cuando los finos se compactan con la mano.

las paredes de la carcaza, de modo que la abrasión en la dirección horizontal es despreciable.

Kf = Factor tipo alimentación referente al control. Un control normal por parte del operario, este valor varía entre 0,75 - 0,85. Si es un control difícil, mucha manipulación de material por el operador, este factor baja a 0,5. La eficiencia de una chancadora se designa por Ef, con TR80 el tonelaje de la reducción del 80%, R80, y está dada por:

Ef 

TR80 HP

La razón límite de reducción está dada por:

G RL  0.85    Sa  Generalmente es aproximadamente 3 y como máximo RL < 4, entendiéndose como Razón Límite de Reducción la razón entre tamaño más grande de la alimentación y el tamaño más grande del producto chancado. 6.8.1.2. GIRATORIAS.

CHANCADORAS

Se utilizan principalmente en chancado primario, en plantas de superficie, y poco frecuente en operación subterránea. Consiste esencialmente en un eje central largo, con un elemento de molienda de acero cónico, cuya cabeza está montada en una excéntrica (entre 85 y 150 r.p.m.) recorre un camino cónico dentro de la cámara de molienda fija, o carcaza. (figura 7) Como en los chancadores de mandíbula, el máximo movimiento de la cabeza ocurre cerca de la descarga. El eje central puede volver a su eje en la excéntrica y así, durante el chancado el material se comprime entre la cabeza rotatoria y

Figura Nº 6.7: Chancador Giratorio. En cualquier corte transversal hay dos conjuntos de mandíbulas abriéndose y cerrándose como chancadoras de mandíbulas. Así, la chancadora giratoria se puede considerar como un número infinitamente grande de chancadores de mandíbula, cada una de ancho infinitamente pequeño (Fig. N° 8) Puesto que la chancadora giratoria chanca en todo el ciclo, tiene mucho más capacidad que las de mandíbulas de la misma abertura, de modo que se utilizan generalmente en plantas con capacidad sobre 900 t/h. Las aberturas de alimentación pueden llegar hasta 1.830 mm. (72") y pueden chancar material con tamaño máximo de 1.370 mm. (54"), a la capacidad de 5.000 tph con un setting de 200mm. El consumo de energía puede llegar a ser de 750 KW. Comúnmente estas chancadoras material directamente desde el camión.

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reciben

Se puede, además, incorporar una parrilla para evitar el uso de un chancador demasiado grande y así disminuir el costo de capital de la planta, y además posibles daños en el chancador por la caída de material demasiado grande y pesado. La cabeza puede ser construida de acero forjado y protegido por un manto de acero al manganeso. Existe tipo de chancadora giratoria, la del tipo Telsmith, en las cuales la excéntrica está ubicada al interior de la cabeza, lo que produce un movimiento horizontal de chancado, que es uniforme en todos los puntos de la carcaza. Esto da una mayor capacidad y desgaste uniforme, pero el material debe estar libre de finos, y así evitar que la chancadora se atore.

Se debe evitar que dentro del chancador caiga material demasiado duro, como piezas de metal u otros, que causarían daño en la cámara y cabeza. Para ello varias chancadoras giratorias tienen un montaje hidráulico que mediante una válvula, cuando ocurre una sobre carga, libere el fluido, y así este material se lubrica y pasa entre la cabeza y la carcaza. Este montaje sirve también para regular el setting del chancador y compensar el desgaste que se produce. En general para un criterio de selección más bien basado en factores de rendimiento, tamaño de admisión y requerimiento de espacio es importante considerar las ventajas de cada una.

Fig. N° 6.8 corte transversal Chancador giratorio

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Chancador Giratorio Gran capacidad por unidad de inversión Descarga periférica elimina la formación de productos alargados. Simetría de la máquina permite que se alimente por ambos lados. Efecto del volante es mínimo, por lo tanto parte y se detiene con más facilidad. Costo de fundación menor que el de mandíbulas. Chancador de Mandíbula Gran abertura de admisión por unidades de inversión.

de trabajo. Si se necesita una mayor capacidad que la de mandíbula se elige a una giratoria. Lo más corriente es para trabajo primario, lo más importante es el tamaño de abertura de admisión. Si se requiere chancar material de un cierto tamaño máximo, el uso de un chancador giratorio da una capacidad tres veces mayor que el uso de una de mandíbula, y por consiguiente estará corriendo más en vacío De este modo si el problema no es la capacidad sino que la abertura de admisión, entonces es preferible usar un chancador de mandíbula. Por otro lado debido que la chancadora giratoria tiene que ser más compacta se requiere menores fundiciones (cerca de 2/3 del volumen y 2/3 del peso que las chancadoras de mandíbulas de la misma capacidad). Así, el menor costo de material y e mantenimiento de las mandíbulas, se ve compensado por este menor costo de instalación de las giratorias.

La forma de la boca favorece el chancado de material en forma de bloque. Trabaja mejor que la giratoria con material húmedo y pegajosos Fácil regulación de descarga Fácil mantención y lubricación Más resistentes para trabajos especiales como roca dura. Una relación para elegir entre chancadores de mandíbula y giratoria es:

T  161.7  A Si: mandíbula

Usar chancadora de

T: tonelaje a tratar en (t/h) A: abertura de la chancadora (m) En general para elegir el tipo adecuado de chancador se hará de acuerdo al tamaño comprable, es decir, que realicen al mismo tipo

6.8.2. SECUNDARIOS.

CHANCADORES

La segunda etapa de conminución se denomina trituración secundaria. Como la razón de reducción límite en el chancado primario no sube de 6:1, es necesario realizar una etapa de chancado secundario y muchas veces otro chancado terciario para obtener un producto como alimentación al molino de 10mm. o 3/8". El material que reciben estos equipos, es normalmente menor a 15 cm de diámetro, por lo que se trata de equipos mucho más livianos que los anteriores. También el material es más fácil de manejar y transportarlo, y no se requiere de grande sistemas para alimentarlo a las chancadoras. El propósito de esta etapa es preparar el material para la molienda y en aquellos casos en que la reducción de tamaño se realiza de manera

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más efectiva en chancado, se puede incorporar un chancado terciario antes de entrar a molienda. El chancado terciario se realicen equipos del mismo diseño que le chancado secundario y también en seco.

Es similar a los chancadores giratorios, la diferencia fundamental está en que el eje es más corto, y no está suspendido, sino que esá montado sobre rodamientos bajo la cabeza giratoria o cono. (figura Nº6.9)

Los principales equipos utilizados en esta etapa son los chancadores de cono.

Debido a que no se requiere una gran abertura se puede tener una mayor área de chancado hacia la descarga, con un mayor ángulo del cono que en las giratorias, manteniendo el mismo ángulo entre las piezas chancadoras.

6.8.2.1. CHANCADORES DE CONO

Figura Nº 6.9: Chancador de Cono. Un chancador de cono se individualiza por el diámetro del cono expresado en pies. Este varía desde 2 hasta 7 pies (de 60 a 210 cm, aproximadamente), con capacidad hasta 1.10 t/h y con un setting de descarga de 19 mm. (3/4") Estos chancadores operan a una velocidad mayor que los giratorios. Esto permite que el material se chanque más rápidamente debido al mejor flujo del material por la gran abertura que se crea al moverse el cono.

Estos equipos pueden tener una razón de reducción entre 3:1 hasta 7:1 y mayores en algún material particular. Se construyen de dos tipos, cabeza larga o estándar y cabeza corta, la que se caracteriza por tener un cono de chancado más inclinado, disminuyendo el tamaño del producto.

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Este tipo de triturador de cabeza corta se emplea más en trituración terciaria cuando el material viene de una extracción a rajo abierto y secundaria cuando es subterránea. Comparando la acción de un chancador de cono con la reducción convencional del giratorio. La cabeza dl cono tiene una carrera cinco veces mayor. El material recibe una serie de golpes rápidos como martillazos en su descenso por la cámara de trituración. La diferencia principal entre los chancadores de cono tipo estándar y de cabeza corta, está en la forma de las cavidades de trituración y las placas distribuidoras de la alimentación. El tipo de cabeza corta tiene más inclinado el ángulo de la cabeza y una cámara de trituración más paralela que la del tipo estándar. La razón límite de reducción aproximadamente entre 3 y 5.

La eficiencia o rendimiento es en condiciones de funcionamiento normal de 5 a 10 t/HP hora. 6.8.2.2. CHANCADOR SYMON.

CONO

Es el tipo más usado y se utiliza tanto como chancador secundario (estandar) y terciario (cabeza corta).

permite alimentar más grueso que la cabeza corta, (figura 6.11). El producto varía entre 5 a 60 mm. (1/5" a 2 1/3"). El chancador de cabeza corta tiene un mayor ángulo que el estándar, este ayuda a prevenir el atochamiento debido a las partículas mucho más finas en elles. Tiene una abertura más cerrada y una sección paralela más larga en la descarga. El producto varía entre 3 y 20 mm. (1/8" - 3/4") (Figura Nº 6.10). La sección paralela de la descarga permite un mejor control del tamaño del producto, debido a la mayor cantidad de impactos que recibe en su trayectoria. El setting de los chancadores de cono es así la mínima abertura de descarga. La placa distribuidora de alimentación permite una distribución uniforme en toda la cámara. Un aspecto interesante de los chancadores es que la coraza se presiona contra el cono a través de resortes, o por un mecanismo hidráulico. Esto permite que, si entra material que pueda quedar atrapado en la cámara, la coraza se levante permitiendo su liberación. Si los resortes están continuamente en operación, puede suceder que partículas gruesas pasen al producto. Así, estas etapas de chancado siempre deben operar en circuito cerrado. La abertura del harnero siempre debe elegirse de modo que sea algo mayor que le setting del chancador para evitar una carga circulante muy alta.

Estos dos tipos se diferencian por la forma de sus cámaras de chancado. La estándar tiene una mayor separación entre el cono y la carcaza, que

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Figura Nยบ 6.10 Chancador giratorio de cabeza corta

Figura Nยบ 6.11: Chancador de Cono Symon

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A continuaciรณn se darรก un ejemplo de proceso de chancado como lo es el de la Minera Michilla (figura Nยบ 6.12).

Figura Nยบ 12: Proceso de Chancado Grueso. Minera Michilla S.A.

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6.8.3 TEST ESTÁNDAR CHANCABILIDAD

El procedimiento experimental estándar de laboratorio,. Para determinar el índice de trabajo en la etapa de chancado, básicamente consiste en lo siguiente: Preparar el material a un tamaño comprendido ente 2 y 3 pulgadas Colocar parte de dicho material entre dos péndulos opuestos e iguales (30 lbs de peso cada uno), que pueden levantarse controladamente a distintas alturas de caída. Efectuar un test de impacto sobre el material, colocando la dimensión menor de la roca en la dirección del impacto a producir por ambos péndulos, los cuales se levantaran progresivamente, hasta producir la fractura requerida por el material. El índice de trabajo ( WI; kwh/ton corta) se calculara de un promedio de 20 test exitosos, mediante la formula:

WI :

2.59 C S

Donde: WI : índice de trabajo del material, aplicable a chancado (kwh/ton corta)  S : gravedad especifica del sólido C : esfuerzo del impacto aplicado, necesario para fracturar el material (lb-pie/pulg de espesor de la roca).

6.9 CONVENCIONAL 6.9.1. INTRODUCCIÓN

MOLIENDA

Es la última etapa en el proceso de Conminución. Se realiza en cilindros rotatorios conocidos como Molinos, y existen diversos tipos de ellos que se clasifican según su forma y según su medio de molienda así por ejemplo tenemos molinos según su forma en: Cilíndricos rotatorios, cilindro - cónicos rotatorios, tubular rotatorio. A pesar de la diversidad de tipos el objetivo común de su utilización es lograr una fragmentación tal de las partículas de mineral que queden separadas las partículas de las especies útiles de las de ganga. Dicha separación es deseada con el fin de aplicar luego una operación o un proceso que nos permita concentrar la fracción útil, o extraer el elemento de interés con mayor eficiencia, en lo relativo a recuperación principalmente. Es importante, entonces, moler hasta alcanzar el grado de liberación del mineral. Para desarrollar su trabajo de molienda la máquina está provista de elementos moledores o molturantes. Dichos elementos son usualmente bolas de acero, barras de acero, guijarros o autógenos; pero además se usan otros tipos de elementos como las cabillas, bolas de porcelana y el mismo mineral grueso. Desde el punto de vista de la continuidad en la alimentación y descarga del molino diferenciamos entre operación batch y continua. Nos referimos a batch cuando el molino es cargado con el mineral, luego se cierra, realiza la molienda y se abre para ser descargado. Es una molienda continua, si permanentemente a lo largo de la operación del molino, tenemos alimentación y descarga de él. Indudablemente el diseño del molino varía para cada forma de operación. En la segunda etapa de la conminución, denominada molienda, los productos de la trituración son reducidos hasta valores de 10 micrones. Dependiendo de la fineza del producto final, la molienda se dividirá así en: Molienda primaria, secundaria y terciaria.

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Esta puede realizarse en seco o en húmedo. Se llama molienda seca cuando el mineral es alimentado en tal estado. Si se agrega agua, con lo que se forma una pulpa, se denomina molienda húmeda. Pero en general la molienda se realiza en húmedo, y solo en casos excepcionales en seco. La gran aplicación de la molienda en húmedo se debe a que no produce polvo, es más eficiente, permite un contacto más íntimo con los reactivos de flotación y por último permite fácil transporte de los productos. La molienda, a diferencia del chancado, es un proceso aleatorio, en el cual debe juntarse la partícula y el medio de molienda para que la reducción de tamaño tenga lugar.

La reducción de tamaño ocurre debido a impactos, astillamientos y por abrasión. El movimiento de la carga del molino (medios de molienda, mineral y agua íntimamente mezclados) depende de la velocidad de rotación del molino. Esta velocidad de rotación proporciona la energía necesaria para moler, pero parte importante de ella se disipa como calor y ruido. Esta etapa es la que consume mayor energía de todo el proceso de tratamiento de minerales, por lo cual debe ser estrictamente controlada.

