reduccion de minerales

8/18/2019 Reduccion de Minerales

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Departamento de Ingeniería Metalúrgica

Universidad de Santiago de Chile

REDUCCIÓN DE TAMAÑO DE MINERALES

Y

PROCESOS DE CHANCADO

uis Magn e


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- i -Departamento de Ingeniería Metalúrgica USACH

Reducción de Tamaños y Chancado de Minerales

ÍNDICE

Capítulo 1 Introducción

1.1. Antecedentes Generales CAP 1-2

1.2. Conminución de Minerales CAP 1-2

1.3. Mecanismos de Conminución CAP 1-3

Fractura CAP 1-3

Compresión CAP 1-4

Impacto CAP 1-4

Cizalle CAP 1-5

Astillamiento CAP 1-5

Abrasión CAP 1-5

1.4. Etapas de Conminución CAP 1-5

1.5. Relaciones Energía - Tamaño de Partícula CAP 1-6

Postulado de Bond, 1952 CAP 1-7

1.6. Clasificación de Partículas por Tamaño CAP 1-10

1.7. Circuitos de Reducción de Tamaño de Partículas CAP 1-101.8. Parámetros Característicos Usados en la Evaluación de Circuitos de

Reducción de Tamaño de Partículas

CAP 1-12

1.8.1. Razón de Reducción, Rr CAP 1-12

1.8.2. Carga Circulante, CC CAP 1-13

1.8.3. Consumo Específico de Energía, E CAP 1-13

Capítulo 2 Muestreo de Minerales

2.1. Chancadoras CAP 2-12.2. Chancadoras Primarias CAP 2-2

2.2.1. Chancadoras de Mandíbula CAP 2-2

Chancadoras Blake de doble palanca CAP 2-3

Chancadoras Blake de palanca simple o de excéntrica superior CAP 2-5


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- ii -Departamento de Ingeniería Metalúrgica USACH


Ángulo de mordida o ángulo de pellizco CAP 2-6

Tamaños y capacidad CAP 2-8

2.2.2. Chancadoras Giratorias CAP 2-11

2.2.3. Comparación entre Chancadoras Primarias CAP 2-13

2.3. Chancadoras Secundarias y Terciarias CAP 2-16

2.3.1. La Chancadora de Cono CAP 2-17

2.3.2. La Chancadora de Cono Symons CAP 2-18

2.4. Circuitos de Chancado CAP 2-23

Capítulo 3 Clasificación En Harneros

3.1. Clasificación CAP 3-1

3.2. Definiciones y Terminología CAP 3-1

3.3. Balances de Masa CAP 3-3

3.4. Clasificación en Harneros CAP 3-5

3.5. Harneros Estacionarios CAP 3-8

3.5.1. Grizzly CAP 3-8

3.5.2. Sieve Bend CAP 3-9

3.6. Harneros Móviles CAP 3-10

3.6.1. Parrilla Vibratoria CAP 3-10

3.6.2. Trommel CAP 3-11

3.6.3. Harneros Vibratorios CAP 3-11

3.6.4. Harneros de Alta Velocidad (o alta frecuencia) CAP 3-17

3.7. Harneado en Húmedo CAP 3-17

3.8. Eficiencia de Harneado CAP 3-18

3.9. Capacidad del Harnero CAP 3-18


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Cap 1-1Luis Magne O


1. INTRODUCCIÓN

1.1. ANTECEDENTES GENERALES

La reducción de tamaño de partículas es una operación necesaria en una variada

gama de actividades que incluye a las industrias minera, metalúrgica, química, delcemento, cerámica, farmacológica, alimentos y 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 encuentran

liberadas y puedan ser separadas de la ganga estéril en procesos posteriores.

Por la importancia de la operación de reducción de tamaño, es deseable disponer

de un conocimiento detallado que entregue los conceptos físicos y de diseño

involucrados. A través del esfuerzo de muchos investigadores, se ha desarrollado el

nivel de conocimiento en esta área, en aspectos tales como la descripción del proceso de

fractura mediante balances de población. Sin embargo, aún existe mucho por hacer en

cada una de las etapas del proceso de reducción de tamaños, y en especial en los

procesos de chancado, debido al conocimiento limitado de las muchas variables

involucradas y de sus interacciones. La variedad de características del material que se

procesa en términos tales como dureza, tamaño, forma, fallas de estructura interna y

humedad, los efectos de variables del proceso, como forma de la cámara de chancado, el

nivel de llenado de dicha cámara, el perfil de los revestimientos, las alternativas de

control del proceso, las características de la clasificación asociada, hacen del proceso de

chancado de minerales un campo abierto a la investigación y desarrollo.

1.2. CONMINUCIÓN DE MINERALES

Conminución es un término general utilizado para indicar la reducción de tamaño

de un material y que puede ser aplicado sin importar el mecanismo de fractura

involucrado. Entre los equipos de reducción de tamaño se incluyen, entre otros,

chancadores, molinos rotatorios de varios tipos, molinos de impacto y molinos derodillos. Algunas máquinas de conminución efectúan la reducción de tamaños a través

de compresión lenta, algunos a través de impactos de alta velocidad y otros

principalmente a través de esfuerzos de corte o cizalle.

El rol de la conminución y de las operaciones unitarias relacionadas a ella es de

gran importancia. Esto es especialmente cierto en términos de los costos de operación,


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Cap 1-2Luis Magne O


ya que estos procesos unitarios representan la mayor fracción de los costos totales en el

procesamiento de minerales. Además, son procesos caros desde el punto de vista de

capital.

Los productos minerales en bruto son chancados, molidos y/o pulverizados por

varias razones. Algunos de los objetivos más importantes para reducir de tamaños un

mineral son:

liberar especies minerales comerciables desde una matriz formada por minerales

de interés económico y ganga

para promover reacciones químicas rápidas a través de la exposición de una gran

área superficial

para producir un material con características de tamaño deseables para su

posterior procesamiento, manejo y/o almacenamiento, y

para satisfacer requerimientos de mercado en cuanto a especificaciones de tamaños

particulares en el producto.

R.T. Hukki [1] en 1961 propuso la clasificación de etapas básicas de reducción de

tamaño de partículas que se presenta en la Tabla 1.1.

Tabla 1.1. Etapas básicas en conminución, según T.T. Hukki.

Etapa de Reducción de Tamaño Tamaño mayor Tamaño menorExplosión destructiva Infinito 1 m

Chancado primario 1 m 100 mm

Chancado secundario 100 mm 10 mm

Molienda gruesa 10 mm 1 mm

Molienda fina 1 mm 100 m

Remolienda 100 m 10 m

Molienda superfina 10 m 1 m

Las primeras etapas de conminución se realizan para facilitar el manejo del

material proveniente de la mina y luego, en sucesivas etapas de chancado y molienda,

para separar las especies minerales de interés de la ganga. Cuando las partículas de una

mena están formadas por minerales individuales, se habla de partículas libres; cuando


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Cap 1-3Luis Magne O


ellas consisten de dos o más especies minerales, se les llama partículas mixtas. El grado

de liberación de una especie mineral particular es el porcentaje de partículas

individuales de ese mineral que ocurren en forma libre o mixta. Liberación es la

separación de los componentes minerales de la mena. La separación o fractura en

muchos materiales puede deberse a una de las siguientes causas:

debilidades macroestructurales, como planos de estratificación en el carbón

debilidades microestructurales, como esquistos en algunos minerales, y

diferencias microestructurales en propiedades físicas de minerales adyacentes,

como dureza, fragilidad y clivaje.

Ejemplos de estos últimos puede ser lo que ocurre en menas que aparecen

calcopirita, pirita, galena y cuarzo.La decisión de efectuar la fractura de partículas utilizando procesos de

conminución en húmedo o seco depende del tipo de material a procesar o del producto

a obtener. En general, las operaciones de chancado se realizan en seco, aunque ya

existen maquinas que operan con pulpas de mineral en etapas terciarias y cuaternarias.

