teoria chancado

Minera Barrick Misquichilca S.A.

INDICE

PAGINA

INTRODUCCIÓN 2

DISTRIBUCIÓN GRANULOMETRICA 2

Granulometria 2Tamices de laboratorio 2Análisis granulométrico 3

FUNCIONES DE DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑOS 4

Funciones de distribución Gates-Gaudin-Shuhman 4

TEORIA DE LA CONMINUCION 6

WORK INDEX 9

CLASIFICACION DE LAS ETAPAS DE CHANCADO 11

Chancadoras primarias 11Chancadoras secundarias 15

EFICIENCIA DE CHANCADORAS 20

TEORIA DEL TAMIZADO 21

Equipos de tamizado 21Variables que afectan la operación de los tamices 23Capacidad y eficiencia de las zarandas 25

TRANSPORTE DE MATERIALES 27

Fajas transportadoras 28Potencia requerida 28Transportador de bandeja y placas 29Elevador de canguilones 29Alimentador de placas/cinta 30

TOLVAS 31

Densidad – Densidad corregida 31Angulo de reposo 32

MAGNETO AUTOLIMPIANTE 32

DETECTOR DE METALES 33

COLECTOR DE POLVOS 33

1/34Módulo de Chancado


MÓDULO DE CHANCADO

INTRODUCCIÓN

El término conminución o chancado es aquel con que se designa a la reducción de tamaño de rocas grandes en fragmentos pequeños. Fred Bond, define la conminución como “El proceso en el cual la energía cinética mecánica de una máquina u objeto es transferido a un material produciendo en el, fricciones internas y calor que originan su ruptura”.

La importancia de esta operación para el procesamiento de minerales, radica en que mediante ella, es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el tamaño de las partículas para procesos posteriores de concentración.

En la extracción del oro , para obtener un máximo de retorno financiero, involucra efectuar cada una de las etapas que van desde el minado hasta conseguir un producto comerciable; para extraer la máxima cantidad de oro ,el mineral debe ser chancado y en otros procesos talvez molidos a fin de liberar las partículas de oro.

Por otro lado los minerales poco permeables a las soluciones deben ser chancados para mejorar la exposición de los valores contenidos al ataque químico.

El grado óptimo de chancado se determina a través de las pruebas en columna, en laboratorio ; justificándose por lo general una trituración fina a objeto de incrementar las extracciones y acortar el periodo de lixiviación.

Se realiza en máquinas que se mueven a velocidad media o baja en las cuales se consume una apreciable proporción de energía .Se ha demostrado que la trituración es más eficiente que la molienda, ya que optimiza el tamaño de mineral para reducir los consumos de energía en los molinos.

DISTRIBUCIÓN GRANULOMETRICA

La distribución granulométrica viene hacer la distribución de partículas por tamaños , se refiere a la manera en que las partículas se distribuyen cuantitativamente entre los diversos tamaños de la serie de tamices ; en otras palabras , es una relación estadística entre la cantidad y tamaño.

Granulometría

Es el conjunto de propiedades que caracterizan las dimensiones, proporciones y la forma de las partículas, que constituyen un lote de sólidos dispersos.

Cuando se logra una separación de las partículas , mediante un tamiz, expresando el resultado, según un rango de tamaños ,factible de interpretar y utilizar, se está, en realidad, haciendo un análisis granulométrico.

Tamices de laboratorio

Comúnmente se emplean tamices cuya base constituyen la malla 200 (74 micrones de abertura), y algunos sistemas son:

Tyler Estándar – USA USA SIEVE Series –ASTM British Engineering Estándar Association DIN – Alemania AFNOR - Francia



Análisis granulométrico

Las operaciones de concentración de minerales, dependen en alto grado del tamaño o distribución de las partículas que intervienen en estas operaciones .Esto es igualmente válido para los procesos de hidro y pirometalurgia.

La forma mas usual de determinar los tamaños de un conjunto de partículas es mediante el análisis granulométrico por una serie de tamices. Por este procedimiento el tamaño de partícula se asocia al número de aberturas que tiene el tamiz por pulgada lineal.

Por ejemplo , se especifica un rango de tamaños de partículas de los siguientes modos:

- Menos 65 mallas (-65 m) : indica un material que pase a través de un tamiz que tiene 65 aberturas por pulgada lineal. Por lo que tendrá un tamaño menor a 210 micras que es la longitud de la abertura de la malla

- Menos 10 mallas más 20 mallas (-10 m +20 m), indica que el material pasa un tamiz con 10 aberturas por pulgada lineal y es retenido en un tamiz de 20 aberturas por pulgada lineal, es decir, que el material tendrá un tamaño menor a 1.68 micras ( abertura de la malla 10) y mayor de 841 micras (abertura de la malla 20).

Para realizar el análisis de granulométrico, se debe disponer los cedazos en orden decreciente de abertura , y en el fondo la bandeja. La muestra se coloca sobre el primer cedazo, y luego se tapa .El conjunto llamado nido de cedazos , se zarandea en el Ro-Tap por el tiempo necesario (para arena, la norma ASTM indica 15 minutos)

Los datos obtenidos en un análisis granulométrico pueden ser presentados mediante un arreglo semejante al mostrado en la tabla 1.1

Tabla 1.1 : Representación de datos de un análisis granulométrico

MallaAbertura de

malla( x )

Porcentaje en pesof(x)

Acumulado Retenido %

G ( x )

Acumulado pasante %

F ( x )x - - 100x1 f(x1) G(x1) F(x1)x2 f(x2) G(x2) F(x2)xn-1 f(xn-1) G(xn-1) F(xn-1)xn f(xn) 100 -

En la primera columna se presenta las mallas , mientras que en la Segunda las aberturas de malla x. La tercera corresponde a los porcentajes en peso del material retenido en cada malla , f(x) , La cuarta columna representa los porcentajes en peso acumulado G(x) y la quinta los porcentajes acumulados pasantes F(x) .Cada fila representa los datos obtenidos para un tamiz de abertura x.En este arreglo se cumplen las siguientes relaciones :

n

G(x) = f(xk) K=0

F(x) + G(x) = 100



FUNCIONES DE DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑOS

Los resultados de un análisis granulométrico , pueden ser representadas por expresiones matemáticas llamadas funciones de distribución de tamaños , que vienen hacer relaciones estadísticas entre la cantidad y el tamaño. Esta información se presenta mejor en la forma de un gráfico.

Estas expresiones relacionan el tamaño de partícula (la abertura del tamiz que retiene o deja pasar a la partícula ).Con un porcentaje en peso de partículas con tamaños entre x y x+dx .Como consecuencia , deberá cumplirse que la suma de los porcentajes en peso deberá ser 100%.

Muchas funciones de distribución de tamaños han sido desarrolladas para su aplicación en procesamiento de minerales , pero se usan en forma generalizada las de Gates-Gaudin-Schuhman (G-G-S) y la de Rosin – Rammler (R –R).En este módulo se estudiará la función de G-G-S, por ser la que más se aplica.

Función de Distribución de Gates – Gaudin – Schuhman

Esta función tiene la siguiente expresión :

F(x) = 100 ( x ) x0

Donde :

x0 , es el tamaño máximo de la distribución

, es una cte (relacionada con la pendiente de la recta )

F(x), representa el porcentaje acumulado pasante

De acuerdo a lo anterior , si se tiene un conjunto de datos experimentales de tamaño de partícula y sus correspondientes porcentajes en peso acumulados pasantes , el ajuste de estos datos a la distribución de G-G-S , se deberá probar graficando en papel log-log , el tamaño de partícula contra el porcentaje en peso acumulado pasante correspondiente y verificando la correlación de los puntos a una linea recta ( se puede usar el método de los mínimos cuadrados) , a esta gráfica normalmente se le conoce como Perfil Granulométrico.

En la curva del perfil granulométrico del material se acostumbra además definir el “tamaño d80”, como aquella abertura de malla a través de la cual pasará el 80% del peso de material; (Bond utiliza la simbología F80 y P80 en vez del d80).