Tabla Nº 2.2: Datos generales sobre consumo de energía y acero en molinos. Etapa

Consumo Acero Kg/ton

Energía KWh/ton Primaria 0,15 - 0,30 4-6 Secundaria 0,50 - 1,0 6 - 10 Terciaria 0,50 - 1,0 10 - 30 Los molinos se especifican por el diámetro y el largo del molino, en pies: D x L. 6.9.2 CONSTITUCIÓN DEL MOLINO (FIGURA Nº 6.12 A Y 12 B). El molino está constituido por: La carcaza, que es el cuerpo cilíndrico y se construye de chapa de acero. La coraza, que es el recubrimiento interior del cuerpo cilíndrico y de las tapas. Está provista para cumplir dos funciones: absorber el desgaste provocado por el roce propio del trabajo realizado, y de acuerdo con su diseño ayudar el desplazamiento de los elementos molturadores y el mineral dentro del molino. Esta coraza se fabrica de materiales diversos, según sean más adecuados a la función que realiza; se utilizan por ejemplo: acero, goma y porcelana industrial. Los revestimientos de las corazas tienen una variedad de formas para levantar la carga. La mayoría de

ellos son ondulados, de doble paso, con traslado. El costo en revestimientos es un costo importante en la operación de un molino, y es así como continuamente se están probando nuevos materiales, como por ejemplo, goma, el que se ha encontrado que duran más y son más fáciles de instalar y, además, reducen considerablemente el ruido, aunque aumentan el desgaste de medios de molienda. Las tapas, son discos de acero o de aleaciones Fe-Ni u otro material resistente al desgaste, con una leve convexidad, que cierran los extremos del cuerpo del molino; están unidos solidariamente a la carcaza y generalmente mediante pernos. Si el molino es alimentado y/o descargado por sus extremos a través de los muñones, entonces las tapas son perforadas en su centro geométrico.

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Los muñones, son cilindros unidos en forma solidaria y resistente a las tapas. Actúan como ejes que permiten la suspensión y giro del molino en torno a ellos. Los muñones se apoya en descansos de rodamientos o metales que permiten un giro eficiente. El sistema motriz, está constituido por el motor, caja de reducción, eje - piñón y corona periférica. El motor normalmente es eléctrico y

su potencia adecuada a los requerimientos impuestos por el tamaño del molino y el trabajo a desarrollar; otra característica es su baja velocidad. La corona periférica, está ubicada abrazando solidariamente el contorno del cuerpo cilíndrico del molino y recibe el movimiento del piñón para transmitirlo al molino mismo.

Figura Nº 6.12a : Algunos componentes del molino.

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Figura Nº 6.12b Partes del Molino 6.9.3. ALIMENTACIÓN Y DESCARGA EN MOLINOS CONTINUOS

Para introducir la alimentación al molino se utilizan los dispositivos siguientes: alimentador de tubo, de tambor y de cucharón. (Figura Nº 6.13).

La alimentación a los molinos depende del tipo de circuito (abierto o cerrado) y el tipo de molienda (seca o húmeda).

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Figura Nº 6.13: Alimentación al molino. El de tubo es aplicado cuando la alimentación es seca; está constituido por un chute que descarga el material a través de un tubo que penetra directamente en el muñón de alimentación. El alimentador de muñón también se utiliza para manipular material seco, y se combina con el de cucharón cuando la alimentación suministrada al molino está constituida por una fracción que ingresa seca y otra en forma de pulpa.

solo se alimenta por el muñón opuesto al extremo de descarga. Cuando la descarga se efectúa por rebalse central, un muñón permite el paso de la alimentación y el otro al paso del producto

Para una molienda húmeda, la alimentación se realiza a través de un chute soportado en forma independiente del molino; se usa normalmente en barras en circuito abierto o bolas en circuito cerrado con hidrociclón. Los alimentadores de tambor se usan cuando la altura del edificio está limitada. La alimentación entra al tambor por un chute y un espiral interno lleva la carga al interior. Además es posible alimentar, sin ningún inconvenientemente las bolas al molino.

En este último caso se intercala, en posición inmediata a la tapa del extremo de descarga, una placa ranurada que permite el paso de partículas de un tamaño máximo predeterminado. Para facilidad de instalación la placa está constituida por sectores circulares que se ensamblan y apernan unos a otros dentro del molino y en la posición requerida.

En el molino rotatorio de trabajo continuo la alimentación se realiza a través de uno o de los dos muñones, huecos en este caso, dependiendo del tipo de descarga para el cual esté diseñado. Si la descarga es periférica central la alimentación se practica por ambos muñones; pero si la descarga es periférica y por un extremo

La descarga por rebalse central tiene dos modalidades; una por rebalse central libre llamada también por overflow y otra por rebalse central por parrilla.

6.9.4. MEDIOS DE MOLIENDA, CARGA BALANCEADA DE MEDIOS DE MOLIENDA, NIVEL DE LLENADO. La carga de elementos moledores puede ser de dos tipos: balanceada y uniforme.

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En la carga de tipo uniforme los elementos molturadores se caracterizan por tener un diámetro común. Esta variedad de carga por efecto del desgaste de los elementos moledores y su reposición tiende a transformarse en balanceada. La carga balanceada se caracteriza por estar constituida por elementos de diámetros diversos, lo que desde el punto de vista de su acción para moler la hace más eficiente, ya que los elementos moledores de mayor diámetro actúan sobre las partículas mayores eficientemente, e igualmente sucede con los de menor diámetro respecto de las partículas pequeñas. A) Las barras como medio de molienda (Figura Nº 6.14). Son cilindros de acero al manganeso, o con alto contenido de carbono. Estos se usan en la molienda gruesa; ocupando un volumen de 35% a 45% del volumen del molino. Estos varían de

tamaño de 1 1/2" a 4 1/2" de diámetro, hasta 10’ de largo. Los consumos de acero en las barras son del orden de 0,2 libras/ton en minerales blandos hasta 2 libras/ton en los duros. La carga de barras en los molinos varía desde 2 ton para los molinos 2' x 6’ con una capacidad de molienda de 48 TPD, hasta 140 ton de barras para molino de 12' x 4' con una capacidad de 3200 TPD. Estas capacidades están en base a una alimentación de -3/4" a 4 mallas Tyler (5mm) entregando un producto de 5% - 4 mallas Tyler (5 mm). La molienda con barra se caracteriza por entregar un producto exento de sobre molienda, debido a que el material entre barras sólo se molerá el mayor, entregando un producto más parejo en tamaño.

Figura Nº 6.14 Barras de molino

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B) Bolas como medios de molienda. (Figura Nº 6.15). Las bolas empleadas en la molienda se construyen de acero al cromo, o al níquel o al molibdeno, deben tener una fuerte resistencia al choque y a la fricción. Los tamaños varían desde 5" hasta 1/2". En la primera etapa de molienda se emplean tamaño desde 5" - 2". En molienda secundaria estas varían en tamaño desde 3" - 3/4" y para molienda más fina hasta 1/2".

La carga de bola puede usarse de un solo tamaño o mantener una carga balanceada de varios tamaños. El volumen que ocupa en el molino es de un 45% - 50% del volumen total del molino. La capacidad de los molinos de bolas varía de acuerdo a su tamaño, carga de bolas , tamaño de alimentación y descarga. Por ejemplo, uno de 12' x 14’ se tendrá una carga de bolas de 100 ton y con una alimentación de 1/4" entregará un producto 98% - 200 mallas, tendrá una capacidad de 1500 TPD.

Figura Nº 6.15 Bolas de molino 6.9.5 MOVIMIENTO DE LA CARGA EN UN MOLINO GIRATORIO

cuerpos (zona de impacto) en el pie de la carga del molino.

Debido a la rotación del molino, los medios de molienda son levantados hasta alcanzar una posición de equilibrio dinámico, cuando el peso del cuerpo vence la fuerza centrífuga otorgada por la rotación; y cae sobre la superficie de otros

La velocidad a la cual se corre un molino es importante puesto que ésta gobierna la naturaleza del producto y la cantidad de desgaste sobre los revestimientos de la coraza. Por ejemplo, un conocimiento práctico de las trayectorias seguidas por las bolas de acero en un molino determina la 119

velocidad a la cual se debe correr para que las bolas ascendentes caigan sobre el pie de la carga y no sobre el revestimiento, lo cual lleva a un rápido desgaste del mismo. La fuerza impulsora del molino se transmite por el revestimiento de la carga. A velocidades relativamente bajas, o con revestimientos lisos, las formas del molino tienden a rodar hacia abajo hasta el pie del molino y la pulverización que experimentan ocurre por abrasión. Este efecto de cascada conduce a una molienda más fina, con producción creciente de lamas y mayor desgaste de revestimiento. A mayores velocidades, las formas del medio son proyectadas claramente de la carga para describir una serie de parábolas antes de descansar alrededor del pie de la carga. Este efecto de catarata produce una conminución por impacto y un producto final más grueso con menor desgaste del revestimiento. A la velocidad crítica del molino, la trayectoria teórica del medio de molienda es tal que caería contra la armadura. En la práctica se presenta la centrifugación y el medio es llevado a una posición más bien fija sobre la coraza. En el viaje alrededor del interior del molino el medio y los trozos grandes de mena siguen un recorrido que consta de dos partes. La sección ascendente próxima al revestimiento de la coraza es circular mientras que la sección de caída hacia el pie de la carga del molino es parabólica. Así la velocidad de rotación del molino determina que el medio de molienda caiga sobre el pie de la carga y no sobre el revestimiento, lo que provocaría excesivo consumo de corazas. 6.9.6. VELOCIDAD CRÍTICA A una velocidad crítica determinada (el peso del cuerpo es igual a la fuerza centrífuga) el medio de molienda podría caer fuera de la carga y causar excesivo desgaste. A velocidades sobre ella, el medio de molienda se pega a la pared del

molino en una posición fija y por lo tanto no muele. Par una bola o barra, que es levantada por un molino de radio R que rota a una velocidad N (r.p.m), está recorre un camino circular al ser levantada, y luego un camino parabólico al separarse del molino. De iun balance de fuerzas se obtiene la expresión para determinarla velocidad de rotación crítica e un molino de barra o de bolas, de acuerdo a:

2 g rad/seg) D 76 .6 Nc  con D en pies D Nc 

Nc 

42 . 2 D

con D en metros

Normalmente se trabaja en molinos de bolas a un 77% de la velocidad crítica y 70 % para molino de barras. Un aumento de la velocidad de rotación aumenta la capacidad, pero hay poco efecto en la eficiencia de molienda (esto es en kWh/t). Supongamos un molino con una carga de bolas que rota en torno a su eje; se producirá el siguiente fenómeno: Se observa que al ir aumentando la velocidad del molino se producen: Solo un deslizamiento, produciendo molienda sólo por fricción. Además de fricción se produce impacto por cascada. Fricción e impacto por catarata. Cuando la gravedad se iguala a la fuerza centrífuga. Cuando esto sucede se dice que se llegó a la velocidad crítica, sobre la velocidad crítica se produce deslizamiento entre las distintas capas de

120

fricción

es arcillosa o húmeda; tienden así ahogar las trituradoras.

Un aumento en la velocidad de rotación aumenta la capacidad, pero hay poco efecto en la eficiencia de molienda (esto es en KWh/ton).

La característica distintiva de un molino de barras es que la longitud de la coraza cilíndrica está entre 1,5 a 2,5 veces su diámetro. Esta relación es importante, por que se debe evitar que las barras, que solamente son unos pocos centímetros más cortas que la longitud de la coraza, giren de manera que lleguen a trabarse a través del diámetro del cilindro. Sin embargo, la relación no debe ser demasiado grande, para el diámetro máximo de la coraza en uso, de tal manera que las barras se deformen y quiebren. Puesto que las barras más grandes que alrededor de 6 metros se doblarán, esto establece la longitud máxima del molino. Por lo tanto con un molino de 6,4 metros de largo, el diámetro no debe ser mayor de 4,57 metros. Actualmente se usan molinos de barras de hasta 4,57 metros de diámetro por 6,4 metros de longitud que consumen aproximadamente 1640 KWh.

bolas produciendo solamente.

molienda

por

Cuando no se puede obtener una capacidad total del molino, algunas veces se usan velocidades muy bajas. Las altas velocidades se usan para la molienda gruesa de alta capacidad. 6.9.7 TIPOS ROTATORIOS.

MOLINOS

Los molinos rotatorios se clasifican según el medio de molienda: de barras, de bolas, vibratorios y autógenos. El largo del molino y su diámetro determinan el volumen y así la capacidad del molino. El diámetro determina, por otro lado, la presión que pueda ser ejercida por el medio de molienda sobre las partículas y, en general mientras mayor es el tamaño de partícula alimentado mayor debe ser el diámetro del molino. El material es alimentado continuamente por un extremo y sale por el otro, aunque en ciertas aplicaciones el producto puede dejar el molino por la periferia de la carcaza. Los molinos se pueden clasificar por el tipo de medio de molienda que se usan, de acuerdo al método de descarga del producto o de acuerdo a su modo de operación. Según el medio de molienda que utilizan, los molinos pueden clasificarse en: Molinos de barras, de bolas y autógenos. 6.9.8 Molino de Barras (Figura Nº 6.16). Tienen capacidad para alimentación hasta de 50 mm y pueden hacer un producto tan fino como de 300 m. Frecuentemente se prefieren en lugar de las máquinas de molienda fina cuando la mena

Los molinos de barras se clasifican de acuerdo a la naturaleza de la descarga. Se puede hacer el enunciado general que mientras más estrecha sea la descarga en la periferia de la coraza, pasará más rápido y habrá menos sobremolienda. Los molinos de descarga central periférica se alimentan por ambos extremos a través de los muñones y la descarga del producto medio a través de puertas circunferenciales situadas en el centro de la coraza. El corto recorrido y el declive muy alto dan una molienda gruesa con un mínimo de finos, pero la relación de reducción es limitada. Este molino se usa para molienda en húmedo o en seco y se usan más para preparar arenas para condiciones específicas, cuando son necesarias altas velocidades de tonelajes y un producto extremadamente grueso. Los molinos de descarga periférica extrema son alimentados por unos de los extremos a través del muñón y descargan el producto molido por el otro extremo por medio de varias aberturas periféricas dentro de un canal circunferencial adaptado. Este tipo de molino se 121

usa principalmente para molienda seca y húmeda, cuando intervienen productos moderadamente gruesos. El tipo de molino de barras que se usa más ampliamente en la industria minera es el de muñón de derrame, en el cual la alimentación se introduce a través de un muñón y se descarga a través de otro. Este tipo de molino se usa

solamente para molienda húmeda y su principal función es convertir el producto de la planta de trituración en alimentación para el molino de bolas. Se obtiene un declive del flujo de material haciendo el diámetro de derrame unos 10 - 20 cm más grande que el de la abertura de alimentación. El muñón de descarga frecuentemente se adapta con una criba en espiral para eliminar el material vagabundo.