Los principales factores que determinan que un mineral sea procesado en vía húmeda o

seca fue presentada por Taggart en 1927 [2]. Estos factores son:

características físicas y subsecuente utilización o requerimientos de proceso

efecto del material en el equipo de molienda, tales como abrasión, corrosión y

compactación en la zona de fractura

forma, distribución de tamaños y calidad del producto deseado

consideraciones económicas

condiciones climáticas

disponibilidad de agua, y

factores ambientales y de seguridad tales como ruidos, polvos y vibración excesiva.

1.3. MECANISMOS DE CONMINUCIÓN

Los minerales poseen estructuras cristalinas y sus energías de unión se deben a los

diferentes tipos de enlace que participan en la configuración de sus átomos. Estos


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Cap 1-5Luis Magne O


Figura 1.2. Esquema de la acción de esfuerzos de impacto.

- Cizalle: El cizalle ocurre como un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos

de compresión y de impacto. Produce gran cantidad de finos y,

generalmente, no es deseable.

Figura 1.3. Esquema de la acción de esfuerzos de cizalle.

Astillamiento: La ruptura de esquicias y cantos de una partícula, ocurrida por la

aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula, genera el mecanismo de

astillamiento.

Abrasión: Cuando el esfuerzo de cizalle se concentra en la superficie de la

partícula se produce abrasión.

1.4. ETAPAS DE CONMINUCIÓNEn una planta de procesamiento de minerales, la reducción de tamaños o

conminución del mineral se realiza en una secuencia de etapas. Esta reducción de

tamaños en etapas permite una clasificación de los equipos y métodos empleados. En

primer lugar se distingue entre chancado y molienda. El término chancado (o

trituración) se aplica a la conminución del material extraído de la mina hasta partículas


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Cap 1-6Luis Magne O


de aproximadamente 1 cm. Se habla de molienda para referirse a la conminución de

tamaños pequeños, 1 cm a 100 µm. Tanto el chancado como la molienda se subdividen a

su vez en dos o tres etapas que se les denomina primaria, secundaria y terciaria. Dado

que en algunos casos estas etapas de conminución pueden realizarse con el mismo tipo

de equipos, los límites entre ellas no son rígidos. Más aún, es posible que en algunasplantas en particular no se haga uso de todas ellas. Así, por ejemplo, una planta de

molienda semiautógena no requiere de chancado secundario, terciario ni molienda

primaria de barras.

En la Tabla 1.2. se presentan los rangos de aplicación de cada una de las etapas de

reducción de tamaños y los consumos promedio de energía involucrados en cada una de

ellas.

Tabla 1.2. Rango de aplicación de cada una de las etapas de reducción de tamaños.

Etapa Sub-etapa Rango tamaño

(sólo referencial)

Consumo de energía

kWh/t

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

Chancado Secundario 10 a 1 cm 0,3 a 2

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

Primario 10 a 1 mm 3 a 6

Molienda Secundario 1 a 0,1 mm 4 a 10Terciario 100 a 10 m 10 a 30

1.5. RELACIONES ENERGÍA - TAMAÑO DE PARTÍCULA

Desde los primeros años de 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.

En términos generales, la energía consumida en los procesos de conminución se

encuentra estrechamente relacionada con el grado de reducción de tamaño alcanzado

por las partículas en la etapa correspondiente. Por otro lado, existe una amplia discusión

en cuanto a que en las etapas de chancado y molienda convencional la energía mecánica

suministrada al equipo de conminución supera ampliamente el consumo teórico de


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Cap 1-7Luis Magne O


energía requerida para crear nuevas superficies; es decir, dependiendo de la etapa de

reducción de tamaños, una pequeña fracción del total de energía entregada al equipo de

conminución es efectivamente empleada en la fragmentación de las partículas. La

energía proporcionada a un sistema de reducción de tamaños, se consume en eventos de

reducción de tamaños y en otros eventos asociados al proceso, lo que fue presentado porC. Orr [3] en 1966 y se resumen a continuación:

- Material que se fractura

· Reordenamiento cristalino

· Energía superficial

· Deformación elástica de las partículas

· Deformación plástica de las partículas

- Máquina de conminución y efectos interpartículas

· 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 consumida en un proceso de conminución, medida en kWh/t, 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.

- Postulado de Bond, 1952

Como industrialmente se necesitaba una norma estándar para clasificar los

materiales según su respuesta a los procesos de conminución y la importancia que


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Cap 1-8Luis Magne O


adquiría los niveles de energía que se consumían para ello, Bond, en 1952, postuló una

ley empírica que se denominó la Tercera Ley de la Conminución:

“La energía consumida para reducir el tamaño 80% de un material, es

inversamente proporcional a la raíz cuadrada de este tamaño, definiéndose el

tamaño 80% como la abertura del tamiz (en micrones) que deja pasar el 80%

en peso de las partículas".

E K d d

B B

p f

= 1 1

Ec.1.1

donde EB es el consumo específico de energía, kWh/t corta, de acuerdo a la teoría de

Bond; KB es la constante de Bond; df y dp son los tamaños característicos de alimentación

y producto del mineral fracturado, que Bond definió convenientemente como los

tamaños 80% de la alimentación y producto, respectivamente, en micrones.

Bond definió el parámetro KB en función del Indice de Trabajo del material, WI,

que es un parámetro característico del mineral y que corresponde a la energía necesaria

para reducir una tonelada del material desde un tamaño teóricamente infinito hasta

partículas que en un 80% sean inferiores a 100 m. Esto es,

W K I B= 1

100

1

Ec.1.2

de donde, KB = 10 WI. Así, la ecuación 1.2 se puede escribir:

E W P F

I = -10 10

80 80

Ec.1.3

donde F80 y P80 representan el tamaño 80% de la alimentación y producto,

respectivamente.

El Indice de Trabajo depende tanto del material (resistencia a la conminución)

como del equipo utilizado, debiendo ser determinado experimentalmente, a través de

un ensayo estándar de laboratorio, para cada aplicación requerida.

La Tercera Ley de la Conminución, desarrollada por Bond, tiene un carácter

netamente empírico y su objetivo fue llegar a establecer una metodología confiable para

dimensionar equipos y circuitos de conminución, y en este sentido, ha dominado este


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Cap 1-9Luis Magne O


campo por casi 40 años. En las últimas décadas han aparecido métodos alternativos que

han desplazado el procedimiento estándar de Bond, situación que aún no se ha

concretado en forma generalizada. En realidad, el método de Bond proporciona una

primera estimación del consumo real de energía necesario para triturar y/o moler un

material determinado en un equipo de conminución a escala industrial, con un errorestimado promedio de ±20 %. Sin embargo, debido a su extremada simplicidad, el

procedimiento estándar de Bond continua siendo utilizado en la industria minera para

dimensionar y evaluar chancadores, molinos de barras y molinos de bolas a escalas

piloto, semi - industrial e industrial.

De acuerdo a lo estipulado por Bond, el parámetro W I es función del material, del

equipo de conminución y de las condiciones de operación. Por esta razón, para ser

utilizado debe determinarse bajo condiciones experimentales estándar de laboratorio

para cada aplicación.

1.6. CLASIFICACIÓN DE PARTÍCULAS POR TAMAÑO

Se entiende por clasificación de tamaños a la operación de separación de partículas

sólidas en fracciones homogéneas de tamaño o peso, ya sea por separación directa o por

sedimentación diferencial a través de un fluido. El proceso de clasificación es asociado

normalmente a la separación por tamaño, Figura 1.4, sin embargo, en la separación

directa existen otros aspectos como la densidad y forma de las partículas que afectan al

proceso, así como también en la clasificación hidráulica en que los mecanismos que la

gobiernan están controlados por la velocidad de sedimentación, es decir, el proceso es

afectado por cualquier variación de densidad o forma entre las partículas.

La separación granulométrica o clasificación se realiza por harneado o a través de

sedimentación diferencial en un fluido. Este último tipo de clasificación se denomina

clasificación hidráulica o neumática, dependiendo del fluido utilizado. En el

procesamiento de minerales normalmente se emplea la clasificación hidráulica,

dejándose la clasificación neumática para casos muy específicos como en las industriasdel cemento y no metálicos solubles. En el harneado las partículas se separan

principalmente de acuerdo con su dimensión y forma, mientras que en la clasificación

hidráulica lo hacen por diferencias de tamaño, densidad y forma, ya que estas

propiedades afectan sus velocidades relativas en el fluido.