F80: Tamaño de abertura de malla a la cual pasa el 80% del material inicial, en micrones

P80: Tamaño de abertura de malla a la cual pasa el 80% del producto obtenido, en micrones

A continuación se presenta un ejemplo de la distribución granulométrica del producto de chancado secundario de la mina Pierina (Faja # 2)



Tamiz Peso Acumulado Acumulado

Malla Abertura (u) g % Retenido % Pasante %

x F(x)2" 50800 35000 9.1 9.1 90.9

1½" 38100 58500 15.3 24.4 75.61" 25400 87454 22.8 47.2 52.8

1/2" 12700 76209 19.9 67.1 32.91/4" 6350 38453 10.0 77.2 22.81/8" 3175 21000 5.5 82.6 17.4-1/8" 66532 17.4 100.0 0.0

Total 383148 100.0

La ecuación de G-G-S :

F(x) = 100 ( x ) x0

Puede transformarse en una linea recta si se lleva a su forma logarítmica según:

Log F(x) = log x + log 100 (x0)

esto podrá aproximarse a una linea recta :Y = m X + b Donde :

Y = log F(x)X = log xm = (pendiente de la recta)

b = log 100 / (x0) (intersección en ordenada)r = Coeficiente de correlación de la recta

Sabiendo además que :

b = X 2 Y - X XY ; = N XY - X Y ; NX2 – (X)2 NX2 – (X)2

r = N XY - X Y________

[NX2 – (X)2] [ NY2-(Y)2]

A continuación se muestran los valores de F(x)' calculado (% acumulado pasante calculado) , empleando la distribución G-G-S

Malla Abert.(u) log x log F(x) Log F(x)' % Acum.Pass. Cal. x X Y Y' F(x)'

2" 50800 5 2.0 1.9 87.81½" 38100 5 1.9 1.9 73.71" 25400 4 1.7 1.8 57.5

1/2" 12700 4 1.5 1.6 37.61/4" 6350 4 1.4 1.4 24.61/8" 3175 4 1.2 1.2 16.1-1/8"

Intercepción eje Y (b) = -0.9325733



Coef. Correlación (r) = 0.99213425Pendiente (m) = 0.61120323

De la gráfica obtenemos el P80 , para nuestro ejercicio :P 80 = 43599.0421 micras

TEORÍA DE LA CONMINUCIÓN

El término conminución es aquel con que se designa a la reducción de tamaño de rocas grandes en fragmentos pequeños. Fred Bond, define la conminución como “El proceso en el cual la energía cinética mecánica de una máquina u objeto es transferido a un material produciendo en el, fricciones internas y calor que originan su ruptura”.

Figura 1. Representación esquemática del proceso de conminución

La importancia de esta operación para el procesamiento de minerales, radica en que mediante ella, es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el tamaño de las partículas para procesos posteriores de concentración.


P80

43599.04


Postulado de Bond

Como se necesitaba en la industria de una forma estándar para clasificar los materiales según sus respuestas a la conminución ; en 1,950 F. Bond obtuvo una relación entre la energía consumida y los tamaños antes y después del proceso ; logrando una sorprendente concordancia con los resultados industriales.

Según el autor, la teoría debería sustentarse en los siguientes lineamientos básicos:

(1) “Debía dar resultados convincentes para todas las operaciones de conminución, para todos los materiales y para todo tipo de máquina. Esto quiere decir que las diferentes características de ruptura de distintos materiales sobre diversos rangos de tamaño y en diferentes máquinas debían ser predichas apropiadamente por la nueva teoría”.

(2) La teoría debía ser verificada con resultados obtenidos en plantas industriales para una amplia variedad de materiales.

(3) La correlación entre resultados de laboratorio y planta, debería lograrse mediante un parámetro llamado “índice de trabajo” o work index (Wi). Este Wi podría ser obtenido, tanto por métodos de laboratorio como en planta industrial cuando la energía entregada y los análisis granulométricos del alimento y producto fueran conocidos.

(4) Determinado el Wi se podría calcular la energía necesaria para lograr diferentes tamaños de reducción.

Bond, fundamentó su teoría en tres principios que se enuncian y explican a continuación:

Primer Principio : “Ya que se debe entregar energía, para reducir de tamaño, todas las partículas de un tamaño finito tendrán un nivel de energía al cual se deberá añadir la energía entregada en la conminución para obtener el nivel de energía de los productos. Solo una partícula de tamaño infinito tendrá un nivel de energía cero”.

Para explicar este principio se definirá la terminología utilizada por Bond. (Ver figura 2)

W : Energía expresada en Kw-h/t entregada a la máquina que reduce el material de un determinado tamaño de alimento a un tamaño de producto

Wt :Nivel de energía de un determinado tamaño o en otras palabras, energía entregada en Kw-h/t para obtener un tamaño de producto desde un tamaño inicial teóricamente infinito.

Wt = W + Toda la energía entregada previamente al mineral

Wu:Energía entregada que origina la ruptura del material. No considera el trabajo consumido en fricciones de la máquina o producción de calor o sonido. Vendría a ser la energía W a un 100% de eficiencia.

Wi :Trabajo expresado en Kw-h/t realizado para reducir un material de un tamaño infinito a un tamaño de 100 micrones. El Wi establece la resistencia de un material a la ruptura.

Ahora, el primer principio puede ser fácilmente comprendido si se expresa como una relación:

Nivel de energía de los productos = Nivel de energía del alimento + Energía entregada para la conminución



Wt (P) = Wt (F) + W

W = Wt (P) - Wt (F) (f1)

Figura 2 : Representación de la terminologia utilizada por Bond

Segundo Principio: “ El consumo de energía para la reducción de tamaño depende de la longitud de las nuevas grietas formadas. Como la longitud de la grieta es proporcional a la raíz cuadrada de la nueva superficie producida, la energía específica requerida es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del diámetro de partícula del producto menos la del alimento”.

Se explicará este principio secuencialmente:

(a) Cuando una partícula de lado o tamaño D es fracturada, el promedio de la energía absorbida por la partícula es proporcional a su volumen (D3).

(b) Cuando una grieta se forma en la superficie de la partícula. La energía contenida en la partícula fluye a la superficie. Por ello el promedio de la energía es proporcional a D2.

(c) Por (a) y (b) tanto la superficie como el volumen intervienen en la ruptura del material. Cuando se asigne igual peso a ambos factores la energía absorbida por la partícula de lado D es una media geométrica de las dos condiciones.

√ D3 x D2 = D5/2

(d) El número de partículas D que son contenidas en una unidad de volumen varía como 1/D3.

Luego la energía requerida para romper una unidad de volumen será:

E α D5/2 / D3 = 1 / √ D (f2)

Esto significa que la energía total usada en la ruptura es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño de la partícula producto. Utilizando la nomenclatura de Bond, designando el tamaño producto como P y el alimento como F, la ecuación f2 quedaría para cada caso:

Wt (P) = K / √ P (f3)

Wt (F) = K / √ F (f4)

Donde K es una constante de proporcionalidad

Utilizando f1, f3 y f4 se puede expresar matemáticamente el segundo principio por :



W = K/ √ P - K / √ F f5)

Tercer Principio: “La falla mas débil del material determina el esfuerzo de ruptura pero no su Wi, el cual es determinado por la distribución de fallas en todo el rango de tamaño involucrado y correspondería al promedio de ellas”.

El Wi es una constante propia del mineral y puede ser expresado por:

Wt (100) = Wi = K / √ 100 f6)óK = 10 Wi f7)

llevando f7 a f5 se tendrá:W = 10Wi / √ P - 10 Wi / √ F (f8)

W = Wi ( 10 / √ P - 10 / √ F ) (f9)

La expresión f9 es la fórmula de Bond que permite calcular la energía necesaria para reducir un material desde un tamaño original F, hasta un producto de tamaño P, si se conoce el Wi.

En este punto, es necesario hacer una precisión de lo que se entiende por F y P. En las operaciones de conminución, es habitual que no se tenga un material uniforme en tamaño, por ejemplo, esferas del mismo diámetro en el alimento. Igualmente el producto siempre estará constituido por una distribución granulométrica. Por lo tanto F y P deberán ser tamaños representativos de distribuciones granulométricas. Bond no consideró para F y P tamaños medios. Eligió el tamaño de partícula correspondiente a un 80% acumulado pasante de la distribución granulométrica.

WORK INDEX

El work index es el parámetro que expresa la resistencia del material para ser reducido de tamaño.

Este parámetro nos permite tener una correlación entre resultados de laboratorio y planta industrial .

El Wi, permite predecir el consumo de energia tanto de las Chancadoras como de molinos industriales para un determinado mineral a tratar

La selección de máquinas ,el tamaño de motores y la comparación de eficiencias dependen del trabajo impuesto; asi mismo los costos tales como energia, desgastes, mantenimiento, son en gran parte determinados en base al Wi.