Figura Nº 6.16 : Vista del interior del molino de barras. Los molinos de barras se cargan inicialmente con una selección de barras de diámetro de todas las clases; la proporción de cada tamaño se calcula para ofrecer una superficie máxima de molienda y aproximarse a una carga equilibrada. Una carga conveniente contendrá barras de diferentes diámetros que variarán desde las cambiadas recientemente hasta los diámetros de las barras gastadas por el rozamiento que tienen un tamaño tal que ya justifica el cambio. Los diámetros reales en uso varían de 25 a 150 mm. Mientras más pequeñas las barras, tanto más grande es el área de la superficie total y por consiguiente será mayor la eficiencia de la molienda. Los diámetros más grandes no deben

ser mayores de lo necesario para quebrar la partícula más grande en la alimentación. Normalmente una alimentación o producto grueso requiere barras más grandes. Generalmente, las barras se deben cambiar cuando se han desgastado hasta alrededor de 25 mm del diámetro, o menos, dependiendo de la aplicación, ya que las barras delgadas tienden a doblarse o quebrarse. Se usan barras de acero al alto carbono por que son más duras y se quiebran en vez de doblarse al desgastarse, no enredándose como las otras barras. Las velocidades de molienda óptima se obtienen cuando el volumen es un 35% del de la coraza. Este se reduce a 20% - 30% con el desgaste y se mantiene en este valor al sustituir las barras gastadas por otras nuevas.

122

Esta proporción significa que con una cantidad normal de vacíos, alrededor del 45% del volumen del molino estará ocupado. La sobrecarga da por resultado una molienda ineficiente y un mayor consumo de barras y revestimiento. El consumo de barras varía ampliamente con las características de la alimentación del molino, velocidad del molino, longitud de las barras y tamaño del producto. Los molinos de barras normalmente trabajan entre el 50% a 65% de la velocidad crítica, con el fin de que las barras formen una cascada en vez de una catarata lo cual tienden a trabar las barras. Normalmente la densidad de pulpa está entre 60% a 75% de sólidos en peso, requiriendo las alimentaciones más finas densidades de pulpa más bajas. La acción de molienda resulta de la línea de contacto de las barras sobre las partículas de la mena ; la caída de las barras es principalmente una alineación paralela y además al dar vueltas, actúan más bien como una serie de rodillos de trituración. La alimentación gruesa tiende a desparramar las barras en el extremo de la alimentación produciendo así una formación de cuña o en forma de cono. Esto aumenta la tendencia a que la molienda tenga lugar preferentemente sobre las partículas más grandes, produciendo de este modo una cantidad mínima de material extremadamente fino. Esta molienda selectiva proporciona un producto de un margen de tamaño extremadamente estrecho, con pocas lamas. Por lo tanto, los molinos de barras son apropiados para preparar la alimentación de los concentradores por gravedad, ciertos procesos de flotación con problemas de lamas, separador magnético y molinos de bolas. Los molinos de barras casi siempre se operan en circuito abierto debido a esta reducción controlada de tamaño. Conviene tener presente las siguientes ventajas de costos cuando se compara la molienda en molinos de barras con otros: La acción de la molienda controla la distribución de tamaño del producto, por lo tanto, no es necesario el equipo de circuito cerrado.

Se usa un medio de molienda de un costo relativamente bajo. Se obtiene una alta eficiencia de molienda puesto que hay menos espacio vacío en una carga de barras que con cualquier otro medio de molienda. Esto también da como resultado un bajo consumo de acero. Debido a su mayor masa, las barras en cascada ejercen un golpe más fuerte que una carga de bolas de acero y por consiguiente las partículas gruesas se quiebran más fácilmente. 6.9.10 MOLINOS DE BOLAS (FIGURA Nº 6.17 A Y 6.17 B). La etapa final de conminución se realiza en molinos cilíndricos usando bolas de acero como medio de molienda y por esa razón se conoce como molinos de bolas, ya que las bolas tienen una mayor área superficial por unidad de peso que las barras y así son más aptas para molienda fina. El término molino de bolas se utiliza en aquellos que tienen una razón largo a diámetro de 1,5 a 1 o menor y no hay un criterio general para elegir una razón L/D (largo/diámetro) dada. Los molinos de bolas en que la relación de longitud a diámetro está entre 3 y 5, se conocen como molinos tubulares. Los molinos de bolas también se clasifican por la naturaleza de la descarga. Pueden ser molinos de derrame simple, operados en circuito abierto o cerrado, o molinos de parrilla de descarga (descarga de nivel bajo). Este último tipo está acondicionado con parrillas de descarga entre el cuerpo cilíndrico del molino y el muñón de descarga. La pulpa fluye libremente a través de las aberturas de la parrilla y después es elevada hasta el nivel del muñón de descarga. Estos molinos tienen un nivel de pulpa más bajo que los molinos de derrame, reduciendo así el tiempo de permanencia de las partículas dentro del molino. Existe muy poca sobremolienda y el producto

123

tiene una fracción grande de material grueso, la cual regresa al molino por algún tipo de mecanismo clasificador. La molienda en circuito cerrado, con altas cargas circulantes, produce un producto final estrechamente clasificado y una alta producción por unidad de volumen, si se compara con la molienda en circuito abierto. Los molinos con parrilla de descarga, generalmente toman una alimentación más gruesa que los molinos de derrame y no se requiere moler tan finamente; la razón principal es que con la

formación de muchas bolas pequeñas, el área de aberturas de la parrilla se obstruye rápidamente. El molino de muñón de descarga es la más simple para operar y se usa la mayor parte de las aplicaciones del molino de bolas, especialmente para molienda fina y remolienda. se dice que el consumo de energía es alrededor de 15% menor que el de un molino con parrilla de descarga del mismo tamaño, aunque la eficiencia de la molienda en los dos molinos es la misma.

Figura Nº 6.17a Molino de Bolas Los molinos de bolas se clasifican por la potencia, más bien que por la capacidad; los molinos de bolas más grandes comúnmente en operación tienen 5,5 metros de diámetro por 7,3 metros de longitud y son impulsados por motores de 4000 KW. La molienda se efectúa en los puntos de contacto de las bolas y las partículas de mena y en un tiempo dado, se puede alcanzar cualquier grado de finura. El proceso de molienda es completamente al azar, la posibilidad de que una partícula fina sea golpeada por una bola es la misma que la de una partícula gruesa. Por lo tanto, el producto de un molino de bolas en circuito abierto presenta una gran variedad en el tamaño de las partículas y la sobremolienda de cuando menos algo de la carga constituye un

problema. La molienda en circuito cerrado en los molinos que proporcionan un bajo tiempo de residencia para las partículas, casi siempre se usa en las últimas etapas para vencer esta sobremolienda. Varios factores influyen sobre la eficiencia de la molienda en los molinos de bolas. la densidad de la pulpa de la alimentación debe ser tan alta como sea posible y compatible con la facilidad de fluir a través del molino. Es indispensable que las bolas estén cubiertas con una capa de mena; una pulpa demasiado diluida aumenta el contacto de metal a metal, produciendo un consumo de acero elevado y una eficiencia reducida de molienda. Los molinos de bolas deben trabajar entre 65 y 124

80% de sólidos por peso. La viscosidad de la pulpa aumenta con la finura de las partículas, por

consiguiente los circuitos de molienda fina requieren menores densidades de pulpa.

Figura Nº 6.17b: Vista del interior del molino de bolas. La eficiencia de molienda depende del área superficial del medio de molienda. Así, las bolas deben ser tan pequeñas como sea posible y su carga se gradúa de manera que las bolas grandes sean justo lo bastante pesadas para moler las partículas más grandes y más duras de alimentación. Una carga preparada consiste de una gran variedad de tamaños de bola en que las nuevas bolas que se agregan al molino generalmente tienen mayor tamaño del necesario. Las bolas finas dejan el molino con el producto de la mena y se extraen al pasar la descarga del molino sobre harneros. Se han propuesto varias fórmulas para la relación de tamaño de bola a tamaño de mena requerida pero ninguna es enteramente satisfactoria. Normalmente la molienda primaria requiere una carga de bola graduada de 10 cm hasta 5 cm de diámetro, mientras que la molienda secundaria

generalmente requiere bolas de 5 a 2 cm de diámetro. Las bolas usadas son construidas de fundiciones o acero forjado, o de aleaciones especiales. Su característica más importante es su dureza ya que aumenta la capacidad del molino y disminuye el desgaste. Generalmente las bolas son esféricas, pero últimamente se han desarrollado medios moledores cilíndricos, cónicos u otras formas irregulares. Algunos factores que inciden en el aprovechamiento de energía de un molino de bolas son: La carga de bolas: Varía entre un 40% a 50% del volumen interno del molino, alcanzando un máximo en 50%, en una zona en que la eficiencia no varíe mucho con la carga.

125

Velocidad de rotación: Se opera de modo de obtener un movimiento de catarata y así aumentar la molienda, por impacto 80%, astillamiento 10% y abrasión 10%. Se trabaja normalmente en un 77% de la velocidad crítica.

Más bajo consumo de potencia del molino por tonelada de producto.

Porcentaje de sólido: Se recomienda trabajar con densidad de pulpa tan alta como sea posible, pero obteniendo una viscosidad adecuada; si es muy alta puede actuar como amortiguador de los impactos. Si es muy baja, disminuye la probabilidad de contacto del mineral con las bolas y así hay mayor consumo de metal, se opera normalmente entre 70 - 75 % de sólidos, lo que da un mejor aprovechamiento de la energía.

Elimina el problema de la contaminación por polvos.

Las bolas se cargan inicialmente de modo de simular la distribución de bolas de equilibrio. Como la molienda depende del área superficial del medio de molienda, las bolas grandes se agregan sólo para moler las partículas mayores y más duras en la alimentación. En un determinado instante existe un amplio rango de bolas (collares) y en operación continua sólo se agregan las bolas del tamaño mayor requerido. Las bolas más pequeñas dejan el molino con el producto y quedan retenidas en parrillas o harneros colocados en la descarga. La alimentación de mineral a los molinos puede ser en seco o con agua, dependiendo del proceso subsiguiente y de la naturaleza del producto a obtener. La molienda en seco es necesaria cuando se desea evitar que ocurran cambios físicos o químicos mediante el agregado de agua. Esta ocasiona un menor consumo de corazas y reduce la molienda media, con lo cual existirá una alta proporción de finos en el producto. La molienda húmeda se usa generalmente en las operaciones del procesamiento de minerales a causa de un menor costo. Las ventajas de la molienda húmeda son: Alta capacidad por unidad de volumen del molino.

Permite el uso del cribado húmedo o clasificación para el control total del producto.

Hace posible la utilización de métodos simples para la manipulación y transporte, tales como bombas, cañerías y canales. 6.9.11 Descripción de Circuitos de Molienda Los circuitos de molienda son utilizados para reducir el tamaño de las partículas de la mena, hasta el tamaño necesario para su beneficio. Estos circuitos consisten en uno o más equipos que muelen los sólidos productos del chancado. Generalmente se incluyen en estos circuitos los molinos, equipos de clasificación, y los equipos de manipulación de materiales, como por ejemplo bombas, hidrociclón, tuberías y correas transportadoras. Existen una serie de diferentes tipos de equipos principales que pueden utilizarse, en un circuito de molienda - clasificación. Los molinos de barras y de bolas son los más comúnmente usados. Sin embargo; existe una creciente tendencia de utilizar molinos semiautógenos, en molienda primaria o como único medio de molienda, evitando así la etapa de chancado secundario y terciario. El tipo de molino para una molienda particular y el circuito en el cual se usará se deben considerar simultáneamente. Los circuitos se dividen en dos amplias clasificaciones: Abierto y cerrado. a) Circuito abierto

126

Los circuitos abiertos (figura 18) consisten en instalaciones en las cuales se tiene uno o dos molinos con o sin clasificación por tamaño en ninguna de sus secciones, pero sin recirculación (carga circulante) del material molido. La

alimentación al circuito, compuesta por el mineral y agua (pulpa), pasa por el interior del molino a una velocidad calculada para producir el producto correcto, en un paso, y pasar a otra etapa del proceso.

Alimentació n

Producto MOLINO

Figura N° 6.18: Circuito abierto de molienda. Este tipo de circuito rara vez se usa en las aplicaciones del procesamiento de minerales, ya que no hay control sobre la distribución del tamaño en el producto. La velocidad de alimentación debe ser bastante baja para asegurar que cada partícula permanezca el tiempo necesario en el molino, y así obtener un tamaño óptimo del producto. Como resultado, muchas partículas en el producto están sobremolidas, lo cual se traduce en un consumo de energía innecesaria, dificultando su posterior tratamiento. Las principales ventajas de los circuitos abiertos sin clasificación son los requerimientos mínimos de equipos que tiene; y las altas densidades de pulpa que entregan. Por esta última razón, estos circuitos deben ser forzosamente ocupados, en casos como el mineral de Uranio, y algunos minerales de oro y plata, que son tratados posteriormente a altas densidades. Otras características de estos circuitos son: La razón de reducción es pequeña. El material se reduce a un tamaño similar a la arena.

La distribución granulométrica del producto final no es crítica ya que el bajo tamaño y el sobretamaño tienen un margen de tolerancia. b) Circuitos cerrados Son los circuitos más comunes en el procesamiento de minerales. La molienda en la industria minera casi siempre se presenta en circuito cerrado. Estos circuitos (figura 19 y 20) consisten en uno o más molinos y clasificadores mediante los cuales se entrega en forma eficiente el producto que se desea. En este caso se puede controlar el tamaño máximo del producto y minimizar la sobremolienda. El material que descarga del molino, se separa en fracciones gruesas y finas en el clasificador. El bajo tamaño o fino es el producto final y va a la etapa siguiente del proceso, en tanto que el material grueso o sobretamaño retorna al molino. El tamaño de separación es controlado por medio del clasificador.

127

PRODUCTO

AGUA

ALIMENTACIÓN

MOLINO

CARGA CIRCULANTE

Figura N° 6.19 Circuito cerrado directo de molienda.

Alimentación

MOLINO

Figura N°6.20 Circuito cerrado inverso de molienda. El material que regresa al molino por el clasificador se conoce como carga circulante y su peso se expresa como un porcentaje del peso de la nueva alimentación. Mientras más grande la carga circulante dentro de los límites fijados, tanto más grande será la capacidad útil del molino. El incremento es más rápido en el primer 100% de carga circulante, continuando hasta un límite, que depende del circuito, antes de que ocurra el ahogamiento del

molino. La carga circulante óptima para un circuito particular depende de la capacidad del clasificador y del costo de transportar la carga hasta el molino. Generalmente la carga circulante está entre 100 - 350%. La molienda en circuito cerrado reduce el tiempo de residencia de las partículas en cada paso y disminuye así la proporción de los tamaños terminados dentro del molino, comparada con la molienda en circuito abierto.