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Cap 1-10Luis Magne O


Alimentación

Producto

fino

Clasificador

Producto

grueso

Figura 1.4. Esquema representativo de sistema de partículas clasificación por tamaños,

generando dos productos.

La clasificación de partículas en circuitos de beneficio de minerales obedece a los

siguientes objetivos:

a) en las plantas de chancado y molienda, tiene por objeto extraer del circuito

aquellos materiales suficientemente finos con respecto al producto de cada equipo,

permitiendo aumentar la capacidad de éstos evitando así la sobremolienda.

b) en los procesos de concentración, tiene por objeto proporcionar una serie de

productos de dimensiones controladas, permitiendo que cada equipo de

concentración pueda ser operado de tal manera que alcance tasas de concentración

superiores a las que se podrían obtener si la alimentación no hubiera sido

clasificada.

c) en ciertas industrias (carbón, fluorita, baritina, arenas, etc.), los productos deben

satisfacer ciertas restricciones granulométricas.

1.7. CIRCUITOS DE REDUCCIÓN DE TAMAÑO DE PARTÍCULAS

En base a la utilización de equipos de reducción de tamaños y de clasificación de

partículas, es factible desarrollar diferentes tipos de circuitos de conminución. El circuito

de reducción de tamaños más básico es el circuito abierto, Figura 1.5. En este existen

sólo dos flujos, el de alimentación (entrada) y producto (salida) cuya diferencia se

encuentra en que la granulometría de la alimentación es más gruesa que la de producto.

Este tipo de circuito se observa normalmente en la etapa de chancado primario.


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Equipo de

Reducción de

Tamaños

Alimentación Producto

Figura 1.5. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños abierto.

El circuito cerrado de reducción de tamaños aparece en dos alternativas, directo e

inverso, y se define en base al equipo que ingresa la alimentación fresca. En el caso del

circuito cerrado directo, Figura 1.6, toda la alimentación fresca llega al equipo de

reducción de tamaños, mientras que en el circuito cerrado inverso, Figura 1.7, toda la

alimentación fresca ingresa al equipo de clasificación y sólo la fracción más gruesa va al

equipo de reducción de tamaños.

Equipo de

Reducción de

Tamaños

Alimentación

fresca

Producto

fino

Clasificador

Producto

grueso

Figura 1.6. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños cerrado

directo.


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Equipo de

Reducción de

Tamaños

Alimentación

fresca

Producto

fino

Clasificador

Producto

grueso

Figura 1.7. Esquema representativo de un circuito de reducción de tamaños cerrado

inverso.

Asociando un nuevo clasificador a estos circuitos, es factible generar circuitos con

pre-clasificación en cuyo caso la alimentación fresca es clasificada por tamaños y sólo

uno de los productos entra al circuito. O bien circuitos con pos-clasificación donde se

clasifica el producto fino del circuito generándose dos productos finales.

1.8. PARÁMETROS CARACTERÍSTICOS USADOS EN LA EVALUACIÓN DE CIRCUITOS DE

REDUCCIÓN DE TAMAÑO DE PARTÍCULAS

1.8.1.Razón de Reducción, Rr:

Se define como la razón entre las aberturas de los tamices por las cuales pasarían

el 80% del material de alimentación y producto del proceso de reducción de tamaños

RF

Pr

80

80

Ec.1.4

Considerando está definición, la ecuación 1.3 de consumo específico de energía,

se puede escribir en forma alternativa, como:

1-100=ˆ

80

r

r

I B R

R

PW E Ec.1.5


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1.8.2.Carga Circulante, CC:

Se define como el cuociente entre el flujo de mineral grueso que entrega el

clasificador y el flujo de alimentación fresca al circuito, en porcentaje. Por ejemplo, en la

Figura 1.8, si F representa el flujo de mineral en la alimentación fresca y D el flujo de

mineral grueso del clasificador, la carga circulante queda dado por:

CC D

F 100 Ec.1.6

Equipo de

Reducción de

Tamaños

F

Producto

final

Clasificador

Q

D

A

G

Figura 1.8. Esquema de circuito cerrado directo para definición de carga circulante.

Como en estado estacionario se debe cumplir que el flujo de producto final del

circuito, Q, debe ser igual al flujo de alimentación fresca al circuito, F, la carga circulantepuede expresarse sólo en base a los flujos entorno al clasificador:

CC D

Q 100 Ec.1.7

1.8.3.Consumo Específico de Energía, E:

Se define como la energía que es necesario consumir para provocar la fractura de

una tonelada del mineral que se procesa, y se mide en kWh/t. En forma práctica se

calcula como la razón entre el consumo de potencia del circuito de reducción de

tamaños (normalmente la potencia consumida por el equipo de reducción de tamaños

solamente) en kW y el flujo de alimentación fresca al circuito en t/h:

E P

F t , / kWh Ec.1.8


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Se puede observar que para una potencia dada, el circuito tendrá un mayor

consumo de energía a medida que el flujo disminuya, y al contrario, el consumo de

energía será menor a medida que se aumente el flujo de alimentación fresca. Por ello, la

evaluación del consumo específico de energía no puede separarse del “trabajo” de

reducción de tamaños que se haga, por lo que se debe asociar a la ecuación de Bond,ecuación 1.3. De esta forma, la eficiencia del proceso se logra cuando es factible tener el

menor consumo específico de energía asociada a la máxima razón de reducción del

mineral.


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Cap 2-1Luis Magne O


2. CHANCADO DE MINERALES

El diseño de las máquinas de reducción de tamaño cambia marcadamente a

medida que cambia el tamaño de la partícula a reducir. Virtualmente en todas las

máquinas industriales de reducción de tamaño de partículas minerales, las fuerzas defractura son aplicadas por compresión o impacto. Los productos en cada caso son

similares y la diferencia entre las máquinas está asociada principalmente con los

aspectos mecánicos de aplicación de la fuerza a los diversos tamaños de partículas.

Cuando la partícula es grande, la energía para fracturar cada partícula es alta

aunque la energía por unidad de masa es pequeña. A medida que disminuye el tamaño

de la partícula, la energía por unidad de masa necesaria para fracturarla aumenta con

mayor rapidez. Consecuentemente, las chancadoras, que trabajan con partículas de

tamaños mayores, tienen que ser grandes y estructuralmente fuertes mientras que losmolinos, que reducen de tamaño partículas menores, deben ser capaces de dispersar

energía sobre una gran área.

2.1. CHANCADORAS

El chancado es la primera etapa de la reducción de tamaño, después de la

explosión destructiva. Generalmente es una operación en seco y usualmente se realiza

en dos o tres etapas, existiendo en algunos casos hasta cuatro etapas.

El chancado se realiza mediante máquinas pesadas que se mueven con lentitud y

ejercen presiones muy grandes a bajas velocidades. La fuerza se aplica a los trozos de

roca mediante una superficie móvil o mandíbula que se acerca o aleja alternativamente

de otra superficie fija capturando la roca entre las dos. Una vez que la partícula grande

se rompe, los fragmentos se deslizan por gravedad hacia regiones inferiores de la

máquina y son sometidas de nuevo a presiones sufriendo fractura adicional.

Las chancadoras pueden clasificarse básicamente de acuerdo al tamaño del

material tratado con algunas subdivisiones en cada tamaño de acuerdo a la manera enque se aplica la fuerza.

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

máximos de hasta 1,5 m (60 plg) y lo reduce a un producto en el rango de 15 a 20

cm (6 a 8 plg). Normalmente este material va a una pila de almacenamiento o

cajón de traspaso.


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Cap 2-2Luis Magne O


2. La chancadora secundaria toma el producto de la chancadora primaria y lo

reduce a su vez a un producto de 5 a 8 cm (2 a 3 plg).

3. La chancadora terciaria toma el producto de la chancadora secundaria y lo reduce

a su vez a un producto de 1 a 1,5 cm ( 3/8 a 1/2 plg ) que normalmente va a una

etapa de molienda.

En el chancado primario de minerales se utilizan principalmente chancadoras de

mandíbula o giratorias. En el secundario chancadoras giratorias o más comúnmente

chancadoras de cono. Mientras que en el chancado terciario se utilizan casi

universalmente chancadoras de cono. Alternativamente, cuando existe chancado

cuaternario, las chancadoras utilizadas son de cono.