Este puede ser obtenido por métodos de laboratorio como en Planta industrial ; cuando se tienen conocidos la energia entregada al sistema y la granulometria del alimento y del producto.

Matemáticamente para molturación en seco , se expresa:

Wi = W __________ ( 0.75 ) ( 10 / √ P80 - 10 / √ F80 )

Donde:

Wi: work index ,en Kw-h / TM tratada

W: Consumo especifico de energia correspondiente

F80:Tamaño de abertura de malla a la cual pasa el 80% del material inicial, en micrones



P80:Tamaño de abertura de malla a la cual pasa el 80% del producto obtenido, en micrones

W = Potencia Consumida (kw) TMSPH

Potencia Consumida = E * I* √3 *cos 1000

Donde:E : Diferencia de potencial , voltiosI : Intensidad de Corriente , amperios

cos : Factor de potencia del motor

Ejemplo : a continuación se detallan los muestreos realizados en la Planta de Chancado secundario para la Faja # 1 y la Faja #2

F80 = 126879.70 micras (tamaño de la abertura a la cual pasa el 80% del Alimento)

ANALISIS GRANULOMETRICO FAJA 2 (PRODUCTO)


Malla Abertura(u) Kg % Retenido % Pasante %

2" 50800 23.82 6.4 6.4 93.6

1½" 38100 59.58 16.0 22.4 77.6

1" 25400 87.45 23.4 45.8 54.2

1/2" 12700 76.21 20.4 66.2 33.8

1/4" 6350 38.45 10.3 76.5 23.5

1/8" 3175 21.00 5.6 82.2 17.8

-1/8" 66.53 17.8 100.0 0.0

Total 373.04 100.0

P80 = 41235.99 micras (tamaño de la abertura a la cual pasa el 80% del Producto)

Consumo de Energia : Mineral Chancado en la prueba :


ANALISIS GRANULOMETRICO FAJA 1 (ALIMENTO)


Malla Abertura (u) Kg % Retenido % Pasante %

6" 152400 41.32 5.2 5.2 94.8

5" 127000 116.28 14.7 19.9 80.1

4" 101600 129.75 16.4 36.3 63.7

3" 76200 82.81 10.5 46.8 53.2

2" 50800 114.59 14.5 61.2 38.8

1½" 38100 53.47 6.8 68.0 32.0

1" 25400 61.26 7.7 75.7 24.3

1/2" 12700 59.31 7.5 83.2 16.8

-1/2" 132.87 16.8 100.0 0.0

Total 791.66 100.0


Wi = W ( 0.75 ) ( 10 / √ P80 - 10 / √ F80 )

W : Energia consumida Kw-h / TCWi: Work Index en Kw-h/TC

Wi = ( 0.18479 Kw-h / TC ) / ( 0.04924 – 0.0281 ) * 0.75

Wi = 6.55 Kw-h / TC

CLASIFICACIÓN DE LAS ETAPAS DE TRITURACIÓN (CHANCADO)

Generalmente en chancado la alimentación va desde 5’ y se obtiene como producto hasta 100% -10m; para obtener estos resultados se requieren de una o más etapas, las que dependerán de la dureza del mineral y de cuan fino quieren el producto final . La tabla siguiente muestra esta clasificación.

ETAPA TIPO DE TRITURADORATAMAÑO DE

ALIMENTACIÓNTAMAÑO DE PRODUCTO

Rr

Primaria De Mandíbula - Giratoria 5’ 6” – 4” 6 - 8Secundaria Cono stándar 12” – 4” 4”- ¾” 6 - 8Terciaria Short Head 6” - 4” 1” – 1/8” 4 – 6Cuaternaria Gyradisc. 3” ½” - 20 m -

EQUIPOS USADOS PARA LA TRITURACIÓN

Trituración Primaria

Consiste en reducir el tamaño desde dimensiones tan grandes como 60 pulgadas a productos de hasta 4 pulgadas. Estos rangos son usuales para gran minería ( explotación a tajo abierto), mientras que en pequeña minería, la trituración primaria es muchas veces la única, reduciendo tamaños máximos de 6” a productos de ¾” ó ½”.

Trituradoras de Mandíbulas.

En este tipo de máquinas (ver fig 3) la reducción de tamaño se efectúa entre dos mandíbulas, una móvil y otra fija, situadas en forma divergente formando un ángulo de aproximadamente 26º. La mandíbula móvil se mueve a una velocidad que depende del tamaño de la máquina (menor en máquinas de gran tamaño y mayor en las de menor tamaño) acercándose a la mandíbula fija, provocando la fractura del mineral contenido entre ellas. Luego, la mandíbula móvil se aleja de la fija, permitiendo el avance del material triturado hacia la zona inferior que es más estrecha, repitiéndose este ciclo hasta que el mineral abandona la máquina por la abertura de descarga.


Energia Kw-hChancadora 1 441Chancadora 2 496Consumo sin chancar -24Total consumido 913

Mineral Chancado TMInicio 2466841Fin 2471323Total chancado 4482


Figura 3

Este tipo de máquina puede operar a un 100% del volumen de su cavidad triturante, durante la mitad del tiempo de operación. Durante la otra mitad de tiempo en la cual la mandíbula móvil no realiza compresión, parte de la energía que se entrega al sistema se consume venciendo la resistencias de la máquina, mientras que otra parte de la energía se acumula en un volante compensador que la devolverá en un nuevo ciclo.

Especificaciones: Las trituradoras de mandíbula se especifican por las dimensiones de su boca de alimentación. Así una trituradora de 24 x 36, será aquella cuya abertura de alimentación tendrá una forma rectangular con dimensiones de 24” x 36”.

Capacidad de las trituradoras de mandíbula en operación: Se refiere al tonelaje horario que procesan las trituradoras el cual es afectado por los siguientes factores.(A) Tamaño de alimentación: El tamaño de alimentación que depende de las

características de minado, no deberá exceder los 2/3 de la abertura mayor de alimentación. Los trozos excesivamente grandes producen bóvedas dentro de la cavidad de trituración que disminuyen la producción.

(B) Tamaño del producto: Para una distribución granulométrica en el alimento, el tamaño del producto es inversamente proporcional a la capacidad. Esto significa que si se tritura más fino (incrementando el radio de reducción), la capacidad de la trituradora disminuye.

(C) Forma de alimentación: Este factor se refiere a la regularidad en el alimento de la trituradora. Una alimentación continua aumenta considerablemente la capacidad. Sucede lo opuesto si la operación de trituración es intermitente o espaciada por intervalos de marcha en vacío o carga reducida.

(D) Humedad : Influye en la reducción de la capacidad de las trituradoras si es que el mineral contiene un porcentaje apreciable de finos, los cuales por la humedad forman masas pastosas que producen constantes atoros.

(E) Dureza: Los materiales con un índice de trabajo elevado, disminuyen la capacidad de los equipos de trituración.

La capacidad de las trituradoras de mandíbula en operación, puede determinarse mediante algunas fórmulas empíricas,como la propuesta por Taggart:

T = 0.6 WY

W: Longitud de la abertura de alimentación (pulgadas)Y : Ancho de la abertura de descarga en posición abierta (pulgadas)T : Toneladas cortas por hora

De acuerdo a esta fórmula, el tonelaje horario que procesa la trituradora es directamente proporcional al área de la abertura de descarga. Esta fórmula da


Trituradora de mandíbulas:

(1) Bastidor (2) Mandíbula fija(3) Mandíbula móvil(4) Toggles(5) Descarga(6) taco regulador


valores cercanos a los obtenidos en forma práctica para trituradoras pequeñas y valores bajos para las grandes.

Trituradoras Giratorias

Las trituradoras giratorias son equipos que reducen de tamaño durante el 100 % de su tiempo de operación, pero solo en una fracción del volumen de su cavidad triturante. Puede decirse que son trituradoras de una mandíbula que gira alrededor de un eje vertical, aunque esta mandíbula es reemplazada por un cono que rota y oscila excéntricamente alrededor de un eje axial. Este movimiento de oscilación, es el que determina la comprensión de las rocas entre el cono y la pared triturante,

Características de Operación de las trituradoras giratorias Especificaciones: se especifican de diferentes maneras, siendo las más

comunes las que usan el diámetro del cono “D” o la dimensión de la boca por el diámetro del cono “ A x D “ (Ver fig. 4).