128

Esto disminuye la sobremolienda y aumenta la energía disponible para la molienda útil mientras esté presente un suministro amplio de material sin terminar.

El circuito cerrado en multietapas cerrado más común, es el que utiliza un molino de barras como primario y un molino de bolas como secundario.

En muchas plantas de beneficio, se obtiene un producto relativamente grueso en la molienda primaria , con el objeto de evitar la sobremolienda para rebajar los costos y minimizar la producción de finos que frecuentemente interfieren en los procesos con que se recupera el mineral . La remolienda es también usada frecuentemente para obtener la liberación final de la especie útil , y obtener así un concentrado final más comercial.

Este es el circuito básico de molienda de las plantas que tratan mineral proveniente de una planta de chancado de dos o tres etapas.

c) Circuitos cerrados de una etapa

6.9.12 VARIABLES EN PROCESO DE MOLIENDA

Estos circuitos se utilizan en molienda primaria y para remolienda. Los circuitos de una etapa pueden estar compuestos por molinos de barras o de bolas. Son utilizados más frecuentemente, cuando tenemos como alimentación a molienda un producto relativamente fino, de una etapa de chancado terciario. En general estos circuitos usan un número mínimo de componentes y equipos, con lo cual son de Lay-out y configuración simple, sacrificando algunas veces la flexibilidad de ellos . d) Circuitos cerrados de multietapas Estos consisten en uno o más molinos con una o más etapas de clasificación. La característica principal de estos, es que tienen un alto grado de libertad, para seleccionar el punto de funcionamiento, dependiendo de la aplicación especifica. Además, todos estos circuitos tienen mayos eficiencia debido a que la conminución del material se realiza en varias etapas.

Debido a que con muchos minerales se ha verificado que la potencia requerida parta moler en molino de bolas es cerca del doble que la requerida por la etapa por la etapa del molino de barras, se acostumbra a utilizar un molino de barras con dos molinos de bolas. EL

En general, las variables del proceso de molienda pueden clasificarse en variables de diseño y variables operacionales: 6.9.12.1 VARIABLES DE DISEÑO El diseño de circuitos de molienda debe considerar una serie de variables tales como : a) Velocidad crítica ( Nc ) del molino Se había definido anteriormente la velocidad crítica como la velocidad a la cual las fuerzas centrífugas actúan sobre la carga de un molino, obligándola a adherirse a las corazas internas, con la consiguiente pérdida de eficiencia. En esta condición se impiden los efectos de cataratas y cascadas de los medios moledores, que son los efectos de los que depende la molienda. b) Volumen de la carga El volumen de la carga en un molino de bolas se expresa como el porcentaje del volumen entre las corazas que es llenado con bolas y mineral. Cuando el molino está detenido, el volumen de carga puede obtenerse en forma rápida, midiendo 129

el diámetro interno entre corazas y la distancia desde la parte superior del molino y la carga . c) Potencia versus carga en el molino La máxima potencia se consume en el caso de que la carga ocupe aproximadamente el 50 % del volumen . d) Tamaño del molino El tamaño del molino se determinará sólo en base a la potencia requerida para moler. La estimación del tamaño puede realizarse en base a fórmulas empíricas. 6.9.12.2 OPERACIONALES

VARIABLES

Por otra parte, las variables de operación más relevantes del proceso de molienda son las siguientes: a) Porcentaje de sólido en el molino El porcentaje de sólido de la pulpa en el interior del molino, se regula normalmente con condiciones de agua, en general se desea obtener una pulpa, que no sea ni tan diluida, como para que las partículas no se adhieran a las bolas, ni tan espesas de modo que la alta viscosidad impida el choque de las bolas entre sí y con la carga. b) Tamaño de bolas La composición de la carga de medios de molienda, es la variable más importante del circuito; asimismo, el tamaño, densidad, forma, dureza, tenacidad y cantidad de medios de molienda, tienen marcados efectos sobre la misma. La forma de los medios de molienda es

importante por dos razones; primero, puede ayudar a manipular la carga y a la vez le da máxima movilidad y segundo, su área superficial es muy importante para la producción de tamaños finos . c) Carga circulante clasificación

eficiencia

A menudo, al operar un circuito de molienda, con una eficiencia de clasificación baja, se traduce en aumentar la cantidad de finos que salen por la descarga del hidrociclón (underflow) y que deben en realidad salir por el rebose del hidrociclón (overflow), constituyendo lo que se denomina como cortocircuito de finos, lo anterior lleva consigo un aumento en la carga que retorna al molino, por consiguiente un aumento de la carga circulante. En general, si se mejora la eficiencia de clasificación, disminuirá el corto circuito de finos y podrá por ende, disminuir la carga circulante y aumentar la alimentación fresca al molino, con el consiguiente aumento de capacidad, que es del mayor interés . 6.9.13 TEST ESTÁNDAR DE MOLIENDABILIDAD PARA MOLINOS DE BOLAS El índice de trabajo del material, aplicable a la molienda fina en molinos de bolas, se determina en molino estándar de laboratorio de 12” diámetro x 12” largo, que gira a 70 RPM, posee esquinas redondeadas y revestimiento liso (exceptuando la puerta de carguío del material; de4” x 8”), conteniendo además la siguiente carga balanceadas de bolas de acero cuyo peso total es de 20.125 gramos.

130

Diámetro de la bola (pulg) N° aprox de Bolas Peso Bolas (gr) Área superficial (pulg2) 1,45 43 8.803 285 1,17 67 7.206 289 1,00 10 672 32 0,75 71 2.011 126 0,61 94 1.433 110 total 285 20125 842 La alimentación al molino corresponde a material triturado controladamente a 100% - 6# Tyler (pudiendo utilizarse una alimentación más fina en caso necesario); con un volumen aparente de 700 cm3 (medido en una probeta cilíndrica graduada). Este material se pesa, se tamiza (análisis granulométrico de la muestra de alimentación) y se muele en seco en el molino de bolas (que cuenta además con un contador de revoluciones), simulando entonces una operación en circuito cerrado con 250% de carga circulante (utilizando la malla de corte requerida, de acuerdo a lo esperado en el circuito industrial). Para cerrar el circuito, se podrá utilizar tamices entre 28 y 325 # Tyler, dependiendo el tamaño de corte que se requiere simular. El tata de Bond se inicia moliendo el material por 100 revoluciones; se vacía el molino con la carga de bolas, y se tamiza los 700 cm3 de material sobre el harnero seleccionado como malla de corte del circuito (usando mallas protectoras más gruesas, en caso necesario). Se pesa el bajo tamaño del harnero (underzise), dejándolo aparte; agregando carga fresca no segregada al sobretamaño del harnero (oversize) para reconstruir la carga inicial de sólidos de alimentada al molino en cada ciclo (se completa el volumen aparente de 700 cm3 de carga del material del molino). Todo este material se retorna al molino, junto con la carga de bolas, siendo dicho material molido por el numero de revoluciones calculado para producir un 250% de carga circulante, repitiendo dicho procedimiento hasta alcanzar las condiciones requeridas de equilibrio. El numero de revoluciones requeridas, se calculara en base a los resultados del ciclo precedente (g. de fino producido por cada revolución del molino), y considerando el bajo

tamaño requerido producido bajo condiciones de equilibrio (250% c.c.), equivalen en este caso a 1/3.5 veces la carga total del material sólido seco alimentado al molino en cada periodo. Se continua con los ciclos de molienda, hasta que los gramos netos de undersize producidos por revolución alcancen el equilibrio; invirtiéndose comúnmente la dirección de crecimiento o disminución del índice de moliendabilidad (g/rev.) calculado durante los tres últimos ciclos. Una vez alcanzado el equilibrio se analizara en detalle la distribución granulométrica del undersize del harnero (producto final del circuito de molienda), a objeto de calcular el valor de P80 (um) y se calculara el índice de moliendabilidad en molino de bolas (Gbp: g./rev), promedio de los tres últimos valores de gramos netos de undersize producidos por revolución del molino. El índice de trabajo del material, valido para molienda en molinos de bolas, se calculara según la siguiente expresión empírica desarrollada por Bond para materiales heterogéneos: WI : p100

0.23

44.5  10 10   Gbp 0.82     p F80   80

(2.25)

Donde: WI : índice de trabajo del material (kwh/ton. corta) P100 : abertura en micrones de la malla de corte utilizada para cerrar el circuito (tamaño 100% pasante del producto)

131

Gbp : índice de moliendabilidad del material en molino de bolas (g./rev.) F80 : tamaño 80% pasante de la alimentación fresca al circuito (um) P80 : tamaño 80% pasante del producto final del circuito (um) El valor del índice de trabajo calculado según la expresión (2.25) es consistente con la potencia mecánica de salida de un motor capaz de accionar de un molino de bolas del tipo descarga por rebalse, de 8 pies de diámetro interno (medido entre revestimientos), moliendo en húmedo y en circuito cerrado con un clasificador. Para el caso en molienda en seco, el consumo base de energía se deberá multiplicar normalmente por un factor 1,30. como la eficiencia en la molienda varia

Obsérvese de la tabla anterior que la relacion aproximada entre P80 (um) y P100 (um) es como sigue:

P80  0.3  ( P100 )1.186

(2.26)

Una ecuación simplificada propuesta anteriormente por Bond para materiales homogéneos y que, según algunos investigadores, proporciona mejores resultados, es la siguiente:

WI 

1.6  P100 (Gbp ) 0.82

(2.27)

Tercer Principio: la falla mas débil del material determina el esfuerzo de ruptura, pero la energía total consumida esta controlada por la distribución de fallas en todo el rango de tamaños involucrado, correspondiendo el promedio de ellas.

según el diámetro interno del molino (D; pies), se deberá multiplicar el consumo base de energía por el factor (8/D)0.2, considerando no obstante un valor mínimo de 0,9146 para dicho factor, en el supuesto caso que D  12.5 pies. Fred Bond propone utilizar además otros factores correctores aplicables a los casos de molienda en circuito abierto, alimentación demasiado gruesa , sobremolienda excesiva de finos y baja razón de reducción en el molino. Bond también señala que aquellos casos en que el valor de P80 no pude ser determinado experimentalmente, se podrán adoptar los siguientes valores promedios, como primera aproximación.

Aun cuando Bond extrajo parte de sus ideas de trabajos de investigación desarrollados en el, área de fractura de sólidos, tales como el Griffith en 1920, su análisis relativo a la conminución debe ser considerado como de carácter netamente empírico. El objetivo de los trabajos desarrollados por Bond fue llegar a establecer una metodología confiable para dimensionar equipos y circuitos de Conminución, y en este sentido, el método de Bond ha dominado el campo durante casi 25 años. Solamente en la última década, han aparecido métodos alternativos que prometen desplazar definitivamente el procedimiento estándar de Bond, situación que todavía no se ha concretado en forma generalizada. En realidad, el método de Bond proporcionan un a primera estimación (error promedio  20%) del consumo de energía necesaria para triturar y/o moler un material determinado en un equipo de Conminución a escala industrial. No obstante y debido a su extrema simplicidad, el procedimiento estándar de Bond continúa aun 132

siendo utilizado en la industria minera para dimensionar chancadoras, molinos de barras y bolas escala piloto, semiindustrial e industrial. De acuerdo a los resultados de innumerables pruebas estándar de Bond a escala de laboratorio, el índice de trabajo promedio para cobres porfídicos es del orden de 12,73 kwh/ton corta, mientras que para menas porfídicas de molibdeno es de 12,80; confirmando así la gran similitud en tipos de rocas de estos minerales. Contrario a esto, la roca andesitica dura presenta un índice de trabajo de 18,25; la roca dioritica de 20,90; granito de 13,13; y los minerales blandos tales como bauxita de 8,78; barita de 4,73; arcillas de 6,30 y fosfatos de 9,92.

6.10 REVISIÓN CONCEPTOS BÁSICOS MOLIENDA SAG.

DE DE

6.10.1 DEFINICIONES GENERALES. Molinos Semiautógenos (SAG). Son molinos en que la carga de alimentación proviene directamente de la Mina o desde un Chancador Primario ( 1.524 x 2.794 m, con capacidad de 8.400 t/h). En este caso, se agregan bolas de acero para mejorar la acción moledora de las colpas gruesas de la carga. Generalmente las bolas representan entre un 4 y 12 %. del volumen total del molino. Molienda convencional. Se define así a la molienda (convencional) con molinos de bolas.

habitual

Pebbles (guijarros). Se refiere a un producto intermedio del molino SAG y corresponde a un tamaño crítico difícil de moler, que se evacua del molino.