Cuando el mineral a chancar es un material blando, húmedo o arcilloso se

utilizan chancadoras de impacto como el molino de martillo o el rotopactor.

2.2. CHANCADORAS PRIMARIAS

Las chancadoras primarias se caracterizan por una aplicación de fuerzas con baja

velocidad a partículas que se ubican entre dos superficies o mandíbulas casi verticales,

que son convergentes hacia la parte inferior de la máquina y que se aproximan y alejan

entre sí con un movimiento de pequeña amplitud que está limitado para evitar el

contacto entre mandíbulas.

Como ya se dijo, hay dos tipos principales de chancadoras primarias. Las

chancadoras de mandíbula y las chancadoras giratorias. La chancadora de impacto tiene

limitado uso como chancadora primaria.

2.2.1. Chancadoras de Mandíbula

La característica más distintiva de este tipo de chancadoras son las dos placas que

se abren y cierran como mandíbulas de animal.

Las chancadoras de mandíbula están construidas en un bastidor en forma de caja,

uno de cuyos extremos es la cámara de chancado que contiene una placa o mandíbula

fija que es en realidad el extremo de la caja y una placa movible que es empujada contra

la roca con enorme fuerza.


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Cap 2-3Luis Magne O


La excéntrica y la palanca que tienen una tremenda ganancia mecánica,

proporcionan la fuerza bruta necesaria para el chancado. Un volante de masa periférica

adecuada proporciona el momento necesario para mantener una velocidad casi

constante durante el ciclo y en alguna parte del mecanismo está el eslabón débil que

actúa como un fusible de poder para proteger la máquina en el caso de esfuerzosextremos.

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

reforzado con barras de acero, y toda la cámara de chancado, es decir ambas mandíbulas

y los dos lados laterales están equipados con revestimiento reemplazables. Estos

revestimientos, que sufren casi todo el desgaste son hechos de acero al manganeso.

Las chancadoras de mandíbula se clasifican de acuerdo al método de pivotear la

mandíbula móvil, Figura 2.1. En la chancadora tipo Blake, la mandíbula es pivoteada en

la parte superior y por lo tanto, tiene una área de entrada fija y una abertura de descarga

variable. En la chancadora Dodge, la mandíbula tiene el pivote en la parte inferior,

dando una área de admisión variable pero un área de descarga fija. La chancadora

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

las partículas y nunca se usa para trabajo pesado porque se atora con facilidad. Las

chancadoras tipo Blake se presentan en chancadoras Blake de doble palanca y

chancadoras Blake de palanca simple.

- Chancadoras Blake de doble palanca

En este modelo que se esquematiza en la Figura 2.2, el movimiento oscilante de la

mandíbula móvil es producido por el movimiento vertical de la biela. Esta se mueve

hacia arriba y hacia abajo, bajo la influencia de la excéntrica. La placa - palanca trasera

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

transfiere a la placa - palanca frontal y esta a su vez hace que la mandíbula móvil se

cierre hacia la mandíbula fija.


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Cap 2-5Luis Magne O


iii. La fuerza de chancado es menor al comienzo del ciclo, cuando el ángulo entre las

palancas es más agudo, y mayor en la parte superior del ciclo cuando se entrega

la potencia total durante un movimiento reducido de la mandíbula.

La Figura 2.3 muestra una sección transversal de una chancadora de mandíbulade doble palanca. Todas las chancadoras se especifican de acuerdo al área de entrada, es

decir, la distancia entre las mandíbulas en la abertura de alimentación, que se denomina

boca y el ancho de las placas (longitud de la abertura de admisión). Por ejemplo, una

chancadora de 30 x 48 plg tendrá una boca de 30 plg y un ancho de placas de 48 plg.

Figura 2.3. Sección transversal de una chancadora Blake de doble palanca.

- Chancadoras Blake de palanca simple o de excéntrica superior

En este tipo de chancadora, Figura 2.4, la mandíbula móvil está suspendida en el

eje excéntrico, lo cual permite un diseño más liviano y más compacto que la chancadora

de doble palanca.

En este tipo de chancadora el movimiento de la mandíbula móvil es el resultado

del movimiento circular del eje excéntrico ubicado en la parte superior de la mandíbula

móvil combinado con la acción de balanceo impartida a la base de la mandíbula por la

placa - palanca inclinada. Este movimiento elíptico de la mandíbula ayuda a empujar la

roca a través de la cámara de chancado. Por consiguiente, la máquina de palanca simple

tiene capacidad algo mayor que una máquina de palanca doble de la misma boca. Sin

embargo, el movimiento excéntrico aumenta la velocidad de desgaste en las placas de

las mandíbulas. La conexión directa de la mandíbula móvil a la excéntrica impone un

alto grado de deformación al eje por lo que los costos de mantención tienden a ser


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Cap 2-6Luis Magne O


mayores que con la máquina de doble palanca. Por lo general, la chancadora de

excéntrica superior se utiliza en aplicaciones de trabajo liviano. Debido a su poco peso,

simplicidad mecánica y menor costo, este tipo de chancadora es especialmente

conveniente en instalaciones pequeñas o portátiles cuando la roca no es excesivamente

dura o abrasiva.

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

roca en la alimentación por lo que el tamaño de su abertura de admisión debe ser lo

suficientemente amplio.

Una regla práctica es que la dimensión mayor de las rocas en la alimentación

debería ser menor que el 80% del tamaño de la boca.

Figura 2.4. Sección transversal de una chancadora Blake de palanca simple.

Ángulo de mordida o ángulo de pellizco

El ángulo de mordida se define como el ángulo formado entre las caras

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

las caras son planas el ángulo de mordida es el mismo a toda profundidad en la cámara

de chancado, con caras curvadas, el ángulo aumenta hacia arriba de la garganta. Si el

ángulo de mordida es demasiado grande, la componente vertical hacia arriba de la

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

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

deslizamiento hacia arriba de la roca en vez de su fractura. En la práctica el ángulo de


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Cap 2-7Luis Magne O


mordida rara vez excede 24º y puede llegar incluso a 18º. Debe destacarse que este

ángulo cambia cada vez que se ajusta la abertura de salida de la máquina.

Considerando un trozo grande de roca que cae en la boca de una chancadora, la

roca es comprimida por la mandíbula móvil contra la mandíbula fija. La mandíbula

móvil se mueve con una velocidad que depende del tamaño de la máquina (de 100 rpm

para una máquina de 50 x 84 plg a 300 rpm para una máquina de 7 x 10 plg) y del

material que se esta procesando. Esta velocidad está directamente relacionada con la

velocidad de caída de la roca a través de la máquina. La roca cae hasta que es detenida,

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

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

fragmentos caen. Básicamente debe darse tiempo para que la roca mordida en cada

etapa pueda caer por gravedad a una nueva posición donde será de nuevo mordida. Los

fragmentos de roca, a medida que se rompen continúan cayendo a nuevos puntos de

detención hasta que finalmente se descargan. Durante cada mordida de las mandíbulas

la roca aumenta en volumen debido a la creación de nuevos intersticios entre partículas.

Puesto que además el mineral va cayendo a una región de la cámara de chancado de

sección transversal gradualmente menor se tiene que se produciría rápidamente

atoramiento de la chancadora si no fuera por el diseño del movimiento de la mandíbula

móvil cuya amplitud de oscilación va en aumento a medida que se desciende en la

máquina. Esto acelera el material a través de la chancadora permitiendo su descarga a

una velocidad suficiente para dejar espacio para el material que va entrando por arriba.Este tipo de operación se denomina chancado libre o detenido y es opuesto al chancado

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

particular es mayor que el que la deja. En chancado libre el chancado se realiza

únicamente por las mandíbulas mientras que en chancado atorado las partículas se

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

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

El tamaño de descarga de la chancadora es controlado por la máxima abertura de

la descarga. Esto puede ser ajustado usando placa - palancas de la longitud adecuada. Eldesgaste de las mandíbulas produce aumento de la abertura de descarga y esta debe

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

trasera.