Capacidad de las trituradoras giratorias en operación: Como en el caso de la trituradora de mandíbula, el tamaño de alimentación, el tamaño del producto, la humedad del mineral, la dureza y la forma de alimentación afectan la capacidad de las trituradoras giratorias. La fórmula empírica propuesta por Taggart es :

T = 0.0845 L.S

Donde: L es el perímetro de la circunferencia cuyo diámetro es el promedio de los diámetros de los dos conos (pulgadas), S es el ancho de la abertura de descarga en posición abierta y T el tonelaje que pasa por la trituradora en una hora (Toneladas cortas / hora)

Esta fórmula indica que la capacidad de la trituradora es directamente proporcional a la abertura de descarga en posición de máxima oscilación.

Fig :4

Chancadora Giratoria en Pierina

Es una chancadora primaria giratoria, Svedela , de 42 por 65 pulgadas. La dimensión de 42 pulgadas es la abertura de alimentación en su punto más ancho y la dimensión de 65 pulgadas, es el ancho del mantle en su base (ver la Figura 4-A). En una instalación típica, un 80 por ciento de la alimentación al chancador debe ser inferior a dos tercios del tamaño de la abertura de alimentación, o, en este caso, 28 pulgadas. Al alimentar mineral inferior a 28 pulgadas en cualquier dimensión,



reduce la posibilidad de bloquear la abertura del chancador y permite un mejor llenado de la cámara de chancado, lo cual distribuye en forma pareja las presiones en los cojinetes.

En un chancador giratorio, el extremo superior del eje principal se sujeta en la araña y el extremo inferior pasa por un buje de excéntrica . Cuando el tren de accionamiento hace girar la excéntrica, la parte inferior del conjunto del eje principal realiza un movimiento giratorio. El mantle del eje principal se acerca y se aleja alternadamente de la superficie de chancado estacionario exterior, o cóncavas. Cuando el mantle se aleja del casco, cae mineral a la abertura. Cuando la cabeza chancadora vuelve a acercarse al casco, se chanca el mineral.

El tamaño del producto chancado puede cambiarse subiendo o bajando el conjunto del eje principal y del mantle. Al subir el eje principal disminuye la distancia entre las cóncavas y el mantle y, por lo tanto, se entrega un producto más fino. Al bajar el eje principal aumenta la distancia entre las cóncavas y el mantle y, por lo tanto, se entrega un producto más grueso. La distancia menor entre el mantle en movimiento y las cóncavas es el ajuste del lado cerrado (CSS). Del mismo modo, la distancia mayor entre el mantle y las cóncavas es el ajuste del lado abierto (OSS). El tamaño del producto de un chancador giratorio es aproximadamente un 90 por ciento más pequeño que una abertura cuadrada equivalente al ajuste del lado abierto.

Figura 4-A

El ajuste del lado abierto debe regularse periódicamente para compensar el desgaste de las cóncavas y del mantle durante la operación normal del chancador. El eje principal también puede bajarse para aliviar el chancador cuando chatarra de acero queda atrapada entre las cóncavas y el mantle y causa una detención por sobrecarga.

En ocasiones, el chancador puede obstruirse con mineral o con chatarra de metal. El chancador normalmente puede limpiarse bajando el eje principal con el sistema



hydroset. Si esto falla, puede usarse el rompedor de rocas hidráulico o una grúa móvil para remover la roca. Si la obstrucción es causada por metal, el personal corta el metal en el lugar usando procedimientos de seguridad adecuados.

Se recomienda vaciar mineral en una dirección alineada con los brazos de la araña del chancador giratorio para que el mineral ruede hasta la cámara de chancado con un impacto mínimo en la araña y con la tapa de la araña y se proteja de daños al eje principal.

El sistema hydroset realiza dos funciones: (1) Sube o baja el eje principal según sea necesario para ajustar el set del chancador o para despejar un chancador obstruido y (2) absorbe impactos cuando el eje principal salta en respuesta a materiales de gran tamaño en la alimentación hacia la cámara de chancado. La cabeza chancadora se levanta presionando el botón Subir (Raise) en la estación de control para poner en marcha la bomba hydroset.

Trituradoras CónicasLa trituración secundaria comprende la reducción de tamaño del producto entregado por la primaria hasta un producto final, como es en nuestro caso; o como etapa intermedia para pasar luego a un chancado terciario si se necesita un producto final más fino.

Para estas etapas están generalizadas las chancadoras cónicas estándar, muy raras veces se utilizan las de cabeza corta, siendo el uso mas difundido de estas últimas el chancado terciario.

Una de las diferencias con las giratorias es que en las cónicas secundarias la disposición de los conos es paralelo (ver fig 5), mientras que en las giratorias primarias los conos son divergentes (fig. 4)

Figura 5 .- Esquemas de trituradoras cónicas.

Igualmente el cono está sujeto a la parte inferior de la trituradora, no existiendo el crucero característico de las giratorias primarias. Esto permite una boca de admisión totalmente libre. Pero la diferencia más importante es la del mecanismo de trituración. Como se indicó en la sección anterior la trituración en las máquinas giratorias ocurre por compresión del mineral entre el cono y el cóncavo; luego el mineral cae por gravedad hacia la abertura de descarga, produciéndose varios de estos ciclos hasta que abandone la trituradora. En caso de las trituradoras cónicas, la trituración también ocurre por comprensión, pero el cono gira cerca de cinco veces más rápido que el cono de una giratoria. Igualmente la amplitud de oscilación del cono puede llegar a sobrepasar 4 veces el valor de la abertura de descarga en posición cerrada. Estos dos aspectos generan un mecanismo de trituración original,



en el que el mineral luego de ser comprimido y triturado no cae directamente hacia la abertura de descarga, sino al cono según la siguiente secuencia: (Ver fig. 6)

(a) Luego de una compresión, el cono se separa hacia abajo con una aceleración mayor que la aceleración de la gravedad. Por esto, el material comprimido entre el cóncavo y el cono puede caer libremente.

(b) En una segunda fase el cono reduce su velocidad y es alcanzado por el material, el cual se desliza a lo largo de su pared.

(c) El cono se mueve en la tercera fase aceleradamente hacia arriba y proyecta el mineral hacia el cóncavo.

(d) Se inicia una nueva fase de compresión entre el cono y el cóncavo

Este mecanismo origina un mayor tiempo de retención en la trituradora y produce reducción de tamaño por efectos secundarios, tales como choques de trozos impulsados contra las fases triturantes, originando una apreciable proporción de finos, mejorando de esta manera la eficiencia global de la trituración

Fig 6.- Secuencia de la trituración en una trituradora cónica

Especificaciones: se especifican por el diámetro de su cono. Así cuando se habla de una trituradora modelo 7’; se refiere a la que tiene un cono de 7’ de diámetro.

Abertura de alimentación: En las trituradoras cónicas, esta abertura puede ser variada de acuerdo al tamaño del alimento, modificando la forma de la cavidad de trituración. Para un alimento grueso, la parte de mayor abertura será mas larga, mientras que para alimentos finos, esta parte tendrá una longitud mínima. (Fig. 7)

Como se indicó, la abertura de alimentación en las trituradoras cónicas es totalmente libre, lo que permite la alimentación por toda la circunferencia



Fig 7.- Tipo de cavidades triturantes

Abertura de la boca de descarga: Uno de los factores de los que depende, es el radio de reducción de la trituradora, el cual debe oscilar entre valores de 4 a 8. Si el radio de reducción fuera mayor a 8, sería necesaria un etapa más de chancado.

Capacidad de las trituradoras cónicas en operación: Generalmente el circuito de trituración primaria es abierto. En el caso de la trituración secundaria los circuitos pueden ser abiertos o cerrados, y en cada caso se obtendrá una capacidad diferenteAlgunos de los factores que afectan estas capacidades son los siguientes (según J.G. Motz) :

(A) Aumentan la capacidad de las trituradoras y mejoran su perfomance: Adecuada selección de la cavidad triturante como función de

las características del material a ser triturado. Adecuada distribución de tamaños en el alimento. Un exceso

de finos, es decir, de tamaño menor a la descarga de la trituradora, resta eficiencia a la trituración, por lo que es preferible tamizarlos si exceden del 10 al 15% del peso total.

Control en la velocidad de flujo de la alimentación, lo que se logra mediante tolvas reguladoras que permiten evitar la intermitencia típica de la producción de material triturado en la etapa primaria.