Los pebbles se recirculan hacia el molino SAG. Estos pebbles previamente han sido clasificados en la parrilla interna del molino y en el harnero externo. Normalmente este material se chanca en un chancador de cono.Esta recirculación corresponde a un porcentaje de la carga fresca alimentada al molino SAG, esto es 498 t/h. Consumo de energía. La energía específica consumida (kWh/ton) para reducir, un mineral entre dos tamaños determinados y aplicado a una muestra lo más representativa posible del mineral, representa el parámetro más global e importante del proceso de molienda. Para el caso de la molienda convencional dicho parámetro se obtiene de pruebas de laboratorio, mediante la determinación del índice de Bond, con el cual se puede diseñar y controlar exitosamente circuitos convencionales de molienda. Por el contrario, para el caso de la molienda SAG dicho parámetro se obtiene a partir de ensayos pilotos, no pudiéndose utilizar el índice de Bond, que no da cuenta de la competencia de la roca como medio de molienda. Dureza del mineral En términos generales, la dureza puede ser definida como la resistencia a la fractura que presentan las partículas. Se puede decir que es la resistencia a la propagación de grietas que separan la roca en fragmentos de menor tamaño. La dureza del mineral es una característica propia del mineral que depende de las condiciones geológicas del yacimiento, las distintas condiciones de alteración y la variabilidad mineralógica existente en la mina. Necesariamente se relaciona con el equipo usado en la reducción de tamaño. Mecanismos de Molienda 133

La velocidad de molienda debe ser entendida literalmente, como la rapidez con que se muelen las partículas del mineral, se puede expresar como las toneladas molidas por hora, hay que notar que es diferente del tonelaje horario de procesamiento de un molino, pues este último, además de estar relacionado con la velocidad de molienda, se relaciona con la velocidad de transporte, que es la capacidad del molino para evacuar las partículas molidas. Los mecanismos de molienda son: Impacto, Compresión y Abrasión. Conceptos generales de Molienda SAG. Una de las características principales de los molinos semiautógenos es el uso de parrillas en la descarga. Esta parrilla permite que el material grueso no escape del molino, hasta que ha sido molido a un tamaño igual o menor que las aberturas de las parrillas. Por lo tanto el flujo de alimentación al molino dependerá de la cantidad de mineral retenido en el interior debido a una mayor o menor tasa de molienda. Debe existir un equilibrio entre el flujo de alimentación y la tasa de molienda: Si la tasa de molienda se hace menor el molino comienza a llenarse rápidamente, situación no deseada. El aumento de mineral retenido en el interior del molino hace aumentar la potencia consumida por el motor. Este aumento de potencia debe ser cuidadosamente controlado, ya que existe un nivel de potencia máximo, punto que separa la zona de operación estable del molino, con la zona de operación inestable. A partir de este punto, cualquier aumento en el flujo de alimentación, hace que la potencia disminuya, y el molino se llene. Idealmente se debe de operar los molinos autógenos o semiautógenos con una tasa de alimentación tal que mantenga la potencia del motor muy cerca del valor máximo, pero dentro de la zona estable. Esto en la práctica es difícil, ya que el máximo varía con el resto de las condiciones de operación y características del mineral. Según esta la carga del molino no puede

ser especificada por el operador, sino que está determinada por numerosos factores. Por ejemplo: La distribución de tamaños en la alimentación al molino Agua en la alimentación al molino. Velocidad de giro. Dureza del mineral. Etc. La carga del molino, bolas más mineral, tendrá en el interior del molino un cierto movimiento, que depende fundamentalmente de la velocidad de rotación, de los levantadores de carga que tenga la coraza y de la densidad de la carga. Según estas variables, los medios moledores son levantados hasta alcanzar una altura máxima desde la cual caen hacia el piso del molino. El movimiento permite a la carga expandirse, para que la pulpa penetre entre los medios moledores los que, a medida que caen sufren una serie de impactos, siendo este el método principal de transmitir compresión a las partículas. En la molienda por compresión la partícula es llevada justo a su punto de fractura, rompiéndose en unos pocos pedazos. Al rotar el molino a bajas velocidades, los medios de molienda, tienden a rodar suavemente produciéndose una cascada, la que favorece la abrasión, produciéndose gran cantidad de finos. Esta práctica tiende a generar un desgaste rápido de las lainas. Por último si se aumenta la velocidad de giro del molino, algunos de los medios de molienda se separan de la carga en el punto más alto, desarrollando, en su caída una trayectoria parabólica, a esto se le llama catarata, que permite la conminución por impacto. La partícula se rompe en muchos pedazos con una amplio rango de tamaños. Si la velocidad del molino se sigue aumentando, llegará a un punto tal que la carga se tenderá a pegar a las paredes del molino, se dice entonces que la carga se ha centrifugado. Estos mecanismos fueron analizados con respecto a la velocidad de giro del molino, y el 134

valor se sitúa entre el 70 y 80 % de la velocidad crítica, que es la velocidad mínima del molino a la cual la carga se centrifuga, es decir se mantiene sostenida contra las paredes del molino. Distribución de tamaños en la alimentación al molino. Esta variable es muy similar a la dureza del mineral por el efecto que provoca en el tratamiento del molino, además la variabilidad en el granulometría introduce la segunda perturbación en importancia en la operación en el molino SAG. Esta variable es contradictoria respecto al principio fundamental de la molienda SAG que indica que el mineral es un medio moledor, lo cual no se pone en duda, pero alguien podría pensar en aprovechar esta condición del mineral y enviar una porción de la carga principalmente de gruesos, y como resultado encontraría que la carga de bolas en esa condición no es lo suficiente para satisfacer el requerimiento puntual, observándose luego el llenado del molino. La experiencia operacional ha demostrado que para un flujo de alimentación fijo, el volumen de la carga en el molino es menor, mientras mayor es la proporción de mineral grueso en la alimentación. El volumen de carga referido anteriormente se trata del volumen ocupado por las bolas más la pulpa. Al ser mayor la proporción de gruesos en la alimentación, mayor será entonces el porcentaje de huecos, lo que hace disminuir el volumen al interior del molino. Por otro lado, la capacidad moledora del molino está determinada por los medios de molienda, los que están formados por las bolas y las colpas de mayor tamaño de la alimentación. Si la cantidad de gruesos alimentada no es suficiente, la tasa de molienda será reducida y la capacidad de tratamiento de mineral decrecerá. Esto se debe al hecho que en el interior del molino se acumula un cierto tamaño de

partículas, las cuales, son difíciles de moler. Este fenómeno se conoce como acumulación de tamaño crítico. El tamaño crítico puede ser tamaño grande o pequeño, es decir, puede acumularse partículas gruesas o finas, no se trata de un tamaño determinado. Se acumulará partículas de tamaño grande cuando la acción de la carga moledora es incapaz de moler estos tamaños, tal vez por un aumento de la dureza del mineral. En el caso de acumulación de partículas finas, se puede deber a la falta de gruesos para romper esos tamaños. La granulometría de alimentación al molino se ve afectada por la condición de operación del chancado primario: open size setting (OSS) y desgaste de revestimientos y por la operación del acopio de gruesos. Chancado Primario. La granulometría del producto del chancado se ve afectada por dos condiciones: por el setting del equipo y por la condición de desgaste de los revestimientos del chancador. Para definir el setting del equipo, desde el punto de vista metalúrgico y económico, el chancador debe ser operado al máximo de su potencia instalada y obteniendo un producto chancado con la mínima granulometría posible, ambos objetivos son logrados operando el equipo en el mínimo setting. Desde el punto de vista operacional, para dar mayor flexibilidad a la operación se puede operar el chancador en distintos setting, ya que para lograr el requerimiento de tonelaje del turno, un menor setting requiere de una mayor utilización del equipo comparado con la de un mayor setting. El uso de un harnero primario, harnero scalping, permite controlar mejor la granulometría de alimentación al SAG. La función de este harnero puede ser remover los gruesos o mandar los finos al molino de bolas. 135

Acopio de gruesos La operación del acopio de gruesos debe ser tal que no se produzca segregación y acumulación de materiales ya sea gruesos o finos, con el objeto de mantener la granulometría de alimentación al molino igual a la descarga del chancador primario. Una condición vista con frecuencia en la práctica operacional es seleccionar el tipo de granulometría a la salida del acopio de acuerdo a la conveniencia operacional, olvidándose que es un recurso agotable pues la capacidad de carga viva del acopio por lo general es de un día de operación. Por ejemplo operadores que abusan de procesar principalmente los finos, dejando solo gruesos para el turno entrante, otra situación vista es usar los gruesos para evitar el vaciado del molino cuando el mineral es blando, etc.

Es una variable de suma importancia en la operación de molienda, debido a los siguientes aspectos: Determina la potencia consumida por el molino (recordamos que potencia = torque de la carga por la velocidad de operación del molino). Determina la trayectoria de la carga de bolas y del mineral, con ello la condición de impacto y abrasión del molino. Determina las condiciones de desgaste de bolas y de revestimientos. Determina la condición de transporte de la pulpa. La velocidad de rotación se define en función de la Velocidad crítica de rotación del molino, que es la velocidad mínima a la cual la carga se pega a las paredes del molino. La velocidad de rotación se debe establecer de modo de tener una fracción de la carga en catarata para promover el fracturamiento del mineral fino e intermedio causado por la fracción gruesa, y a su vez el mineral grueso con los impacto que aplica, se va desgastando hasta que alcanza un tamaño en el cual puede ser fracturado por las bolas o la fracción gruesa de la carga.

Figura Nº 3 : Segregación en un acopio. A) Caída horizontal del mineral. B) Caída parabólica: los gruesos se segregan hacia la mitad más lejana en la dirección de la correa. c3. Velocidad de rotación del molino

Figura Nº 4. Distintas zonas de molienda Supongamos un molino con una carga de bolas que rota en torno a su eje; se producirá el siguiente fenómeno:

136

Se observa que al ir aumentando la velocidad del molino se producen: Solo un deslizamiento, produciendo molienda sólo por fricción. Además de fricción se produce impacto por cascada. Fricción e impacto por catarata. La fuerza de gravedad se iguala a la fuerza centrífuga. Cuando esto sucede se dice que se llegó a la velocidad crítica, sobre la velocidad crítica se produce deslizamiento entre las distintas capas de bolas produciendo molienda por fricción solamente. Un aumento en la velocidad de rotación aumenta la capacidad, pero hay poco efecto en la eficiencia de molienda (esto es en kWh/ton). Una bola al ser levantada en un molino de radio R, que rota a una velocidad N (rpm) recorre un camino circular al subir y luego un camino parabólico al separarse del molino y caer. El balance de fuerzas en el punto de separación es: v2  m  W 2  R  m  g  cosα m R Con: m : masa de la bola. v : velocidad lineal de la bola. W : velocidad angular de la bola. g : aceleración de gravedad. : ángulo entre la posición de la bola y la vertical.

Nc  Nc 

con D en (pies)

Normalmente se trabaja entre un 70 % y un 77 % de la velocidad crítica en un molino SAG. Para un molino de 38 pies de diámetro, la velocidad crítica de rotación es 12,4 rev/min, y la velocidad de rotación a 75 % de la velocidad crítica es 9,3 rev/min. c4) Dureza del mineral. Un aumento en la dureza del mineral, al estar operando el molino en su capacidad máxima, producirá un sobre llenado que sólo podrá ser compensado con una disminución en el tonelaje tratado. En forma práctica, las variaciones en la granulometría de la carga alimentada al molino indican un cambio en la dureza relativa del mineral. Un mineral mas duro tendría una granulometría con mayor proporción de gruesos. Por lo tanto este factor introduce la principal perturbación en la operación del molino SAG y de cualquier equipo de conminución del circuito. La dureza del mineral puede ser estimada en forma industrial, siguiendo cualquiera de estos tres formatos: Fórmula de Bond Consumo específico de energía.

Así: 2g (rad/s) D 2  π  Nc (rpm) Wc  60 Entonces:

D 42,4

con D en (m) D Con Nc en rev/min.

La velocidad crítica ocurre cuando  = 0 grados, o sea cuando cos = 1;

Nc 

76,6

Índice de potencia del Molino SAG (SPI de Minnovex): c6) Agua de alimentación. El agua constituye el medio para el transporte del mineral en el interior del molino, el porcentaje 137

de sólidos de la pulpa junto con la cantidad de material fino y la presencia de arcillas, afectan directamente a otro parámetro que es la viscosidad de la pulpa. La viscosidad de la pulpa involucra dos conceptos, la movilidad y la fuerza de arrastre de la pulpa, un material con viscosidad baja tiene mucha movilidad pero no tiene capacidad de transporte, por el contrario un material con viscosidad alta se mueve lento pero tiene una inmensa capacidad de transporte. Por lo tanto el porcentaje de sólidos de la pulpa constituye una interesante variable para controlar el transporte en el interior del molino, es decir una variable de control para el llenado del molino. Con esta variable el operador regula la viscosidad y la densidad de la pulpa en el interior del molino. Indudablemente esto no puede ser medido en la práctica. La densidad de descarga del molino no es igual a la densidad que tiene la pulpa en el interior de éste, ya que la retención de agua en el molino generalmente es menor que la de sólidos finos. Al disminuir el agua en la alimentación, aumenta la densidad de la carga, por lo que incrementa la viscosidad, disminuyendo así las tasas de descarga, esto hace que aumente el volumen de pulpa en el interior del molino,

c 

hecho que hará disminuir el flujo de alimentación en corto plazo. Este aumento de viscosidad afecta principalmente a las partículas finas, las cuales, por el menor arrastre van quedando retenidas, lo que a su vez afecta negativamente a la molienda por impacto, debido a un mayor amortiguamiento. Cuando existe un sobre llenado del molino, una buena práctica es aumentar e1 agua en la alimentación, si el sobrellenado es causado por acumulación de partículas finas, el aumento de agua producirá un incremento en la tasa de descarga de estas partículas, el operador podrá comprobar esta rápida descarga por la disminución en el peso del molino y la potencia consumida. En caso contrario se trata de una acumulación de partículas de tamaño grueso. c7) Densidad aparente de la carga. La densidad aparente de la carga se ve afectada principalmente por la proporción de material grueso y de las bolas de acero en la carga. El agua y los finos que constituyen la otra parte de la pulpa tienen menor importancia, aunque se deben considerar en el cálculo. es:

La fórmula para calcular la densidad aparente

masa _ de _ min eral  masa _ de _ bolas  masa _ de _ agua Volumen _ ocupado _ por _ la _ c arg a _ en _ el _ molino

En este cálculo se debe considerar que: El volumen ocupado por la carga es igual al asuma del volumen ocupado por las bolas más el volumen ocupado por el mineral grueso. El agua y el mineral fino, es decir la pulpa, ocupan una fracción del volumen de intersticios

de la carga de bolas y de mineral grueso, que se llama normalmente µp. Con ésto es posible escribir:





ρ c  1  f v  * ρ b * J b  1  f v  * ρ m * J  J b   ρ p * J p * f v * J /J

138

Donde J, Jb y Jp son las fracciones del volumen ocupado por la carga, las bolas y por la pulpa. m y b son las densidades aparentes del mineral grueso y de las bolas. c es la porosidad de la carga y p es la densidad de la pulpa en el molino (mineral fino más agua).

m = 2.7 t/m3 b = 7.75 t/m3 p = 1.99 t/m3 fv = 0.40 Jp = 0.60 Se tiene la tabla siguiente:

Por ejemplo para: Nivel de llenado aparente (º/1) 0,24 0,26 0,28 0,30 0,36

Densidad aparente de la carga (t/m3) Fracción de bolas en la carga 0,06 0,08 0,1 2,86 3,11 3,36 2,80 3,03 3,26 2,75 2,96 3,18 2,70 2,91 3,11 2,60 2,77 2,94

e) Factores que afectan la operación de un molino semiautógeno. Flujo de alimentación fresca. El grado de llenado de un molino semiautógeno, depende del flujo de alimentación de mineral fresco con que opera. Mientras mayor sea el flujo de alimentación, mayor será el volumen de la carga con que trabaja el molino. Esto se debe a que la molienda y la descarga de mineral, son procesos cinéticos, en los cuales si 1as condiciones operacionales son constantes, 1as

0,12 3,61 3,50 3,40 3,31 3,11

masas de mineral molido y descargado por unidad de tiempo, son proporcionales a la masa presente en el molino. En consecuencia, para igualar (o balancear) un aumento del flujo de entrada, la cantidad de mineral presente en el molino debe necesariamente aumentar. Esto ocurre así hasta un cierto llenado del molino por sobre el cual el proceso se revierte. Debido a que el volumen de la carga está relacionado con el flujo de alimentación, como se indica en la Figura siguiente, en la práctica el nivel de la carga se controla ajustando el flujo de alimentación.