Puesto que las chancadoras de mandíbulas trabajan solamente durante el avance

de la mandíbula, la demanda de energía fluctúa. Para nivelar esta carga ellas están


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Cap 2-8Luis Magne O


provistas de pesados volantes para almacenar energía en la parte ociosa del ciclo y

entregada en la mitad de chancado, Figura 2.5. Como la chancadora trabaja sólo medio

ciclo está limitada en capacidad por su peso y tamaño. Debido a que sufre en forma

alternada carga y descarga de esfuerzos debe ser muy robusta y debe tener fundaciones

fuertes para soportar las vibraciones.

Figura 2.5. Vista general de una chancadora de mandíbulas de palanca simple.

La amplitud del movimiento de la mandíbula varía desde 3/8 plg en una

máquina pequeña a 2 1/2 plg en una máquina grande. Además del tamaño de lamáquina la amplitud depende del material a procesar. Es mayor para materiales

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

movimiento hay menos peligro de atoramiento porque el material sale con mayor

rapidez. Esto es compensado por el hecho que una amplitud de movimiento mayor

tiende a producir más fino, lo cual inhibe el chancado libre. Amplitudes de movimiento

grandes también tienden a aumentar los esfuerzos de trabajo de la máquina.

Tamaños y capacidadLa Tabla 2.1 muestra datos de catálogo de chancadoras tipo Blake de doble

palanca con tamaños que varían desde 10 x 20 plg a 66 x 84 plg y la Tabla 2.2 datos de

chancadoras de excéntrica superior (de palanca simple) con tamaños desde 8 x 10 plg a

50 x 60 plg. También se indica en las tablas la capacidad aproximada de cada máquina


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Cap 2-10

Chancado de Minerales

Luis Magne O

Tabla 2.2. Datos de catálogo de fabricantes para chancadoras de mandíbula de excéntrica superior o palanca simple.


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2.2.2. Chancadoras Giratorias

Las chancadoras giratorias son usadas principalmente para chancado primario,

aunque se fabrican unidades para reducción más fina que pueden usarse para chancado

secundario. La chancadora giratoria, Figura 2.6, consiste de un largo eje vertical o árbol

que tiene un elemento de molienda de acero de forma cónica, denominada cabeza el

cual se asienta en un mango excéntrico. El árbol está suspendido de una araña y a

medida que gira, normalmente entre 8 y 25 rpm, describe una trayectoria cónica en el

interior de la cámara de chancado fija, debido a la acción giratoria de la excéntrica. Al

igual que en la chancadora de mandíbula, el movimiento máximo de la cabeza ocurre

cerca de la descarga.

Esto tiende a aliviar el atorado debido al hinchamiento del material por la

generación de partículas más finas, y la máquina trabaja bien en chancado libre. El árbolesta libre para girar en torno a su eje de rotación en el mango excéntrico, de modo que

durante el chancado los trozos de roca son comprimidos entre la cabeza rotatoria y los

segmentos superiores del casco, y la acción abrasiva en dirección horizontal es

despreciable.

En cualquier sección cuadrada de la máquina hay en efecto dos sets de

mandíbulas, abriéndose y cerrándose. Debido a que la chancadora giratoria chanca

durante el ciclo completo, su capacidad es mayor que la de una chancadora de

mandíbulas de la misma boca y generalmente se prefiere en aquellas plantas que tratantonelajes mayores de material.

Las chancadoras giratorias grandes frecuentemente trabajan sin mecanismos de

alimentación y se alimentan directamente por camiones. Si la alimentación contiene

demasiados finos puede que haya que usar un harnero de preclasificación (grizzly) pero

la tendencia moderna en las plantas de gran capacidad es trabajar sin grizzlies si el

mineral lo permite. Esto reduce el costo de la instalación y reduce la altura desde la cual

cae el mineral, minimizando así el daño a la araña de centrado.

El casco exterior de la chancadora es construido de acero fundido o placa de acerosoldada. El casco de chancado está protegido con revestimientos o cóncavos de acero al

manganeso o de fierro fundido blanco (Ni-duro) reforzado. Los cóncavos están

respaldados con algún material de relleno blando, como metal blanco, zinc o cemento

plástico, el cual asegura un asiento uniforme contra la pared.


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La cabeza está protegida con un manto de acero al manganeso. El manto esta

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

vertical con frecuencia tiene forma de campana para ayudar al chancado de material

que tiene tendencia al atorado.

El mango excéntrico, en el cual calza el árbol está hecho de acero fundido con

revestimientos reemplazables de bronce.

Figura 2.6. Sección transversal de una chancadora giratoria. (1) Bastidor principal, (2)

Cóncavos, (3) Manto, (4) Eje principal, (5) Engranaje, (6) Piñón, (7)

Excéntrica.

El tamaño de las chancadoras giratorias se especifican por la boca (ancho de laabertura de admisión) y el diámetro del manto, como se muestra en la Figura 2.7. Así,

una chancadora giratoria de 42 x 65 plg, tendrá un ancho de admisión de 42 plg y un

cono de diámetro inferior de 65 plg. El ángulo de mordida en este tipo de chancadora

normalmente es mayor que al de mandíbulas, generalmente 25º. La Tabla 2.3 muestra

dimensiones de chancadoras giratorios de eje corto, tomados de catálogo.


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2.2.3. Comparación entre Chancadoras Primarias

Al decidir entre una chancadora de mandíbula y una giratoria para una

aplicación particular el principal factor es el tamaño máximo del mineral que deberá

tratar la chancadora y la capacidad requerida.

Las chancadoras giratorias en general se usan cuando se requiere alta capacidad.

Debido a que chancan durante el ciclo completo son más eficientes que las chancadoras

de mandíbula.

Figura 2.7. Dimensiones características de un chancador giratorio.

La chancadora de mandíbula tiende a ser usada cuando la boca de la chancadora

es más importante que la capacidad. Por ejemplo, si se requiere chancar material de

cierto diámetro máximo, entonces una giratoria que tenga el tamaño de boca requerido

tendrá una capacidad aproximada de tres veces la de una chancadora de mandíbula de

la misma boca. Esto se puede apreciar comparando las áreas de las aberturas de

admisión y descarga de chancadoras de igual boca, como se muestra en la Figura 2.8.


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Figura 2.8. Areas relativas de alimentación y descarga de chancadora giratoria de 48

plg y chancadora de mandíbula de 48 x 60 plg a igual gap.

En la Figura 2.8 se aprecia como la chancadora giratoria proporciona una mucho

mayor área de alimentación y descarga que una chancadora de mandíbula a un mismo

gap de descarga. Esta característica no sólo le da mayor capacidad de procesamiento,

sino que también lo hace más eficiente en el transporte de material dentro de la cámara.

Una chancadora de mandíbula es limitada en este respecto.


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Cap 2-15

Chancado de Minerales

Luis Magne O

Tabla 2.3. Datos de catálogo de fabricantes de chancadoras giratorios de eje corto.


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

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

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

estaría corriendo ociosa la mayor parte del tiempo.

Los costos de capital y mantención de una chancadora de mandíbula son

ligeramente menores que las de una giratoria, pero estos pueden ser compensados por

los costos de instalación, que son menores en la giratoria, puesto que ocupa cerca de 2/3

del volumen y tiene aproximadamente 2/3 del peso de una chancadora de mandíbula,

que necesitan ser más robustas debido a los esfuerzos alternados de trabajo. El tipo de

material a tratar puede determinar también el tipo de chancadora a usar. Las

chancadoras de mandíbula se comportan mejor que las giratorias con materiales

arcillosos y plásticos, debido a la mayor amplitud de movimiento de la mandíbula. Las

giratorias han mostrado ser particularmente adecuadas para material duro y abrasivo, y

tienden a dar un producto más cúbico que las chancadoras de mandíbula si la

alimentación es laminada o alargada.

Debido a la simplicidad de la cámara de chancado en la chancadora de

mandíbulas, el reemplazo de los revestimientos es relativamente rápido y barato.

Además, los revestimientos normalmente son reversibles, por lo que el scrap de metal

perdido es usualmente bajo.