Distribución correcta de la alimentación a lo largo de los 360º de la cavidad triturante.

Dimensionamiento correcto de las fajas de transporte de la descarga para lograr un máximo de capacidad de trituración.

Diseño adecuado de los tamices Uso de controles automáticos,

(B) Deterioran la perfomance y la capacidad de las trituradoras: Finos en el alimento Exceso de humedad en la alimentación Segregación de la alimentación, es decir alimentos

intermitentemente gruesos o finos Alimentación inadecuada alrededor de la abertura de

alimentación. Mala clasificación de los tamices. Ineficiente conexión de la potencia instalada. Operación de trituración a velocidades menores que las

recomendadas.



Chancadoras secundarias en Pierina

Son chancadoras cónicas estándar marca Nordberg de siete pies. Las chancadoras tienen un ajuste del lado cerrado de 1.5 pulgadas. Estas funcionan con motores de 300 kW.

Las chancadoras tienen un sello contra polvo para impedir que el polvo ingrese a los cojinetes y a otras superficies lubricadas con aceite, lo que puede causar un desgaste inadecuado. El sello consiste en una canaleta circular estacionaria instalada en el marco y llena de agua. Un flanche ubicado en la cabeza giratoria se extiende hacia esta canaleta, con lo que bloquea el paso del polvo a las superficies de los cojinetes. Una bomba hace circular continuamente agua por el sello desde un tanque para remover el polvo a medida que se va juntando. El polvo se asienta en el tanque y debe eliminarse periódicamente. Las bombas de sellado de polvo deben estar funcionando antes de que puedan ponerse en marcha los sistemas de lubricación de la chancadora. La Figura 31 ilustra una chancadora cónica convencional, la Figura 32 ilustra su acción de chancado ..

Cada uno de las chancadoras está equipado con un sistema de lubricación que consta de un tanque de aceite, una bomba, un filtro y un enfriador de aire a aceite. Este sistema de lubricación fuerza el aceite entre las superficies soportantes de la excéntrica, entre los cojinetes del receptáculo y en el contra eje. Los dientes de los engranajes también se lubrican con rebose que se drena del revestimiento del receptáculo. La temperatura del aceite de lubricación se controla mediante un enclavamiento del ventilador de enfriamiento y un enclavamiento del calentador por inmersión. El modo de control es casi idéntico al utilizado en el chancador primario. Cuando la temperatura del aceite que vuelve del chancador sube a 43°C, se cierra un interruptor de temperatura alta y se pone en marcha el ventilador del enfriador de aire a aceite. El enfriador de aceite sigue funcionando hasta que la temperatura del aceite baja a 37,8°C. Con tiempo frío, la temperatura puede descender incluso por debajo de la temperatura de detención preestablecida. Cuando la temperatura del aceite baja a menos de 30°C, un interruptor sube la temperatura del aceite hasta alcanzar los 32,2°C. La Figura 31 ilustra el sistema de lubricación de una chancadora cónica .



Ajuste de la separación. El tamaño del producto descargado desde el chancador se determina ajustando la abertura entre los revestimientos del chancador de manera que el lado cerrado sea levemente menor al tamaño del producto deseado. (La abertura debe ajustarse en forma continua durante la vida útil de los revestimientos debido a que la abertura aumenta a medida que el material de revestimiento se desgasta). Al subir el tazón en relación al cono aumenta la abertura; al bajarlo, se cierra la abertura. Un anillo de ajuste, roscado en el interior, descansa sobre la estructura principal. El tazón, roscado en la parte externa, puede atornillarse hacia arriba o hacia abajo dentro del anillo de ajuste para cambiar el tamaño de la abertura.

La resistencia cada vez mayor de este sistema de liberación hidráulico absorbe los impactos, simultáneamente, permite que el tazón se levante lo suficiente para que aumente la separación y permitir que pase la chatarra de acero. Una vez que la chatarra de acero ha pasado y se han normalizado las fuerzas de chancado, el anillo de ajuste se reestablece automáticamente.

Luego de eso, el chancador sigue funcionando como antes.

Mecanismo de despeje hidráulico. Si un trozo grande de material que no puede fracturarse queda obstruido en el chancador y si se desconecta el motor del chancador, el mecanismo de despeje hidráulico se usa para despejar la obstrucción. Los pistones hidráulicos levantan el tazón hasta que se despeje la obstrucción o hasta que el tazón pueda bloquearse y el objeto pueda removerse sin riesgos.

La resistencia cada vez mayor de este sistema de liberación hidráulico absorbe los impactos, simultáneamente, permite que el tazón se levante lo suficiente para que aumente la separación y permitir que pase la chatarra de acero. Una vez que la chatarra de acero ha pasado y se han normalizado las fuerzas de chancado, el anillo de ajuste se reestablece automáticamente.



EFICIENCIA DE CHANCADORAS

La eficiencia de una chancadora esta dada por el tonelaje horario que procesa en comparación al tonelaje que debería pasar según diseño, tomando en consideración el tamaño de la alimentación y el tamaño de producto que deseamos obtener.

Si quisiéramos ponerlo en fórmula porcentual sería:

% Eficiencia = ( TMH tratadas / TMH diseño ) x 100

TMH diseño = Potencia del motor ( HP ó Kw )

Consumo Especifico de energia

Esta eficiencia es muy variable, ya que dependerá mucho del factor mineral. Entre las principales causas que influirán en la eficiencia tenemos:

Tamaño de alimentación: La influencia de este factor puede expresarse de la siguiente manera “La presencia de finos en el mineral con el cual se alimenta a la trituradora, aumenta considerablemente su capacidad”. Esta afirmación no es válida, si el mineral simultáneamente presenta un porcentaje de humedad demasiado alto (mas del 6%).

Forma de alimentación: Este factor se refiere a la regularidad en el alimento de la trituradora. Una alimentación continua aumenta considerablemente la capacidad. Sucede lo opuesto si la operación de trituración es intermitente .

Humedad: Influye en la reducción de la capacidad de las trituradoras; si es que el mineral contiene un porcentaje apreciable de finos, los cuales por la humedad forman masas pastosas producen constantes atoros.

Dureza : Los materiales con un índice de trabajo elevado, disminuyen la capacidad de los equipos de trituración

También se habla comparativamente que una chancadora es mas eficiente que otra, cuando bajo las mismas condiciones de operación, el consumo específico de energía (Kwh/Ton chancado) es más bajo. Para calcular esto se utiliza la fórmula de Wi (work index) de Bond.

Ejemplo:

Evaluar el trabajo de una chancadora giratoria que trata 800 TC/8hr En la que se ha efectuado el análisis de malla de la alimentación y del producto y luego de llevarlo a la gráfica en papel log-log, se obtiene a partir de las curvas de Gaudin – Schuhman, los siguientes resultados:

F80 = 60000 micras P80 =18000 micras

Los datos de operación del motor de la chancadora son los siguientes:

Potencia = 70 HP Intensidad = 140.8 Amp. (práctico)

Voltaje = 220 volt. I nominal = 176 Amp. (placa) cos = 0.88

Cálculo de la potencia Consumida : P = (E * I* √3 *cos )/1000

P = (220*140.8*√3*0.88)/1000 = 47.15 Kw

Cálculo del Consumo específico de energia: W = P/T



W = (47.15 Kw) / (800 TC/8hr) = 0.4715 Kw-hr / TC

Tonelaje Máx. que puede tratar la Chancadora: Tmáx = Potencia motor / W

Tmáx = (0.746 Kw/HP) * 70 HP / 0.4715 Kw-hr/TC = 110.75 TC/hr

Cálculo de la eficiencia de la chancadora:

E = ( 100 TC/hr / 110.75 TC/hr ) *100 = 90.3 %

Cálculo del Work Index:

Wi = 10.5 Kw-hr / TC

El resultado obtenido del Wi nos indica que el material es de dureza relativamente alta ; mientras que el valor del tonelaje máximo que puede ser triturado , señala que la trituradora no esta trabajando en plena capacidad y que todavía puede absorver 10.75 TC/hr de carga adicional.

La eficiencia también nos indica lo propio, pues se observa que se está operando en 10% por debajo de su capacidad plena

TEORÍA DEL TAMIZADO

El tamizado constituye una operación esencial en los procesos de concentración de minerales, especialmente durante la trituración, donde actúa como etapa control ante la eliminación de material menor a cierta dimensión, que no requiere de reducción adicional y se encuentra preparado en tamaño para una etapa siguiente.