Flujo de alimentación

Volumen de la carga

139

Además de la relación mencionada, el volumen de la carga tiene un efecto directo en la potencia, de tal manera que el flujo de

alimentación y la potencia quedan relacionados como se indica en la siguiente figura.

Potencia neta del molino

Zona inestable

Zona estable

Flujo de alimentación

En la figura anterior se observa que la potencia aumenta con el flujo, comenzando desde un valor cero. A medida que el flujo de alimentación crece, la potencia consumida se incrementa hasta llegar a un valor máximo. Un flujo de alimentación aún mayor provocará una sobrecarga y la potencia comenzará a caer rápidamente. En esta condición de sobrecarga, la intensidad de la acción de molienda se reduce y la capacidad de tratamiento del molino disminuye. Frente a esta situación el operador parará la alimentación de sólidos al molino y permitirá que se vacíe. Luego reanudará la alimentación a una tasa más baja que permita una operación estable nuevamente. La siguiente figura muestra la variación de la potencia consumida cuando un molino semiautógeno es alimentado con mineral fresco hasta que se le sobrecarga y luego se le permite vaciarse. Es importante destacar que el máximo de la potencia cuando se está cargando el molino con roca fresca es mayor que el máximo cuando se encuentra vaciándose. Este efecto es el resultado del estado (o forma) de las rocas.

Cuando se agrega alimentación fresca, las rocas tienen formas irregulares y presentan un ángulo de levantamiento mayor. Durante la fase de vaciado los guijarros (pebbles) formados a partir de la alimentación, se habrán redondeado y rodarán más fácilmente sobre la carga, presentando un ángulo de levantamiento menor, y en consecuencia demandarán menos energía. Distribución alimentación.

granulométrica

Otro factor que afecta el volumen de la carga en un molino semiautógeno, es la distribución de tamaños en la alimentación. La experiencia operacional ha mostrado que para un flujo de alimentación fijo, e1 volumen de la carga en el molino es menor, mientras mayor es la proporción de mineral grueso en la alimentación. Visto de otra forma, para un volumen de carga constante, una mayor capacidad de tratamiento se logra cuando el mineral de alimentación es más grueso. Lo anterior se debe a que la capacidad moledora del molino, está determinada por los medios de molienda, los cuales se forman a partir de las rocas de mayor tamaño en la alimentación. Si la cantidad de gruesos alimentada no es suficiente, la intensidad de la molienda en el 140

molino será reducida y la capacidad del molino decrecerá. Este efecto se muestra en la siguiente

figura.

Potencia neta del molino

Aumento de gruesos en la alimentación

Flujo de alimentación

El análisis anterior solo es válido, en el caso que la dureza del mineral permanezca constante y los cambios de granulometría correspondan a problemas de segregación natural. La figura 3, muestra el tipo de segregación que se produce en un silo con una sola salida. Si el silo posee varias descargas y tiene el punto de alimentación fijo, entonces la descarga que se encuentre más cerca del punto de alimentación entregará mineral más fino, mientras que las que se encuentren más lejos entregarán mineral más grueso. Controlando los puntos de descarga, se puede ajustar la granulometría de alimentación fresca al molino dentro de ciertos límites. Dureza del mineral. La dureza del mineral que se alimenta al molino, es algo sobre lo cual el operador no tiene control. Mientras más duro es el mineral, mayor será el tiempo que toma su reducción de tamaño, por esto, para un flujo de alimentación constante, el volumen de la carga aumentará junto con la dureza del mineral. Si el molino está siendo

operado con un tonelaje inferior a su capacidad máxima, al aumentar el volumen de su carga consumirá más potencia y el cambio en la dureza se compensará con un aumento del consumo de energía por tonelada de mineral fresco, sin embargo si el molino está siendo operado a su máxima capacidad, un aumento de la dureza, producirá un sobrellenado que sólo podrá ser compensado con una disminución del tonelaje tratado. Cuando no existen problemas de segregación del mineral de alimentación, las variaciones en la granulometría pueden considerarse indicadoras de la dureza relativa del mineral, correspondiendo al mineral más duro una granulometría con mayor proporción de gruesos. Densidad y viscosidad de la pulpa. Desafortunadamente la densidad de la pulpa dentro del molino no puede ser medida directamente, de modo que lo que se mide y controla es la densidad de pulpa en la descarga del molino. Es importante notar que ambas densidades, en la descarga y en el interior del molino, no son las mismas. La retención de agua en el molino es generalmente menos que la de 141

sólidos finos, de allí que la densidad de la pulpa la interior sea mayor que en la descarga.

El aumento de la potencia se debe a un leve crecimiento de la masa en el molino y del ángulo de apoyo de la carga. Una pulpa más densa y viscosa favorecerá un ángulo de apoyo mayor que, como se sabe, significará mayor demanda de potencia.

A través de la densidad de la pulpa en la descarga, es posible controlar el nivel de la pulpa en el molino. Si se aumenta el agua de alimentación es posible descargar todos los finos con mayor rapidez.

La siguiente figura, muestra el aumento de la potencia relativa que se puede esperar al variar el porcentaje de sólidos de la pulpa al interior del molino, considerando que el ángulo de la carga permanece constante.

En términos de las tasas de descarga lo que ocurre es que, aumentando la densidad, se incrementa la viscosidad y se reducen las tasas de descarga, provocando un aumento del volumen de pulpa y de la potencia además de una disminución de la capacidad.

0.9

Potencia relativa 0.8 Cp = 85 % Cp = 75 % Cp = 65 %

0.7 0.6 0.5 0.4 0

Nivel de llenado, J (%) Carga de bolas Un factor que influye mucho en la operación de un molino semiautógeno, es el volumen de la carga de bolas. Este volumen se expresa como una fracción del volumen total del molino y puede variar entre 4 y 15 %, siendo el más usado el de 8 %. Existen dos casos generales en los cuales es deseable agregar bolas al molino:

Cuando se tiene una excesiva acumulación de fino e intermedio, debido a una falta de colpas grandes en la alimentación al molino, que permita formar una carga apta para moler esos tamaños. Cuando existe una acumulaci6n de rocas grandes, debido a la incapacidad de la carga para romper esos tamaños. En el primer caso una distribución de bolas relativamente finas, con un tamaño máximo de 3 pulgadas es preferible. Para el segundo caso una 142

distribución más gruesa, con bolas de tamaño máximo de 5 pulgadas es más adecuada. En ambos casos el uso de las bolas de incrementará las tasas de molienda de los tamaños críticos y la capacidad de tratamiento se verá favorecida. Como ya sabemos, en la molienda autógena el medio moledor lo constituye el mineral, en la molienda convencional las bolas y en la molienda SAG lo constituyen las bolas como el mineral grueso, y justamente a raíz de esta condición recibe el nombre este tipo de molienda.

molino SAG, determina la cantidad de bolas presentes en el molino y con ello la transferencia consumida por el molino. Con respecto a ésta variable se puede realizar los siguientes comentarios: El nivel de bolas observado en la industria varía entre 6% y 15%, en el siguiente gráfico se muestra, en forma idealizada, el comportamiento de la potencia del molino con respecto al nivel de llenado de bolas.

En la molienda SAG la carga de mineral de tamaño grueso, es también un medio de molienda de las partículas más pequeñas que ella, pero es conveniente no manipular ésta variable para no incorporar una perturbación más a este complejo sistema de variables operacionales, las razones que sustentan ésta afirmación son las siguientes: No todos los minerales responden en forma favorable al aumentar la carga de gruesos, ésta condición dependerá de la moliendabilidad del mineral del mineral grueso y del tamaño de la bola de recarga. Optimizar la bola como medio moledor es mejor que optimizar la utilización de la carga gruesa. La granulometría gruesa es un recurso limitado el cual ésta condicionada al diseño y operación de los acopios. La granulometría de alimentación al molino SAG es recomendable que sea mantenida constante, pues afecta a la distribución de tamaños de la carga de bolas, cuya carga inicial fue obtenida en base al supuesto de una granulometría constante.

Gráfico Nº : Nivel de llenado v/s Potencia. Observar que la sobrecarga del sistema se produce a menor potencia en la medida que disminuye el nivel de llenado de bolas. El nivel de llenado de bolas al igual que el llenado de mineral es una variable difícil de medir, controlar y optimizar, y sus efectos, en condiciones normales de sobrecarga, se observa más lento en comparación con las demás variables operacionales. Es claro que si se modifica bruscamente el nivel de bolas se apreciará sus efectos mucho antes en la operación. Distribución de tamaño de la carga de bolas

Nivel de llenado de bolas.

Dos aspectos que definen la distribución de tamaño de la carga de bolas son el tamaño máximo y la distribución de tamaños de la carga propiamente tal.

En nivel de llenado de bolas es la fracción de llenado volumétrico de medios de molienda con respecto al volumen total del molino. Como parámetro metalúrgico en la operación del

En el caso de la molienda SAG, se recargan bolas de 4 y 5 pulgadas, normalmente, aunque la tendencia es aumentar el tamaño de la bola, existiendo por condiciones mecánicas solo bolas 143

comerciales hasta 6". En la práctica hay que analizar el efecto metalúrgico de usar bolas de gran diámetro, tales como: 5 1/4", 5 1/2" o 6". La distribución de la carga de bolas queda definida usando la fórmula de Schuhmann: F(x) = (x/K)m Donde: x= tamaño de la bola K= tamaño máximo de la bola m= pendiente de Schuhmann, la cual se asume que es igual a la pendiente de la granulometría de alimentación al molino. Recarga de bolas. La recarga de bolas es la variable manipulada que persigue dos objetivos, primero permite mantener la condición operacional de nivel de llenado de bolas constante en el molino y también mantener la distribución de tamaño de la carga de bolas. Con frecuencia, es tomada como un recurso para procesar minerales considerados duros, si bien efectivamente satisface este requerimiento puntual para solucionar ese problema operacional, pero trae como consecuencia que al cambiar el mineral a un mineral más blando el molino SAG queda en una condición de molienda demasiado eficiente e inmanejable para lograr la estabilidad operacional. Además, la tasa de consumo de bolas en la condición anterior, aumenta debido a un mayor desgaste abrasivo, a eventuales rompimientos de bolas y purgas por rebose. Medición del consumo de bolas En la práctica industrial, los parámetros usados para la medición del consumo de bolas son: Consumo específico por unidad de mineral procesado: gr/ton o kg/ton

Consumo específico por unidad de energía consumida: gr/kWh o kg/kWh Consumo específico por unidad de tiempo de operación: gr/hr o kg/hr. Estos parámetros se ven afectados fuertemente por la política de recarga usada, ya que la recarga de bolas se realiza en función de mantener un nivel de bolas constante en el molino y por la predicción del nivel de llenado de bolas. Sin embargo el parámetro más insensible en forma relativa a esta condición es el parámetro gr/kWh. Al respecto, Magotteaux ha desarrollado un sistema de recarga de bolas automático, que considera la potencia consumida, el flujo de alimentación y el consumo de bolas, para calcular la adecuada adición de bolas para mantener la potencia máxima del molino, y así optimizar el proceso de molienda, tomando en cuenta que las características de abrasividad de la carga varia con el tiempo. Factores que afectan el consumo de bolas. El consumo de bolas es un proceso muy complejo que incluye tres mecanismos básicos: abrasión, corrosión impacto y purga o rechazo de bolas, el cual es más intensivo en molinos con abertura amplia de parrillas, con pebble ports y eventualmente en molino por rebose muy cargados. La contribución relativa de cada mecanismo y la variación del rendimiento de un medio moledor pueden ser afectados por variables del molino, tales como: Del mineral: abrasividad y tamaño de la partículas. De la pulpa: composición química, densidad y viscosidad. Operación del molino: velocidad, estado de desgaste de los revestimientos, roturas de parrillas, nivel de llenado de bolas y de mineral, diámetro de la bola de reposición.

144

Del material: propiedades mecánicas y químicas, y geométricas: diámetro y esfericidad. Distribución de tamaño de la carga. La distribución de tamaño de la carga en el molino, está determinada principalmente por la distribución de tamaños en la alimentación: mientras más gruesa es la alimentación, más gruesa es la carga. Esto afecta la retención de pulpa en el molino, debido a que las tasas de descarga a través de la parrilla dependen de la permeabilidad de la carga, que es función de su distribución de tamaños. En términos generales, mientras más gruesa es la carga más permeable será y mayor será la tasa de descarga. Variaciones en la tasa de descarga, debido a la distribución de tamaños de la carga, pueden ser compensadas mediante el ajuste de densidad de la pulpa del molino, de tal manera que, a medida que la alimentación se torna más gruesa, uno podría incrementar la densidad de carga. Sin embargo la alimentación más gruesa tiende a aumentar la carga circulante, lo cual implica aumentar la densidad de la carga automáticamente sin la intervención del operador. En todo caso es probable que se obtengan beneficios adicionales al aumentar la densidad de la pulpa frente a una carga más gruesa. Esto debido principalmente a que para aumentar el fracturamiento necesitamos aumentar la altura de caída ( o ángulo de la carga ) lo que es posible lograrlo a través de una mayor densidad de pulpa. Por el contrario cuando el mineral de alimentación viene muy fino conviene disminuir la densidad de la pulpa con el objeto de evacuar el mineral en un estado más grueso de manera de compensar por la falta de capacidad de molienda. Ángulo de la carga. El ángulo de la carga es un factor determinante del consumo de potencia del molino. Hasta la fecha, no se han desarrollado estudios que permitan establecer la forma en que

el ángulo de la carga se ve afectado por las condiciones de operación. Sin embargo, es posible establecer en términos cualitativos, que la densidad de la pulpa, el tamaño y proporción de las rocas de mineral retenido, la velocidad de rotación del molino y el buen diseño y estado de los lifters, aumentan el valor del ángulo de la carga. Un valor típico del ángulo de la carga es 45 grados para molinos industriales. Velocidad de rotación del molino Es una variable de suma importancia en la operación de molienda, debido a los siguientes aspectos: Determina la potencia consumida por el molino (recordamos que potencia = torque de la carga por la velocidad de operación del molino). Determina la trayectoria de la carga de bolas y del mineral, con ello la condición de impacto y abrasión del molino. Determina las condiciones de desgaste de bolas y de revestimientos. Determina la condición de transporte de la pulpa.