2.3. CHANCADORAS SECUNDARIAS Y TERCIARIAS

Las chancadoras secundarias son más livianas que las máquinas primarias,

puesto que toman el producto chancado en la etapa primaria como alimentación, siendo

el tamaño máximo normalmente menor de 6 ó 8 plg de diámetro y, puesto que todos los

constituyentes dañinos que vienen en el mineral desde la mina, tales como trozos

metálicos, madera, arcilla y barro han sido ya extraídos, el material es más fácil de

manejar. Las chancadoras secundarias también trabajan con alimentación seca y su

propósito es reducir el mineral a un tamaño adecuado para molienda o chancadoterciario si es el que el material lo requiere.

Las chancadoras usadas en chancado secundario y terciario son esencialmente las

mismas excepto que para chancado terciario se usa una abertura de salida menor. La

mayor parte del chancado secundario y terciario (chancado fino) de minerales se realiza


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con chancadoras de cono, aunque también se usan rodillos de chancado y molinos de

martillo para ciertas aplicaciones.

2.3.1. La Chancadora de Cono

La chancadora de cono es una chancadora giratoria modificada. La principal

diferencia es el diseño aplanado de la cámara de chancado para dar alta capacidad y alta

razón de reducción del material. El objetivo es retener el material por más tiempo en la

cámara de chancado para realizar mayor reducción de éste en su paso por la máquina.

El eje vertical de la chancadora de cono es más corto y no está suspendido como en la

giratoria sino que es sostenido en un soporte universal bajo la cabeza giratoria o cono.

Puesto que no se requiere una boca tan grande, el casco chancador se abre hacia

abajo lo cual permite el hinchamiento del mineral a medida que se reduce de tamaño

proporcionando un área seccional creciente hacia el extremo de descarga. Por

consiguiente, la chancadora de cono es un excelente chancador libre. La inclinación

hacia afuera del casco permite tener un ángulo de la cabeza mucho mayor que en la

chancadora giratoria, reteniendo al mismo tiempo el mismo ángulo entre los miembros

de chancado, como se aprecia en la Figura 2.9. Esto da a la chancadora de cono alta

capacidad, puesto que la capacidad de una chancadora giratoria es proporcional al

diámetro de la cabeza.

Las chancadoras de cono se especifican por el diámetro del revestimiento del

cono. Los tamaños pueden variar desde 2 a 10 pies y tiene capacidades de hasta 3.000

tc/h para aberturas de salida de 2 1/2 plg.

La amplitud de movimiento de una chancadora de cono puede ser de hasta 5

veces la de una chancadora primaria que debe soportar mayores esfuerzos de trabajo.

También operan a mucho mayor velocidad. El material que pasa a través de la

chancadora esta sometido a una serie de golpes tipo martillo en vez de una compresión

lenta como ocurre con la cabeza de la chancadora giratoria que se mueve lentamente.


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A b

Figura 2.9. Esquema de la cámara de chancado (formado por la cabeza y el casco) en

chancadoras de cono; a) Cono estándar; b) Cono cabeza corta.

La acción de la alta velocidad permite a las partículas fluir libremente a través de

la chancadora y el recorrido amplio de la cabeza crea una gran abertura entre ella y el

casco cuando está en la posición completamente abierta. Esto permite que los finoschancados sean descargados rápidamente, dejando lugar para alimentación adicional.

La Figura 2.10 muestra un esquema representativo de lo que ocurre en la cámara de

chancado al entrar mineral.

La descarga rápida y características de no atoramiento de la chancadora de cono

permite una razón de reducción en el rango 3 a 7 : 1, pudiendo ser mayor en algunos

casos.

2.3.2. La Chancadora de Cono SymonsEs el tipo más común de chancadora de cono en operación. Se comercializa en

dos tipos: cono estándar para chancado secundario normal y cono cabeza corta para

chancado terciario. Ellas difieren principalmente en la forma de las cavidades de

chancado, como se ha mostrado en la Figura 2.9.


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La chancadora de cono estándar se ilustra en la Figura 2.11. Esta máquina

normalmente se usa en chancado secundario. La chancadora de cono estándar tiene un

revestimiento escalonado lo cual permite una alimentación más gruesa que la de cabeza

corta. En estas máquinas el tamaño de admisión es relativamente grande, varía de 4 a 8

plg en los modelos grandes de 7 pies hasta 2 1/2 a 4 plg en los modelos pequeños de 2pies. En cuanto al tamaño del producto, éste varia de 4 a 3/4 plg (100 mm a 19 mm)

según el tamaño de la máquina. Un valor típico para una máquina de 7 pies es lograr un

producto bajo las 2 plg. La razón de reducción normalmente está en el rango de 3:1 y

raramente más de 5:1.

Figura 2.10. Esquema de la fractura de partículas en cámara de chancado de una

chancadora de cono. La línea punteada indica posición abierta y la línea

llena, posición cerrada.

La chancadora de cono de cabeza corta, que se muestra en la Figura 2.12,

normalmente se utiliza como chancador terciario o en una cuarta etapa de chancado. Sin

embargo, es posible usarla en algunos casos como chancador secundario.

Como se ve en las figuras, la chancadora de cono cabeza corta tiene un ángulo de

cabeza más agudo que la estándar, lo cual ayuda a prevenir atoramiento debido al

material más fino que procesa. También tiene abertura de alimentación más pequeña

(máximo alrededor de 4 plg), una sección paralela mayor en la sección de descarga, yentrega un producto de 1/8 a 1 plg (3 a 25 mm).

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

todas las chancadoras de cono y es incorporada para mantener un control estrecho del

tamaño del producto. La razón de reducción es este tipo de chancadora varía

normalmente entre 1,5 y 2 a 1 y raramente más de 3:1.


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Las chancadoras terciarios normalmente operan en circuito cerrado con un

harnero vibratorio.

Las chancadoras de cono se pueden equipar con varios diseños de revestimiento

para generar distintas cavidades de chancado, adaptándose a varios tipos de

alimentación: fina, media gruesa y extra gruesa. Al seleccionar el tipo de cavidad debe

cuidarse de obtener un diseño que permita que los tamaños mayores de la alimentación

entren a la chancadora de manera eficiente.

Figura 2.11. Corte transversal de una chancadora de cono estándar.


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Figura 2.12. Corte transversal de una chancadora de cono de cabeza corta.

Puesto que el chancado más eficiente ocurre cuando la alimentación recibe 4 ó 5

golpes en su paso por la cavidad, es importante seleccionar un diseño que permita

reducción tanto en la porción superior de la cavidad como en la zona paralela. En otras

palabras una abertura muy grande impedirá el chancado en la zona superior y puede

desarrollar consumo excesivo de potencia. Como la velocidad de alimentación esgobernada por el consumo de potencia, una cavidad incorrecta puede reducir la

capacidad, y en ocasiones crear detenciones por mantenimiento innecesario. Por otro

lado, si la cavidad sólo acepta la alimentación cuando los revestimientos están nuevos,

pero a medida que se desgastan la abertura se va cerrando, reduciendo la velocidad de

alimentación, entonces se requiere una cavidad más eficiente. Puesto que no hay dos

tipos de minerales iguales, a lo largo de los años se han ido desarrollando un gran

número de diseños de cavidades.

La Tabla 2.4 muestra datos de catálogo de chancadoras de cono estándar

operando en circuito abierto.

El chancado secundario normalmente trabaja en circuito abierto pero a veces es

recomendable clasificar el material antes de pasar por la chancadora para eliminar

aquella parte de la alimentación que ya cumple con las exigencias de tamaño del

producto (chancado con preclasificación). Esto se recomienda en general cuando la


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

chancadora.

Una característica importante de estas máquinas es que el casco es mantenido

abajo por un sistema anular de resortes o por un mecanismo hidráulico. Esto permite

que el casco ceda si entra a la cámara de chancado algún material muy duro (por

ejemplo, trozos de acero) permitiendo que el objeto duro pase. Si los resortes están

trabajando continuamente, como puede ocurrir con minerales que contienen partículas

muy duras, se permitirá que material sobretamaño escape de la chancadora. Esta es una

de las razones para usar circuito cerrado en la etapa final del chancado. Puede ser

necesario escoger para el circuito, un harnero que tenga abertura ligeramente mayor que

la abertura de salida de la chancadora. Esto es para reducir la tendencia a que partículas

muy duras, de tamaño ligeramente mayor que el harnero pasen por la chancadora sin

reducirse de tamaño, y comienzan a acumularse en el circuito cerrado y aumenten la

presión en la garganta de la chancadora.