El tamizado puede realizarse en húmedo o en seco; en este último caso, es posible lograr separaciones hasta en malla 28, mientras que en tamizado húmedo el tamaño de corte puede ser tan fino como de 50 micrones.

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

Equipos de Tamizado

En forma general, los tamices pueden ser clasificados en dos tipos:

Tamices fijos, en los cuales las partículas toman contacto con la superficie debido a su pendiente

Tamices dinámicos, en los cuales se favorece la estratificación de las partículas mediante el movimiento de la superficie tamizante

Tamices FijosLos equipos mas utilizados de este tipo son los siguientes:a) Grizzlies: Tamices constituidos por barras de acero paralelas, de sección

trapezoidal, dispuestos con la base mayor hacia arriba de manera que el material alimentado no se obstruya en ellas, y adicionalmente, el desgaste originado por la abrasión sea compensado por la base mayor de la sección.Se utilizan para el tratamiento de partículas gruesas, especialmente en el tamizado de la alimentación a las trituradoras primarias,



Su eficiencia es baja, se utilizan para aumentar la capacidad de tratamiento de las trituradoras primarias.

b) D.S.M.: fueron desarrollados para el lavado del carbón .Son tamices fijos constituidos por rejillas paralelas de acero, de sección trapezoidal dispuestas formando una superficie curva en un arco aproximado de 60º.Estos equipos trabajan con pulpas y pueden realizar separaciones en tamaños finos habiéndose logrado cortes de 50 micrones.

Tamices DinámicosEstos se subdividen en rotatorios y vibratorios.

a) Tamices Rotatorios: El tamiz característico de este tipo es el tambor lavador (Trommel) que es un tamiz cilíndrico instalado horizontalmente, que gira sobre su eje axial.; puede trabajar en seco o en húmedo. Su capacidad aumenta con la velocidad de rotación hasta un límite en el cual se ciegan las aberturas, normalmente la velocidad de giro se encuentra entre 35 y 45 % de la velocidad crítica.Su principal aplicación se encuentra en las plantas de lavado.

b) Tamices vibratoriosSon de mayor aplicación en el procesamiento de minerales, están constituidos por telas metálicas o placas perforadas montadas sobre armazones que vibran a gran velocidad (1000 a 3600 ciclos/minuto), con oscilaciones de 1/8” a ½” que originan movimientos circulares, elípticos o de vaivén en un plano oblicuo a la superficie del tamiz. El movimiento permite que las partículas puedan estratificarse y entrar en contacto con la superficie tamizante y al mismo tiempo que el material pueda avanzar sobre la superficie.

De acuerdo a su disposición respecto a la horizontal, los tamices vibratorios se clasifican en:

Horizontales: En los cuales el movimiento de la superficie tamizante ocurre en una dirección oblicua a su superficie (fig. 8.a.). Este movimiento produce el avance del material, se utilizan en operaciones de desaguado.

Inclinados: la superficie tamizante se encuentra instalada con una pendiente que puede oscilar entre 15º y 35º. La inclinación, juntamente con el movimiento elíptico o circular del tamiz originan un desplazamiento que se ilustra gráficamente en la fig 8

Fig 8- Movimiento de las partículas en tamices horizontales o inclinados.

El movimiento en los tamices contribuye tanto al desplazamiento de las partículas como para aumentar su probabilidad de encuentro con la superficie tamizante.



Zarandas empleadas en Pierina

Zarandas de doble pisoLas zarandas, son fabricadas por Simplicity Material Handling Ltd., tienen 8 pies de ancho y 24 pies de largo. Tienen dos pisos uno superior y otro inferior, con aberturas seleccionadas según la separación de tamaños en particular. El piso superior tiene aberturas relativamente grandes (3 pulgadas) para eliminar la carga de material pesado del piso inferior. El piso inferior (piso de zarandeo) es de estructura más ligera y tiene más orificios (1.5 pulgadas). La mayoría de las partículas más pequeñas que las aberturas, finalmente caen por las mallas de la zaranda y pasan por ellas para convertirse en el producto final de la planta de chancado. Las partículas gruesas permanecen en la parte superior de las mallas de la zaranda y finalmente se desprenden del extremo de la zaranda y caen en los chancadores. La zaranda está instalada en un ángulo de alrededor de 5 grados.

La zaranda está montada sobre resortes y se acciona haciendo girar contrapesos excéntricos. Los pesos están diseñados para impartir un violento movimiento hacia adelante y hacia arriba, al material que cae en la zaranda. Por lo tanto, el lecho de material se mantiene activo y en movimiento, lo que causa la separación de las partículas y un zarandeo eficaz.

VARIABLES QUE AFECTAN LA OPERACIÓN DE LOS TAMICES VIBRATORIOS.

A) Variables relacionadas a las características del tamiz.

Tipos de mallas; pueden ser placas perforadas, mallas metálicas o jebes.

Relación entre el área abierta y el área total de la superficie tamizante. Amplitud de oscilación y frecuencia.



B) Variables relacionadas a la característica del mineral.

La distribución granulométrica

de la alimentación afecta tanto la capacidad como la eficiencia del tamizado. Un material con alta proporción de partículas finas o gruesas. no presentará mayores dificultades; Son las partículas comprendidas entre el 0.75 y 1.25 de la abertura del tamiz (partículas de tamaño crítico) las que mayores dificultades originan en el tamizado. Si la proporción de este material fuera considerable, la capacidad caería drásticamente y sería necesario incrementar el tiempo de retención.

La forma de las partículas también es un factor importante en el tamizado, las partículas alargadas tienden a obstruir las aberturas del tamiz.

Humedad del Mineral

Tiene influencia nociva sobre el tamizado si se encuentra en valores superiores al 4 %, cegando las aberturas del tamiz y en casos extremos produciendo cementaciones sobre los hilos metálicos, haciendo necesario calentarlos para eliminar los productos formados

Otro efecto de la humedad es que favorece la asociación de partículas finas a las gruesas, impidiendo la estratificación y por lo tanto el tamizado.

C) Variables relacionadas con la operación.

Pendiente del tamiz

La pendiente afecta en forma directa la capacidad del tamiz, es decir a mayor pendiente, mayor capacidad pero también menor eficiencia y tiempo de retención.

Normalmente la inclinación del tamiz oscila entre 15º a 35º; los ángulos mayores a 25º, se utilizan para material liviano y fino, mientras que las partículas grandes y pesadas se procesan en ángulos de 15º a 25º. Ángulos menores a los 15º se utilizan solo en el tamizado en húmedo. Es importante señalar que al aumentar el ángulo de inclinación, el tamaño de corte y la probabilidad de paso de las partículas disminuyen debido a la disminución de la abertura nominal del tamiz (hT).



Relación Entre el Área Abierta y el Área Total de la Superficie Tamizante

Cuanto mayor sea la relación entre el área abierta respecto al área total, mayor será la probabilidad de paso de las partículas; sin embargo el diámetro del alambre será menor y por lo tanto la resistencia del tamiz a la abrasión también será menor.

De otro lado, la superficie tamizante tiene una marcada influencia en la capacidad del tamiz y a su vez esta, es directamente proporcional a la abertura del tamiz (esto explica porque tamices con aberturas finas no pueden procesar grandes tonelajes).

Respecto al ancho y largo, la primera dimensión se regula de manera que la cama tenga una altura adecuada mientras que el largo regula el tiempo de retención, lo habitual es seleccionar el tamiz con una relación de largo igual a tres o dos veces el ancho.

La obstrucción de las aberturas del tamiz por las partículas de mineral reduce el área abierta y disminuye la capacidad. Cuando la forma de las partículas es tal que produce el cegado de las aberturas, puede ser conveniente cambiar la forma de los agujeros, o cambiar el tipo de malla.

CAPACIDAD Y EFICIENCIA

La capacidad y la eficiencia de un tamiz son variables que guardan relación inversa.

La capacidad puede ser incrementada aumentando la velocidad de alimentación y el ángulo de inclinación o reduciendo el tiempo de retención en el tamiz.

La humedad, la forma alargada de las partículas y la mala estratificación disminuyen la capacidad.