Figura Nº : Trayectoria de la carga de un molino SAG. En molinos que poseen velocidad variable es un recurso adicional, puede ser utilizada primeramente para que las detenciones y salidas sean más suaves y con menor riesgo para los revestimientos y l otra como una variable de control, la cual es utilizada por ejemplo para salir de contingencias operacionales de llenado del molino, siendo la variable más rápida para salir de 145

esta condición. En este caso nunca se opera a velocidad máxima, pues siempre se debe considerar una reserva para utilizarla en caso de contingencias operacionales. La desventaja de esta práctica es que la utilización de potencia disminuye en la misma proporción que la reserva considerada, lo cual lleva a una pérdida de tratamiento; un planteamiento contrario es tratar de evitar la condición de llenado en vez de tener un método efectivo para salir de ellos. Por lo general, los molinos de velocidad variable son operados a una velocidad fija, la cual puede eventualmente variar dependiendo del tipo de mineral, por ejemplo para procesar minerales blandos es necesario una menor velocidad que en minerales duros y promedios. Porcentaje de sólidos en la molienda. El agua constituye el medio para el transporte del mineral en el interior del molino, el porcentaje de sólidos de la pulpa junto con la cantidad de material fino y la presencia de arcillas, afectan directamente a otro parámetro que es la viscosidad de la pulpa. La viscosidad de la pulpa involucra dos conceptos, la movilidad y la fuerza de arrastre de la pulpa, un material con viscosidad baja tiene mucha movilidad pero no tiene capacidad de transporte, por el contrario un material con viscosidad alta se mueve lento pero tiene una inmensa capacidad de transporte. Por lo tanto el porcentaje de sólidos de la pulpa constituye una interesante variable para controlar el transporte en el interior del molino, es decir una variable de control para el llenado del molino. f) Interacción molino clasificador Los tipos de circuitos puede ser: abierto, cerrado inverso, cerrado directo. Al cerrar un circuito con un clasificador, hidrociclón para el caso de la molienda, se pretende dividir el flujo de salida en dos, uno en que predominan las partículas gruesas, llamado

underflow, y otro en que predominan las partículas finas, llamado overflow. Los objetivos buscados son asegurar que el producto de molienda los gruesos no pasen a la etapa siguiente y evitar la remolienda de las partículas, es decir sacar del circuito las partículas de mineral en la medida que vayan cumpliendo el objetivo de molienda. Un circuito de molienda sin clasificación no es eficiente pues genera remolienda de las partículas de mineral, por lo tanto, el circuito abierto solo es factible como etapa previa de un circuito de molienda en circuito cerrado, tales como: molino de barras y molino SAG. La molienda en etapas (molienda primaria, molienda secundaria y remolienda), en donde la reducción de tamaños es gradual, tiene una mayor eficiencia para la misma razón de reducción, que la molienda en una sola etapa, pues tiene o bien es factible incorporar etapas de clasificación que permita retirar del circuito las partículas de mineral que ya cumplen el objetivo de molienda.

6.11 CONTROLES METALÚRGICOS. Granulometría del producto de molienda, es el objetivo principal de la molienda, el cual ha sido determinado considerando la liberación de las especies mineralizadas, cualquier variación respecto a este objetivo afecta inmediatamente en la recuperación de la etapa de flotación o lixiviación, o en la eficiencia de las etapas de lavado de relaves. Eficiencia de clasificación, la cual se define como el porcentaje de partículas de mineral de la alimentación que se van al underflow, lo ideal es que la totalidad de las partículas finas se vaya al overflow y la totalidad de partículas gruesas se vaya al underflow. Así, a cada tamaño de mineral se le calculará el punto respectivo de eficiencia, obteniéndose finalmente una curva de eficiencia de clasificación en función del tamaño del 146

mineral, también llamada curva de Tromp. El control de la curva de eficiencia completa es sólo de interés metalúrgico, en cambio se puede establecer un control operacional de la parte que involucra a los tamaños finos, a través del corto circuito de finos. El cortocircuito de finos es proporcional a la partición de agua la cual se define más adelante. En forma análoga existe el corto circuito de gruesos, que es la fracción de gruesos que se va al overflow, es importante para la operación asegurar mediante parrillas que esta fracción no salga del circuito de molienda por los eventuales problemas de embancamiento que pueda provocar. La capacidad del circuito de molienda y bombeo, constituyen la restricción de la instalación. Cuando sobrepasa la capacidad de molienda, aumenta gradualmente la carga circulante del circuito y luego el llenado del molino. Cuando se sobrepasa l capacidad de bombeo se rebosan los cajones de descarga del molino. Ambas situaciones tienen dos formas de corrección 1) a disminuir la alimentación de mineral circuito o 2) aumentar el tamaño del producto de molienda.

Consumo específico de energía (E); kWh/t. El consumo específico de energía sirve para el control operacional de los equipos de conminución. En el control de cualquier equipo, sirve para buscar las condiciones operacionales que minimicen el consumo específico de energía. En equipos en paralelo desempeñando la misma función, para comparar el desempeño de ellos. En equipos en distintas etapas de molienda, el consumo específico de energía aumenta en la medida que la conminución es realizada a partículas más pequeñas. Razón de reducción (R80) F R80  80 P80 Donde: F80 = d80 de la alimentación al molino o circuito; micrómetros. P80 = d80 de la descarga del molino o circuito; micrómetros.

Utilizar el máximo de la potencia del molino, esto da la garantía de no imponer una restricción adicional al proceso. La práctica usual es adicionar bolas al molino hasta la potencia nominal. Al realizar esta acción, hay que tener la precaución de no dejar al molino cerca de la condición inestable o llenado del molino, como se mencionó, si sobrepasa esta condición el molino comienza a disminuir la potencia.

La razón de reducción es un parámetro característico del circuito o bien de un equipo de conminución.

Función de selección específica de fractura; t/kWh.

Índice de trabajo operacional.

La función de selección específica de fractura (SiE) en cada malla es un parámetro que indica la eficiencia de conminución de un equipo en cada tamaño de partículas, mientras más grande es el valor mayor es la eficiencia de conminución, permite comparar equipos de una misma o distinta etapa de conminución.

Sirve para comparar equipos de una misma etapa de conminución, si se compara este valor en distintas etapas de conminución disminuye en la medida que la conminución es realizada a partículas más pequeñas.

Wiop 

E  1 1   10 *   F80   P80

Carga circulante (Cc);%

147

Molino SAG: Cc 

P * 100%  A

(circulante de

Pebbles) Molino bolas:  Cp  Cp o   Cp u  U  Cc    *100   a  *100 * O   Cpu  Cp a   Cp o  Donde: P= tonelaje horario de pebbles del molino SAG; t/h. A= tonelaje horario de alimentación al molino SAG; t/h. U= tonelaje horario de underflow ciclones; t/h. O= tonelaje horario de overflow ciclones; t/h. Q= flujo horario de pulpa del underflow ciclones; m3/h. Cpa= porcentaje de sólidos de alimentación ciclones. Cpo= porcentaje de sólidos de overflow ciclones. Cpu= porcentaje de sólidos de underflow ciclones. Tanto en circuitos de molienda SAG como de bolas la carga circulante es un indicador de la eficiencia de molienda, es decir si el molino esta moliendo o no. 1 m  Fa  Fo i  Cc  *   i  *100 m i 1  Fu i  Fa i  Donde: m : Nº de mallas consideradas en el análisis granulométrico Fai : porcentaje pasante acumulado en la malla i-ésima de la alimentación a ciclones. Foi : porcentaje pasante acumulado en la malla i-ésima del overflow de ciclones. Fui : porcentaje pasante acumulado en la malla i-ésima del underflow de ciclones.

A= tonelaje horario de alimentación al molino SAG; t/h. U= tonelaje horario de underflow ciclones; t/h. fui= porcentaje retenido parcial en la malla iésima del underflow de ciclones. Fai= porcentaje retenido parcial en la malla iésima de la alimentación a ciclones. Es muy importante medir la eficiencia de clasificación puesto que afecta notoriamente a la eficiencia global del circuito de molienda. Es evidente que las partículas que están en el tamaño del producto deseado deben ser retiradas del circuito para así evitar la remolienda de ellas, puesto que tiene un efecto inmediato en la capacidad del circuito, en el consumo de energía y en los procesos de separación sólido liquido posteriores. Cortocircuito de fino; Cf, % El corto circuito de fino se puede obtener del gráfico de la eficiencia real, en donde la eficiencia para las partículas finas no es cero, sino igual al corto circuito de finos. Eficiencia de clasificación corregida (Eci); %  Er  Cf  Eci   i  100  Cf  Donde: Cf = Corto circuito de finos.

Eficiencia de clasificación (Eci),%  Cc  fu i Eri   *100 *  100  Cc  fa i Donde:

148

CAPITULO VII 7.1 INTRODUCCIÓN PULPAS MINERALES:

Porcentaje de sólidos en peso: Masa de sólidos/masa de pulpa, expresada como porcentaje.

Una pulpa es una suspensión de dos fases: una sólida y una líquida, que se encuentran mezcladas en diferentes proporciones. Las propiedades de estas pulpas dependen tanto de las propiedades del sólido, como del líquido. La fase sólida está constituida generalmente por partículas finas disgregadas, y la fase líquida es generalmente agua o una solución acuosa. La primero que se debe conocer es como expresar una pulpa en función de sus contenidos de ambos constituyentes. En este sentido cualquier forma de expresar esta composición, ya sea poniendo énfasis en el sólido o en el líquido, según cual sea lo más importante.

Porcentaje de sólidos en volumen: volumen de sólidos/volumen de pulpa, expresada como porcentaje. Dilución : Masa de agua/ masa de sólidos. Densidad de pulpa: masa de pulpa/volumen de pulpa, expresada como g/cc, t/m3, etc. Gramos de sólidos/litro de solución. (para bajos contenidos de sólidos) Ppm: partes por millón de sólidos en la solución (para muy bajos contenidos de sólidos). Cada una de estas formas de expresar concentración debe ser consistente con las otras, por lo que las correlaciones que establecen estas igualdades son: Cp 

Con: f : densidad del fluido. s : Densidad del sólido. p : Densidad de la pulpa. S : Densidad relativa del sólido : s/f Sp : Densidad relativa de la pulpa: p/f . Cp : Concentración en peso de sólidos. Cv : Concentración en volumen de sólidos. D : Dilución Estas formas pueden ser: Porcentaje de humedad del sólido: masa de agua/masa total, expresado en base húmeda, o bien masa de agua/masa de sólido seco, expresada en base a sólidos secos. Se expresa en porcentaje.

S

 1* S

S  1 * S p

Cv 

ρp  ρf ρs  ρ f



Sp  1 S 1

Cp 

S * C v  1  S  1 * C v

ρp 

ρf *S C P  1  C P  * S

ρ P  ρ f 1  C V * S  1

SP 

S C P  1  C P  * S

S P  1  C V * S  1

CV 

CP S * 1  C P  C P 

1  Cp Cp La base de estas ecuaciones está en los siguientes balances: D 

Masa de pulpa = masa de sólido + masa de fluido. Volumen de pulpa = volumen de sólido + volumen de fluido.

149

Densidad = Masa / volumen.

7.2 BALANCES:

La expresión general para un balance tiene la siguiente forma:

Ecuación de balance:

Velocidad _ de  Velocidad _ de  Velocidad _ de   Flujo _ de _   Flujo _ de             acumulación _ de    creación _ de    destrucción _ de    entrada _ de    salida _ de   la _ propiedad   la _ propiedad   la _ propiedad   la _ propiedad   la _ propiedad            Esta ecuación puede ser aplicada a cualquier propiedad extensiva X, entendiéndose por propiedad extensiva a aquella que depende de la masa del sistema, por ejemplo energía, masa, cantidad de movimiento, etc. Al aplicar la ecuación de balance, debe especificarse claramente los límites del sistema sobre el cual se aplica el balance. Los tipos de sistema son: Sistema abierto, es aquel cuyos límites permiten la entrada y salida de masa y energía. Sistema cerrado, es aquel cuyos límites solo permiten la entrada y salida de energía.

Velocidad _ de     acumulación   de _ masa   



Sistema aislado, es aquel que no permite el intercambio de energía ni masa. La elección del sistema puede ser cualquier región arbitraria del espacio en el cual pueden existir flujos de entrada y/o salida, llamándose Volumen de Control a este volumen. Balance de masa. Debido a que la masa es una propiedad extensiva, se le puede aplicar la ecuación de balance. Los términos de creación y destrucción de masas son cero si no existe reacción química en el sistema. Por lo tanto:

 Flujo _ de _     entrada _ de   masa   

Esta ecuación se conoce también como ecuación de continuidad o principio de continuidad o ecuación de conservación de masa. Si el término de acumulación de masa se hace despreciable, se habla de balance de masa en estado estacionario, y en este caso la entrada es igual a la salida de masa del volumen de control.



 Flujo _ de     salida _ de   masa   

Ejemplo: A través de una tubería circula agua en estado estacionario. En un punto de la tubería, de diámetro 0,1 m, la velocidad es de 3 m/s. Si el diámetro de la tubería aumenta a 0,2 m, ¿cuál será la nueva velocidad del agua?.

150

88 ton / hr

(2)

De estas ecuaciones se obtiene también:

Datos: Densidad del agua: 1.000 kg/m3 V1 = 3 m/s D1 = 0.1 m D2 = 0.2 m V2 = ?

Caudal = Volumen/tiempo medio de residencia.

7.3. AJUSTES DE BALANCES DE MASA.

El sistema es el flujo contenido entre (1) y (2). Flujo másico: W = *V*A Con  = densidad del fluido. V = velocidad. A = Área transversal al flujo. W1 = 1.000(kg/m3)*

 *(0.1)2(m2)*3(m/s) 4

23.56 kg/s Pero de acuerdo al balance de masa W1 = W2 = 2*V2*A2 Por lo tanto: V2 

W1   2 * A2

23.56(kg / s )  0.75(m / s)  2 1.000(kg / m 3 ) * * 0.2  (m 2 ) 4

Si el fluido es incompresible, como es el caso del agua, en este caso; se tiene: D V2 = V1 *  1  D2

  

Entre las tareas más frecuentes en una planta de tratamiento de minerales, está el ajuste de los datos a través del Balance de Materia. Esta tarea es asignada preferentemente a ingenieros metalurgistas, químicos o de proceso, los cuales deben destinar gran parte de su tiempo, en forma diaria y a fin de mes, con el fin de recopilar información de los datos experimentales de producción, validar los datos de entrada, generar el Balance de Materia a través de una planilla electrónica (Excel, Lotus, etc.) y sus respectivo proceso de validación de los resultados con el objetivo de encontrar a través de sucesivas corridas de balances, resultados metalúrgicamente consistente. Por último deben confeccionar un conjunto importante de informes de producción para los estamentos superiores de su organización. Dado que lo más importante en un balance es el ajuste que se realiza a los datos originales (experimentales), se utiliza la metodología de los multiplicadores de Lagrange como método numérico de ajuste más común. Este a diferencia de los métodos tradicionales utilizados para el cálculo del Balance de Materia, considera todas las mediciones disponibles ponderando su 151

influencia en el Balance, según sea el error asociado a ellas. Ahora debido a la inconsistencia natural de las distintas mediciones, Lagrange corrige cada una de ellas, minimizando el total de las correcciones, a fin de obtener un nuevo conjunto de valores consistentes entre sí y representativos del balance global de la operación. El ruido aleatorio puede ser reducido desde 10-20 % que es el rango usual de error realizando un Balance sin aplicar un método de ajuste a un rango 1 a 5%. Para apoyar la fortaleza del motor de cálculo, es imprescindible entregar al sistema información consistente, para esto se deben usar Test estadísticos de Intervalos de Confianza, el cual mediante una metodología adecuada determina los rangos en los cuales puede moverse el valor experimental, para que así el metalurgista decida si un dato que ha sido encontrado no válido debe ser o no ingresado al balance. Se debe disponer también de herramientas estadísticas para el análisis de los datos, para determinar sesgos, información que es utilizada para realizar una evaluación al método de ajuste, y a su vez para hacer un chequeo a los sistemas de medición de la planta.