Tabla 2.4. Datos de catálogo de capacidad de chancadoras de cono estándar

operando en circuito abierto, obtenido de catálogo de fabricantes.


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La abertura de descarga puede cambiarse o ajustarse por desgaste del

revestimiento en forma fácil apernando el casco hacia arriba o hacia abajo por un

sistema de cabrestante y cadena o por ajuste del sistema hidráulico. Esta abertura se

chequea periódicamente dejando caer pesos de plomo en la cámara de chancado y

midiendo su espesor al salir.

2.4. CIRCUITOS DE CHANCADO

Por lo general, en el procesamiento de minerales sulfurados, la planta de chancado

debe producir un material adecuado para alimentar un molino ya sea de barras o bolas. De

esta forma, el propósito es lograr un producto lo más fino posible de la planta de chancado

debido a que los costos de chancado son considerablemente menores que los costos de

molienda convencional. Para lograr el grado de reducción deseada del material

normalmente es necesario usar varias etapas de chancado.

Aún cuando una chancadora tiene la capacidad de alcanzar una alta razón de

reducción normalmente es más eficiente hacer funcionar la chancadora con una abertura

de salida ajustada a un valor medio en vez de escoger la posición más cerrada, que

ofrece la razón de reducción más alta. La principal consideración en cada etapa de

chancado para maximizar la producción, es el uso eficiente de la energía.

Hay una abertura de salida óptima para cada chancadora y un número óptimo de

etapas de chancado requeridos para maximizar la producción basado en lascaracterísticas individuales del material en tratamiento. Sobrecargar la chancadora no

aumenta la producción sino, todo lo contrario, es contraproductiva y disminuirá la vida

de los componentes de la chancadora. Idealmente, el tamaño más grande de la

alimentación debería recibir 4 a 5 impactos durante su paso a través de la cámara de

chancado. Esto es una combinación de reducción en la parte superior del revestimiento

como también en la zona paralela. La chancadora debería alimentarse de modo de

operar cerca de su capacidad máxima en términos de potencia. Operar la chancadora

con una abertura de salida demasiado estrecha disminuye su capacidad y produce altodesgaste del revestimiento. Una abertura muy ancha, en proporción al tamaño máximo

de alimentación, impedirá el chancado en la zona superior y desarrollará excesivo

consumo de potencia. La potencia consumida por tonelada de alimentación a la

chancadora no es en sí misma una medida de productividad. El uso eficiente de la

potencia a través de aplicación apropiada de la cavidad, con respecto a los


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requerimientos de la alimentación y del producto, determinará la producción óptima

por HP, o kW, consumido.

En la descripción dada anteriormente se vio que cada tipo de chancadora tiene

definido su propio grado de reducción. El rango de tamaños de alimentación y

producto, para cada etapa de chancado se superponen en cierta medida con los de las

etapas anteriores y sucesivas. Esto permite cierta flexibilidad en el ajuste de cada etapa

para obtener una producción óptima del sistema completo.

El harneado es también de gran importancia para el éxito del circuito de

chancado. No es solamente el chancado del mineral sino la extracción del tamaño

apropiado de producto lo que hace el circuito completo. La cantidad de harneros

vibratorios y la utilización completa del área total que ellos tienen, es un factor

importante para producir el tamaño y tonelaje adecuado para alimentar la molienda.

Generalmente la planta de chancado fino (secundario y terciario) se encuentra

ubicada en forma separada de la chancadora primaria y con una instalación de

almacenamiento de mineral entre ambos. La operación de la planta de chancado fino es

en gran medida independiente del funcionamiento de la chancadora primaria.

El objetivo principal es obtener máxima eficiencia en este tipo de operación. La

eficiencia se mide por el trabajo de reducción efectuado en el mineral por unidad de

tiempo y por el porcentaje de tiempo efectivamente trabajado. El trabajo de reducción se

representa por el tonelaje tratado y el grado de reducción alcanzado.

Para alcanzar el trabajo de reducción máximo, cada chancadora debe mantenerse

trabajando a plena capacidad. La capacidad puede estar limitada volumétricamente en

el caso de minerales blandos y por la energía que puede entregarse al mineral, en el caso

de minerales duros.

El uso de mecanismos hidráulicos para chequear y controlar las aberturas de

salida de las chancadoras desde una sala de control central proporciona al operador un

medio para mantener la eficiencia global del circuito.


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Cap 3-1Luis Magne O


3. CLASIFICACIÓN EN HARNEROS

3.1. CLASIFICACIÓN

Se entiende por clasificación de tamaños a la operación de separación de

partículas sólidas en fracciones homogéneas de tamaño o peso, ya sea por separacióndirecta o por sedimentación diferencial a través de un fluido. El proceso de clasificación

es asociado normalmente a la separación por tamaño, sin embargo, en la separación

directa existen otros aspectos como la densidad y forma de las partículas que afectan al

proceso, así como también en la clasificación hidráulica en que los mecanismos que la

gobiernan están controlados por la velocidad de sedimentación, es decir, el proceso es

afectado por cualquier variación de densidad o forma entre las partículas.

La separación granulométrica o clasificación se realiza por harneado o a través de

sedimentación diferencial en un fluido. Este último tipo de clasificación se denomina

clasificación hidráulica o neumática, dependiendo del fluido utilizado. En el

procesamiento de minerales normalmente se emplea la clasificación hidráulica,

dejándose la clasificación neumática para casos muy específicos como en las industrias

del cemento y no metálicos solubles. En el harneado las partículas se separan

principalmente de acuerdo con su dimensión y forma, mientras que en la clasificación

hidráulica lo hacen por diferencias de tamaño, densidad y forma, ya que estas

propiedades afectan sus velocidades relativas en el fluido.

3.2. DEFINICIONES Y TERMINOLOGÍA

El proceso de clasificación por tamaño se puede representar por el esquema

mostrado en la Figura 3.1:

Clasificador:- Harnero

- Hidrociclón

Alimentación

Producto Fino

Producto Grueso

Figura 3.1. Representación esquemática del proceso de clasificación.


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Cap 3-2Luis Magne O


Tal como se observa en la Figura 3.1, el proceso de clasificación se puede

representar por un flujo de alimentación F y un producto que en la mayoría de los casos

está constituido por dos fracciones: una fracción integrada mayoritariamente por las

partículas finas R y la otra por las partículas gruesas D. La fracción gruesa recibe el

nombre de “sobretamaño”, y específicamente al usar hidrociclones “descarga”, y lafracción fina se denomina comúnmente “bajotamaño”, y al usar hidrociclones se

denomina “rebalse”.

En una operación hipotética donde la clasificación es perfecta, los productos de

descarga y rebalse quedarán clasificados de tal manera que la descarga contenga todo el

producto mayor que un cierto tamaño. Es evidente que esto no se puede obtener nunca en

la realidad, aunque en el harneado el material que atraviesa el harnero normalmente no

contiene partículas de tamaño mayor a la abertura utilizada.

Esta imperfección o existencia de material desclasificado en los flujos de descarga,

permite establecer el concepto de eficiencia de clasificación que se definirá más adelante.

La Figura 3.2 muestra curvas típicas de granulometrías que se obtienen en la clasificación

en hidrociclones.

Generalmente un clasificador opera en conjunto con un equipo de reducción de

tamaño, en donde el clasificador es el que cierra el circuito. El material proveniente del

equipo de reducción de tamaños es llevado al clasificador en donde se separa en dos

fracciones: la fracción fina continúa a la próxima operación mientras que la fracción gruesa

es devuelta al equipo de reducción.

La finalidad de esta combinación equipo de reducción - clasificador, es eliminar de

la etapa de conminución lo más rápido posible, todas aquellas partículas que posean un

tamaño adecuado, evitando así la sobre molienda del material.


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Cap 3-3Luis Magne O


10 100 1000 100000

20

40

60

80

100

Tamaño de Partícula,mm

P a s a n t e A c u m u l a d o , %

Granulometrías: Alimentación Harnero Sobre Tamaño Harnero Bajo Tamaño Harnero

Figura 3.2. Curvas granulométricas características de alimentación, descarga y

rebalse de un hidrociclón.