Por otra parte, la eficiencia que es propia de cada capacidad, puede ser cuantificada de diversas formas; una de ellas es la que se indica en las curvas de separación de la fig. 12. En ellas se aprecia que el alimento es separado a un tamaño denominado tamaño de corte o d50 que es menor al tamaño de la abertura del tamiz.

Figura 11 Relación entre la capacidad y la eficiencia de un tamiz

El pasante debería tener la totalidad de partículas de tamaño menor al d50, sin embargo presenta una pequeña proporción de partículas gruesas (generalmente se trata de partículas alargadas). Igualmente una proporción de partículas finas, menores al d50, quedan en el rechazo. El tramo AB de la curva de rechazos refleja esta influencia en la separación.



Figura 12 Curvas Granulométricas (G-G-S) de los productos de un tamiz

Las curvas de la figura 12, son una forma adecuada de calificar la operación de un tamiz pero no cuantifica la eficiencia de su operación, para hacerlo se puede utilizar las siguientes fórmulas:

a). Si el parámetro de control es la eliminación de finos, la eficiencia podrá ser calculada por:

μ = 100 – (% de pasantes en el rechazo) (1)

o la fórmula equivalente:

μ = tph rechazados en el alimento x 100 (2)tph del alimento que pasan a los rechazos

El porcentaje del pasante en el rechazo deberá ser determinado por análisis granulométrico luego de un muestreo.

b). Si el parámetro de control fuera la recuperación de finos, se deberá utilizar las siguientes fórmulas equivalentes:

μ = tph del alimento que va al pasante x 100 (3)tph del pasante en el alimento

o μ = 100 ( a – b )* 100 (4)a ( 100 – b )

donde:a :Porcentaje de pasante en el alimento como porcentaje del

alimentob :Porcentaje de pasante en el rechazo como porcentaje del

rechazo

En el siguiente ejemplo se muestran los datos reales del muestreo realizado en la zaranda 1 de nuestra Planta de Chancado:

Alimento a la zaranda : 2312.58 Kg



DECK SUPERIOR 3”

MallaAlimento OVER SIZE

Kg % % Ret. % Pass. Kg % % Ret. % Pass.

6" 192.75 8.33 8.33 91.67 192.75 23.60 23.60 76.40

5" 212.50 9.19 17.52 82.48 212.50 26.02 49.62 50.38

4" 203.95 8.82 26.34 73.66 203.95 24.97 74.59 25.41

3" 122.55 5.30 31.64 68.36 122.55 15.00 89.59 10.41

2" 176.80 7.65 39.29 60.71 67.65 8.28 97.87 2.13

1 1/2" 104.60 4.52 43.81 56.19 0.00 0.00 97.87 2.13

1" 63.00 2.72 46.53 53.47 5.00 0.61 98.48 1.52

-1 1236.43 53.47 100.00 0.00 12.40 1.52 100.00 0.00

TOTAL 2312.58 100.00 816.80 100.00

E = 100 (68.36-10.41 )*100 / 68.36 (100 – 10.41 )

E = 94.62 %

A continuación se muestran los resultados el deck inferior correspondiente a 1 ½” :

DECK SUPERIOR 1 1/2”

MallaAlimento OVER SIZE

Kg % % Ret. % Pass. Kg % % Ret. % Pass.6" 0.00 0.00 0.00 100.00 5" 0.00 0.00 0.00 100.00 4" 0.00 0.00 0.00 100.00 3" 0.00 0.00 0.00 100.00 2" 109.15 7.30 7.30 92.70 109.15 36.85 30.72 69.28

1 1/2" 104.60 6.99 14.29 85.71 104.60 35.31 66.03 33.971" 58.00 3.88 18.17 81.83 58 19.58 85.62 14.38-1 1224.03 81.83 100.00 0.00 24.45 8.25 93.87 6.13

TOTAL 1495.78 100.00 296.2 100.00

E = 100 (85.71-33.97 )*100 / 85.71 (100 – 33.97 )

E = 91.42 %

TRANSPORTE DE MATERIALES

La fluencia del mineral de una a otra máquina se efectúa por diferentes medios, según sea el tamaño de las partículas, el contenido de humedad, la distancia y el desnivel disponible; estos factores determinarán el tipo de máquina o medio de transporte que se usará. A continuación hablaremos de los mas comunes:



FAJAS TRANSPORTADORAS

La velocidad de la faja fluctúa habitualmente entre 0,5 y 3,0 metros por segundo. La capacidad de una faja en particular está en función de su ancho, velocidad y del ángulo de los polines.

Por lo general, una faja transportadora cuenta con las siguientes poleas y polines:

Una polea de cabeza en el extremo de descarga de la faja transportadora (en la mayoría de los casos, la polea de cabeza es la polea de tracción con un motor de accionamiento adosado).

Una polea de apoyo para aumentar el arco de contacto de la polea de accionamiento o de cabeza.

Una polea deflectora para cambiar la dirección de desplazamiento de la faja transportadora.

Una polea tensora para tensionar la faja transportadora (la que se ilustra en la

Una polea de cola para cambiar la faja de la dirección de retorno a la dirección de desplazamiento cargado.

Polines de apoyo ubicados debajo de la faja cargada que soportan la faja transportadora y su carga.

Polines de impacto ubicados directamente debajo del punto de alimentación de material.

Polines de retorno ubicados debajo del costado de retorno de la faja que soportan el peso de la faja transportadora que retorna vacía.

SISTEMA DE PROTECCIÓN DE LAS FAJAS TRANSPORTADORAS

Una faja transportadora típica esta conectada de las siguientes protecciones: Probes: en los sitios donde descargan las fajas, ya sea a otra faja o a otro

equipo, para detectar atoros. La faja se para si es que choca el material con el probe. Switch de emergencia: provistos con cordón de seguridad colocados a

ambos lados de las fajas que al jalarlas paran la faja por cualquier emergencia.

Detector de alineamiento Protección contra desgarramiento (Rip Protection).- Ubicados en los

traspases de cada faja. Sirenas de seguridad que se activan al querer arrancar la faja

transportadora.

POTENCIA REQUERIDA

Depende de la carga del mineral, inclinación, la velocidad de faja, polines y tamaño de las poleas de cabeza y cola.Para una faja horizontal

HP = L S d / 10000 D ( x + y + (33.3 T/S )

Donde:L = Longitud de polea a polea en piesS = Velocidad en pies por minutod = Diámetro en pulgadas de polines. D = Diámetro polea de cabeza en pulgadasY = Peso en libras de 2 pies de fajaT = Toneladas / hora de cabeza.



X = Peso de polines por pie de longitud de faja.

Para una faja inclinada

HP = (0.02L / 100 + 0.01H / 10 ) T

Donde:L = longitud horizontal en piesH = longitud vertical en piesT = Toneladas / hora de carga

Para conocer el tonelaje de mineral transportado por la faja se puede emplear la siguiente relación:

T= K w t s Donde:

T= Tonelaje por hora de mineralK= Factor que relaciona densidad de mineral

transportado y espacios vacios promediow= ancho del mineral , sobre la faje (m)t= altura del mineral en la faja , (m)s= velocidad de desplazamiento de la faja, (m/h)

Como ejemplo , tenemos para :w = 0.4 m , t = 0.05 m , s = 20 m/min , k = 0.75 * 2.9 TM/m3 ( densidad corregida para un mineral de tamaño medio y densidad = 2.9 g/c.c).

Entonces :T = 0.75 * 2.9 *0.4 * 0.05 *20 *60 = 52.2 TM/ h

En la práctica, el cálculo es realizado por pesada directa del mineral comprendido en un tramo de faja, para lo cual debe conocerse la velocidad de la faja, es decir, si la velocidad es 20 m/min y se considera una longitud da faja de 30 cm; y el peso el mineral sobre este tramo es 13 kg, el tonelaje seria :

T = 20 * 60*(13/0.3) = 52000 kg/h

Transportador de bandeja y de placas:

Por regla general las cargas extraordinariamente pesadas de materiales gruesos se transportan a través de distancias relativamente cortas (digamos menos de 30 m) por transportadores de bandejas y placas ,Para trabajos duros, como por ejemplo: cuando reciben la descarga de volquetes de minerales de minas son de fundición de acero al manganeso o de plancha de acero pesada y van revestidas con madera dura, que se fija con pernos. El consumo de energía por tonelada acarreada es también muy superior al de las fajas, debido al mayor número de elementos sometidos a fricción a las mayores presiones que actúan sobre los cojinetes y a la menor eficacia de estos, pero, por otra parte, la resistencia al choque que ofrecen al cargarlos y la aptitud para acarrear cargas pesadas confinadas por las paredes de las tolvas, determinan que estos transportadores sean únicos para el transporte de material grueso.