7.4 DESCRIPCIÓN GENERAL DE LA TÉCNICA DE MULTIPLICADORES DE LAGRANGE, PARA EL AJUSTE DE UN BALANCE METALÚRGICO: Los dos conceptos básicos de un balance metalúrgico son:

Nodo: Una ubicación específica dentro del proceso en torno asl cuial se establecen las ecuaciones de balance del tipo: Acumulación = Entrada – Salidas Flujo: Es la cantidad de material involucrado en un nodo. El algoritmo de ajuste para cualquier elemento i es tal que la función objetivo:  u  2 2 FOi    ik  * fˆik  f ik   k 1, n f ik   Sea mínima y cumpla con las restricciones de balances de masa del tipo:



 a

k 1, n



* fˆik  0



; j  1,......, m

Con: fik : contenido de fino del elemento i en el flujo k, experimental. fˆik = valor ajustado del fik. n : Número total de flujos. m: Número total de nodos del proceso. uik : factor de calidad de la medición de fino i en el flujo k, definido como: uik = 100/(errorik)2 Representa un número que se asocia a la calidad de la medición de un elemento determinado. Mientras mayor es el número mayor calidad tiene la medición. ajk : Coeficiente de configuración del circuito correspondiente al flujo k en el nodo j. ajk = 1, indica que el flujo k entra al nodo j. ajk = -1, indica que el flujo k sale del nodo j. ajk = 0, indica que el flujo k no participa en el nodo j. Puesto que las restricciones son lineales, el problema de minimización se puede resolver por el método de multiplicadores de Lagrange, que consiste en:

152

MinFO i 

  W * fˆ

k 1, n



2    f ik   2 *  λ i *   a ir * Fr   a is * Fs   i 1, n s  m 1, n  r 1, m

En que los valores de W se definen como los factores de ponderación, correspondientes a un elemento cualquiera del flujo, tal que:  u jk  W jk   2  , sij  k  f ik  W jk  0 , sij  k Método de ajuste de Análisis granulométricos en Harneado. Se considera el caso general en que los tres flujos en torno al harnero deben ser ajustados en sus análisis granulométricos. Se designará por pi, qi y ti, para los propósitos de la descripción del método, las fracciones en peso retenidas en cada malla de los flujos de alimentación, finos y gruesos del Harnero, por pˆ i , tˆi y qˆ i los mismos valores ajustados, y por P, Q y T los flujos másicos respectivos.

En este caso se obtiene: (a 2  b 2 ) * p i  b * t i  a * q i 1 a 2  b2 2 ˆt i  b * p i  (1  a ) * t i  a * b * q i 1 a 2  b2 a * p i  a * b * t i  (1  b 2 ) * q i ˆq i  1  a 2  b2 pˆ i 

Donde: 1 C y b  1 C 1 C El valor deseado de C, la mejor carga circulante, que ajusta los valores de los análisis granulométricos, se encuentra utilizando un método de búsqueda simple, que satisfaga FO2. Luego de encontrar este valor los nuevos valores ajustados o corregidos de los análisis granulométricos se calculan según las ecuaciones de pˆ i , tˆi y qˆ i anteriores. a 

El método consiste en minimizar la Función: FO = (pi- pˆ i )2 +(ti- tˆi )2+(qi- qˆ i )2, Sujeta a las restricciones de balance: C ˆ i pˆ i  ti  qˆ i C 1 1 C Aplicando a todas y cada una de las mallas analizadas, se tiene que el problema es : Minimizar FO2 = [(pi- pˆ i )2 +(ti- tˆi )2+(qi- qˆ i )2] El problema a resolver se encuentra derivando la Función objetivo con respecto a cada una de las variables “independientes”, por ejemplo t y q, e igualando a cero para encontrar el punto de inflexión de la función, que dada la forma en que está definida, corresponde a un mínimo. 153

CAPÍTULO VIII CIRCUITOS DE PLANTAS METALÚRGICAS

154

8.1 CIRCUITO DE CHANCADO DE EMPRESA MINERA DE MANTOS BLANCOS, DIVISIÓN MANTO VERDE.

F24

F25

F23

F26 F5 F6

F11

F12

F13

F14

F1 F3 F15 F8

F10

F28

F16 F27

F17

F18 F19

155

F20 F21 F22

Apilas

8.2 MEL PLANTA DE ÓXIDOS

18 hrs. de operación 75 % de utilización 54.000 ton / día

81.000 Carga Viva 14.400 Alta

81.000 Carga Viva 14.400 Baja

3.142 ton/hora

2096

4516

920 ton

500 ton 15 71 23%

15 71 77%

1.1 29

361

1.1 29

46%

52 605

52 4 605

77% 52 4

1.210

1.1 29

5 2 4

46%

1.210

52 4

361

605

156

605

46%

52 4 3.142

8.3. MINERA MICHILLA PLANTA ÓXIDOS

157

8.4. MINERA LOS PELAMBRES

Mina

Acopio Planta Cap.560000 Ton 80000 Ton vivas Equiv. 5 días Operación

Chancador Gy. 60”x110” 1000HP

Acopio Mina 18000 Ton vivas Equiv. 3 hrs. Operación

1 Correa de Descarga 120” ancho x109 mt largo 2 motores de 300 KW Capacidad de 14.000 tph

3 Correa de Descarga 72” ancho x 5.989 mts largo 72” ancho x 5.245 mts largo 72” ancho x 1.488 mts largo Velocidad de 6m/s Generación de Energía de 7 - 11 MWH.

158

2 Lìneas Descarga 4 Alimentadores x Línea.

MINERA LOS PELAMBRES, continuación. 1 Chancador Norberg 5 ½’ 500 HP 1 Chancador Cedarapids, 4 ¼’

• • • • • • •

2 Trommel Dia. 4.7 mt Largo 5.2 mt

Molino Bolas 4

Bomba PP01 GIW 26” x

Tamaño Desc. SAG 80% - 2.5 mm. Tamaño Alim. Flotación 80% - 225 um. Tamaño Chancado Gravilla 80% - 3/8”. W. I. 10,0 – 12,5 KWH/Tc. %CC Molinos Bolas 350% Cy.GMAX 33” : Apex = 8”

: Vortex = 14”

1 Harnero 6’ x 20’ Slot de 6 mm

2 Molino SAG 36`x17` Batería Ciclones 1 10 Ciclones GMAX

Tamaño Alim. SAG 80% - 2.5”.

Batería Ciclones 2 10 Ciclones GMAX

Molino Bolas 5

Batería Ciclones 3 10 Ciclones GMAX

Molino Bolas 6

Bomba PP02 GIW 22” x

Bomba PP03 GIW 22” x

Batería Ciclones 4 10 Ciclones GMAX

Molino Bolas 7

Bomba PP04 GIW 26” x ALIMENTACION A FLOTACION

159

8.5 DIAGRAMA DE FLUJO GENERAL DE LA PLANTA CONCENTRADORA (FLOTACIÓN COLECTIVA CU-MO)CHUQUI

160

8.6 PLANTA DE CHANCADO MINERA EL TESORO

161

8.7. PLANTA DE ÓXIDOS MEL Chancado Primaro

Agua Acido Sulfúrico

Stock pile Harneros Terciarios

Tambores Aglomeradores

Chancados Secundarios

Solución ILS Pila de Lixiviación

Solución E.Rico

Solución Refino

Extracción por Solventes

Solución PLS Piscina ILS

Piscina Ref.

Electro obtención

Solución E.Pobre

Piscina PLS

Cátodos de Cobre

162

8.8. MINERA ALUMBRERA

163

8.9. CIRCUITO DE EL SALVADOR CIRCUITO LIMPIEZA 2 CELDAS COLUMNAS

PLANTA MOLIENDA

MOLINO DE BARRAS MARCY 10’x14’ - 800 HP BATERIA HIDROCICLONES 2 KREBS 26” DIAMETRO

MOLINO DE BARRAS MARCY 13.5’x18’ - 1500 HP

BATERIA HIDROCICLONES 4 KREBS 26” DIAMETRO

ALIMENTACION MINERAL 270 TMSH 3% + 1/2” ALIMENTACION MINERAL 380 TMSH 3% + 1/2”

SISTEMA IMPULSION 2 BOMBAS WARMAN 12”x14” 300 HP

2 MOLINOS DE BOLAS MARCY 10’x14’ - 1250 HP

SISTEMA IMPULSION 2 BOMBAS WARMAN 16”x18” 500 HP

164

MOLINOS DE BOLAS MARCY 16.5’x19’ - 3000 HP

CIRCUITO PRIMARIO 45 CELDAS WEMCO DE 1500 ft3

CONCENTRADO Cu-Mo

CIRCUITO AGOTAMIENTO 16 CELDAS DORROLIVER DE 1550 ft3

165

8.10. DIAGRAMA DE FLUJO DIVISIÓN ANDINA

Mina Rajo

III Panel Chancado Primario Norte

Chancado Primario Don Luis

Chancado Secundario

Mat. Fino Correa 4F

Chancado Primario Sur

Correa 5

Correa A6-A7

Tolvas de Grueso Tolva de Alimentación Molienda SAG

Chancado Terciario

Molienda SAG

Molienda Unitaria

Chancado Cuaternario

Molienda Convencional

Flotación Colectiva Flotación Selectiva

Concentrado de Molibdeno

Tranque Los Leones

Concentrado de Cobre

Embalse Ovejería

166

Circuito de Flotaci贸n Colectiva

Productos de Molienda CIRCUITO

Productos de Molienda Convencional Y Unitaria Caj贸n Centralizado Fila B 1

Fila A1

Fila B 2

Fila A2 Concentrado Rougher CIRCUITO REMOLIENDA

Concentrado Scavenger

Remolienda 1

Remolienda 2

Concentrado Remolido CIRCUITO LIMPIEZA H2

Columna 1

Columna 2

Fila D1-C1

H2O

Columna

H2O

Columna 4

Fila D2-C2

Figura 1.10 A Remolienda

167

Esp. Relaves

8.11. PLANTA CONCENTRADORA TOQUEPALA

PLANTA CONCENTRADORA TOQUEPALA DIAGRAMA DE FLUJOS DIAGRAMA DE FLUJO CONCENTRADORA TOQUEPALA Carro distribuidor ZARANDAS

TOLVA DE FINOS MOLINOS DE BARRAS (8)

MINERAL DE LA MINA

PARRILLAS

CHANCADORAS SECUNDARIAS (2)

CHANCADORA PRIMARIA

CICLONES FONDO PLANO(03) HIDROCICLONES KREBS (21)

MOLINOS DE BOLAS (24)

ZARANDAS

FLOTACION PRIMARIA CELDAS OK-100 (04)

CELDAS WEMCO (24) OK-100

CHANCADORAS TERCIARIAS (4)

3 NIDOS DE 5 CICLONES HIDROCICLONES KREBS (20) DUCHA DE AGUA

MOLINOS REMOLIENDA (8)

MODIFICACION DEL NIVEL DE ALIM. A CELDAS COLUMNA (8)

PILA DE INTERMEDIOS

CELDAS COLUMNA (8) CONCENTRADO BULK (Cu, Moly)ESPESADOR 140' (1)

ESPESADORES INTERMEDIOS 100' (02)

FLOTACION DE AGOTAMIENTO 03 CELDAS OK -50

FLOTACION DE LIMPIEZA Y REELIMPIEZA 48 CELDAS AGITAIR

DESCARTE DE LA COLA OK 50 HACIA EL RELAVE

27% Cu 1.4% Mo

ESPESADORES CONVENCIONALES 325' (3)

ESPESADOR HI-RATE (1)

OK-50 REMOLIENDA CONC. OK 5O. FLOTACION PRIMARIA (14)

A QUEBRADA HONDA

COLA : CONCENTRADO DE COBRE FINAL

A MOLINOS

1ra LIMPIEZA (12) ESPESADOR 100' (2)

PLANTA DE MOLIBDENITA

2da LIMPIEZA (12) 3ra LIMPIEZA (8)

BOMBAS DE AGUA RECUPERADA (5) FILTROS (4)

TANQUE ACONDICIONADOR TANQUES DE LIXIVIACION

4ta LIMPIEZA (6)

SECADORES (3) FILTRO (1) SECADOR (1)

5ta LIMPIEZA (2)

6ta LIMPIEZA (1)

7ma LIMPIEZA (1)

Concentrado Final de Moly (Bolsas)

168

Concentrado de Cobre Final a Ilo

LEYENDA MINERAL DE LA MINA CONCENTRADO BULK CONCENTRADO DE COBRE CONCENTRADO DE MOLY COLA FINAL AGUA

8.12. CM DOÑA INÉS DE COLLAHUASI

169

8.13. COMPAÑÍA MINERA ZALDÍVAR Espesador

STOCKPILE

ALIMENTACIÓN A PRE-HARNERO

2900 Ton/ Hrs

19.6 ton/ hrs

1250ton/hr Pre-Harnero

Correa- 40 10 mm

1650 Ton / hr

1650 ton/ Hrs

Aliment, espesad.

1902 Ton/Hrs

1600 M3 / Hrs

280 m3 / hrs 7 % solido 19.6 Ton / Hrs CICLON 1°

WF-800 CICLON 2°

Recirculacion

3502 Ton/ Hrs.

652 Ton / hrs LINATEX

1142.4 Ton / Hrs 107.6 Ton / hrs 7 % solido

HARNERO ALLIS

Correa #26 2880.4 ton /hr

170

8.14. MINERA EL TESORO

171

172

173