Elevador de cangilones:

Esta constituido por cangilones (baldes) montados sobre bandas o cadenas articuladas (fig 16). De esta forma la correa continua queda en condiciones de elevar materiales por pendientes de 60º a 90º sobre la horizontal.



El volumen nominal de un cangilón oscila entre 3 y 225 litros, aunque es raro que se llenen a más de la mitad de su volumen. La velocidad es del orden de 30 metros/min . La alimentación constituida por partículas de tamaño superior a 0,65 cm, se efectúa por un volquete dirigido hacia el segundo o tercer cangilón, empezando a contar por donde suben con objeto de que los siguientes puedan recoger el material que se salga fuera. El material más fino puede alimentarse a una caja que rodea el tambor del fondo (en la cámara base del elevador). La totalidad de la estructura va, generalmente, confinada por un envolvente para evitar la salida de polvo o salpicaduras, según sea el caso.

Figura 16.- Elevador de cangilones.

Alimentadores de Placas/Cinta :Estos pueden ser de dos tipos, de placas(fig 18) o de correa .Son los equipos empleados comúnmente para controlar la descarga de las tolvas con tamaño límite inferiores a 15 cm. Estos alimentadores son sencillamente transportadores cortos y lisos, que se disponen de tal modo con respecto a un silo o una tolva, que, cuando se encuentran en reposo, es imposible que, por efecto de la gravedad, el mineral se derrame a través de ellos, debido al ángulo de reposo del material fragmentado, mientras que, durante el movimiento, presentan continuamente nuevas superficies sobre las que puede producirse el flujo por gravedad. El ajuste con respecto a la admisión de material depende si se emplea correas continuas o bandejas articuladas.



Figura 18.- Alimentador de placas

El volumen del material que se acarrea con un alimentador de cinta es una función de su anchura y velocidad y de la altura de la boca del silo o de la tolva. Por consiguiente, tanto la velocidad de la cinta como las características del flujo del material son factores que influyen sobre la cantidad suministrada. Esta última varía con el tamaño de las partículas y la granulometría, con el contenido de humedad, con la forma y el carácter abrasivo de los fragmentos y con la presión del material en el depósito. Como durante la carga de la tolva se produce normalmente una segregación definida de tamaños, y otra segregación cuando el material se retira del silo, salta a la vista que la correa de velocidad constante no suministrará una cantidad constante de material por unidad de tiempo. Cuando se alimentan chancadoras, las cintas suelen regularse por botones de mando para detener su marcha, a fin de apartar a mano material de rechazo o evitar la sobre alimentación. Para instalaciones grandes y modernas se usan motores de velocidad variable que controlan la descarga.

TOLVAS

Las tolvas dentro de un proceso amortiguan los efectos de paradas imprevistas de la mina, de la instalación de chancado y de la de concentración. Por tanto, si hacemos que la capacidad de las tolvas sea suficiente para el consumo de 72 horas y operamos de tal modo que al iniciarse el primer turno diario de chancado, el depósito contenga una cantidad del orden de la tercera parte de su capacidad, sabemos que el proceso contará, al menos con un suministro para 24 horas si la mina o la instalación de chancado interrumpieran sus operaciones de modo imprevisto y si por otra parte, el que parara de modo imprevisto al final del periodo diario de chancado fuera el proceso posterior, se dispondría por lo menos de suficiente espacio para absorber la producción de 24 horas de la mina. Generalmente las tolvas para materiales gruesos son de concreto o de madera, teniendo la forma de cubos, terminando en la parte inferior (descarga) en forma tronco piramidal. Las tolvas para material chancado (fino) son metálicas y tienen la forma cilíndrica y terminan en la zona de descarga en un cono truncado.

DENSIDAD DEL MINERAL Y DENSIDAD APARENTE O CORREGIDA

Considerando que la mayoria de los minerales tienen una solubilidad extremadamente baja, es posible determinar la densidad experimentalmente, mediante el método del desplazamiento de un volumen de agua .Si en una probeta



se tiene un volumen V1 de agua y se adiciona una porción de mineral de peso W ,la nueva lectura del nivel del liquido (V2) permitira encontrar la densidad de este mineral:

= W / ( V2 – V1)

Ejm: Si V1 = 300 ml , V2 =350 ml , W = 120 gEntonces : = 120 g / (350-300) = 2.5 g/cc

Pero en la tolva siempre quedan espacios vacios ,lo que implica emplear una densidad corregida para estos casos .El mineral sobre la tolva de finos presenta alrededor de 40% de espacios vacios ,mientras que en la tolva de gruesos es de alrededor de 20 %.Estos porcentajes varian de acuerdo a las características del mineral (porosidades, forma de fracturamiento ,presencia de finos,etc).

Calculo de capacidad de tolvas: T = V c , c = (1-FEV)

Donde : T : Capacidad ,TMV : Volumen de la tolva , m3

c : Densidad corregida ,TM/ m3

: Densidad del mineral , TM/ m3

F.E.V. : Fracción de espacios vacios

Angulo de reposo del material

Es el ángulo de inclinación entre el talud de la ruma y la base de apoyo (piso). Este ángulo permite la estabilidad de los estratos o pilas de material en función de su peso específico.Para el diseño de tolvas se considera el ángulo de reposo ; ya que un talud que esta por encima de su ángulo de reposo no se puede esperar que tenga cierta estabilidad.

Belt Magnet (Belt Feeder)

Un detector de metales en la faja transportadora de alimentación de la chancadora secundaria impide el ingreso de chatarra metálica en las chancadoras en caso de que los magnetos no logren remover el metal. Esto puede suceder si el metal está enterrado en el mineral sobre la faja transportadora o si el metal no es magnético. (La Fig. 28 ilustra un detector de metales convencional). Si el detector de metales localiza metal en la faja, automáticamente la detiene.

La faja transportadora de alimentación a la chancadora secundaria también está equipada con un interruptor de velocidad baja, detectores de desalineamiento de la faja y cordones de emergencia que detienen la faja transportadora por enclavamiento si se activan.

Magneto Autolimpiante para chatarra de Fierro

El magneto autolimpiante para chatarra de fierro es un separador electromagnético en extremo potente y enfriado por aire, que está suspendido sobre una faja transportadora para remover chatarra de fierro y de acero de la corriente de mineral. El imán puede instalarse en ángulo recto a la faja transportadora o a lo largo sobre la polea de cabeza. Una faja transportadora accionada por un motor envuelve el electroimán. El material magnético de la corriente de mineral se levanta hacia el electroimán y se transporta por la parte inferior de la faja transportadora.



Cuando el material magnético sale del alcance del imán, cae de la faja en un recipiente.

Detector de Metales

Un detector de metales es un instrumento electrónico que detecta la presencia de objetos metálicos en una corriente de mineral. Todo metal en la faja transportadora tiene una conductividad mayor que el mineral que se transporta; por lo tanto, el detector es capaz de detectar la presencia de metales en movimiento debido a que el metal causa un cambio de la señal electromagnética que se transmite desde arriba de la faja transportadora y se recibe debajo de ésta. El detector de metales se calibra usando otro objeto metálico como referencia. Entonces puede detectar cualquier trozo metálico más grande que el objeto de referencia. Si detecta algún metal, suena una alarma y la faja se detiene automáticamente. La sensibilidad del detector de metales es ajustable.

Colector de polvo

Un colector de polvo del tipo de cámara de mangas para el área del chancador secundario remueve el polvo de la atmósfera en diversos puntos del circuito de chancado en que se genera polvo por la acción del transporte de mineral, como en los chutes de descarga y en los puntos de transferencia de la faja transportadora. Un soplador grande montado sobre el colector de polvo induce el flujo de aire necesario para recoger el aire cargado de polvo y transportarlo al colector de polvo. La Figura 35 ilustra un colector de polvo convencional. El aire limpio del colector de polvo se conduce hacia una chimenea de escape para liberarse a la atmósfera. Las partículas de polvo, separadas del aire por el colector de polvo, caen al fondo del colector y luego sobre la faja transportadora del producto del chancador secundario a través de una válvula giratoria, la que deja que pase el polvo sin permitir que el ventilador de escape del colector de polvo absorba aire.


teoria chancado

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