3.3. BALANCES DE MASA

En un clasificador funcionando en el estado estacionario, el balance de masa

puede ser expresado en función de los flujos totales de pulpa, flujos de sólidos, flujos de

agua, flujos de partículas de tamaño x i, flujos de partículas de tamaño menor a xi, o

flujos de partículas de tamaño mayor a x i. Definiendo en la Figura 3.3 los siguientes

términos, considerando que el equipo opera en húmedo:

Clasificador:- Harnero

- Hidrociclón

Alimentación

Producto Fino

Producto Grueso

F*, F, f i

R*, R, ri

D*, D, di

Figura 3.3. Definición de términos.

F* = flujo másico de alimentación total (pulpa)


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Cap 3-4Luis Magne O


D* = flujo másico de sobretamaño total (pulpa)

R* = flujo másico de bajotamaño total (pulpa)

F = flujo másico de alimentación de mineral

D = flujo másico de sobretamaño de mineral

R = flujo másico de bajotamaño de mineral

Xf, Xd, Xr = fracción en peso de sólidos en el flujo de alimentación, sobretamaño y

bajotamaño, respectivamente.

fi, di, ri = fracción en peso de partículas de tamaño xi en el flujo de alimentación,

sobretamaño y bajotamaño respectivamente.

Fi, Di, Ri = fracción en peso de partículas menores a xi en el flujo de alimentación,

sobretamaño y bajotamaño, respectivamente.

Se pueden establecer los siguientes balances:

Balance Total de Pulpa

*** R DF Ec.3.1

Balance de Sólido

R DF

X R X D X F r d f

***

Ec.3.2

Balance de mineral en el tamaño xi

iii Rr Dd Ff Ec.3.3

Balance de mineral menor al tamaño xi

iii RR DDFF Ec.3.4

La fracción en peso del flujo de alimentación que se obtiene como sobretamaño

puede calcularse a partir de las ecuaciones 3.1 y 3.2, de la forma siguiente:

)()( **

d r f r X X D X X F Ec.3.5


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Cap 3-5Luis Magne O


f d r

d f r

d r

f r

X X X

X X X

F

D

X X

X X

F

D

)(

)(;

*

*

Ec.3.6

por otra parte, de las ecuaciones 3.2 y 3.3, resulta:

)()( iiii d r D f r F Ec.3.7

ii

ii

d r

f r

F

D

Ec.3.8

de las ecuaciones 3.2 y 3.4 se tiene:

)()( iiii D R DF RF Ec.3.9

ii

ii

D R

F R

F

D

Ec.3.10

De las ecuaciones 3.6 y 3.8, es posible observar que la fracción de alimentación

que pasa al flujo de sobretamaño puede calcularse de dos formas:

1) determinando los porcentajes de sólidos en peso de la alimentación, bajotamaño y

sobretamaño

2) realizando un análisis granulométrico de una muestra de alimentación,

bajotamaño y sobretamaño.

De las definiciones anteriores, es posible expresar la carga circulante, CC, de la

forma siguiente:

ii

ii

d f

f r

R

DCC

100100 Ec.3.11

así, se puede ver que el cálculo de la razón de recirculación no necesariamente se obtiene

de los flujos másicos, de acuerdo a su definición, sino que se utiliza para ello los análisis

granulométricos de la alimentación, bajotamaño y sobretamaño del clasificador.

3.4. CLASIFICACIÓN EN HARNEROS

El harneado o cribado es una operación de clasificación dimensional de granos de

mineral de formas y dimensiones variadas, por presentación de estos granos sobre una

superficie perforada que dejan pasar los granos de dimensiones inferiores a las


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Cap 3-6Luis Magne O


dimensiones de la perforación, mientras que los granos de dimensiones superiores son

rechazados y evacuados separadamente. Idealmente las partículas mayores que las

aberturas son retenidas sobre la superficie mientras que las partículas menores pasan a

través de las aberturas.

Los objetivos del harneado son:

- Separar los fragmentos más gruesos contenidos en una mezcla de material, ya sea

para eliminarlos o para ser enviados a una nueva etapa de chancado.

- Separar los fragmentos más pequeños, como un producto final o eliminarlos

como desechos.

- Clasificar los productos fragmentados en dimensiones comerciales.

- Clasificar los productos con vista a obtener operaciones de tratamiento mecánico

o físico - químico antes de llevarlos a dimensiones homogéneas.

- Extraer desde la alimentación a una chancadora aquel material que ya cumple

con las especificaciones del producto de modo de aumentar la capacidad y

eficiencia de la máquina.

El harneado mecánico se basa en las oportunidades de paso de la partícula a

través de la superficie clasificadora. Estas oportunidades son función de la trayectoria

de los granos (velocidad, dirección), la forma de las partículas y del espesor del orificio,

y del número sucesivo de orificios que puede encontrar una partícula determinada, etc.

En la Figura 3.4 se muestra un esquema de las condiciones de harneado. En una

condición de harneado ideal (izquierda), las partículas llegan al harnero de a una, sin

velocidad, en una trayectoria normal a la superficie, con la menor dimensión centrada

en la abertura y deben atravesar una superficie de espesor cero. En la condición real, las

partículas llegan amontonadas, con velocidad apreciable, en una trayectoria paralela a la

superficie, con su sección de mayor dimensión presentada hacia la abertura y debiendo

atravesar una superficie de algún espesor.


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Cap 3-7Luis Magne O


Figura 3.4. Representación esquemática de condiciones de clasificación en harneros.

De esta forma, en una operación real de clasificación, las partículas netamente

más pequeñas que el orificio pasan sin dificultad, mientras que las partículas cuya

dimensión tiende a acercarse a la abertura, tienen menos oportunidades de pasar. Las

oportunidades de pasar para una partícula de dimensión igual al 90% de la abertura son

aproximadamente 1%, es decir, que para harnear la totalidad de las partículas de esta

dimensión hacen falta un mínimo de 100 aberturas sobre la trayectoria de una de estas

partículas.

Así, se le llaman partículas difíciles a aquellas cuya dimensión está comprendida

entre 0,75 y 1,25 veces la abertura. Esta noción es muy útil para la apreciación de la

capacidad de harneado. Por esta noción se puede definir la capacidad de harneado

como el valor del tamaño de alimentación para el cual el harnero efectúa de forma

satisfactoria la separación que ha sido prevista.

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

- El porcentaje de rechazos en el material a cribar

- El porcentaje de granos difíciles

- El contenido de humedad

- La forma de los granos

Con respecto a la eficiencia del harneado hay que tener presente que no existe

separación industrial con resultados perfectos, lo se debe a que:

- La longitud de los harneros se encuentra forzosamente limitada

- Las superficies de harneado presentan tolerancias de fabricación que no hacen

más que incrementarse con el desgaste


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Cap 3-8Luis Magne O


- Su deterioro accidental puede conducir a perturbaciones si no son

inmediatamente descubiertas

- Los coeficientes de equivalencia destinados a tener en cuenta las diferencias de

forma o de inclinación de las aberturas no son más que aproximadas

- Las trayectorias de los granos en las cercanías de las superficies de harneado son

paralelas a la superficie, lejos de trayectorias normales que son ,lo ideal

- Los aparatos utilizados en los laboratorios para la verificación de las muestras

harneadas no son de una perfección total

Los principios del harneado para cualquier aplicación son básicamente los

mismos. El material que se va a clasificar se deposita en la superficie del harnero con un

flujo continuo. Al caer sobre la superficie de harneado o sobre un chute, el materialpierde gran parte de la componente vertical de la velocidad y cambia la dirección de su

movimiento.

Los harneros se clasifican en dos grupos: estacionarios y móviles. Entre los

primeros se encuentran los grizzlies y los sieve bend, y en los segundos destacan los

trommels y los harneros vibratorios de diverso tipo, y que son los más utilizados en

plantas de procesamiento de minerales.

3.5. HARNEROS ESTACIONARIOS

3.5.1. Grizzly

Se utiliza para harneado de material muy grueso. En su forma más simple

consiste de una serie de barras paralelas o rieles con aberturas de ancho uniforme

montadas en un marco. Algunos grizzlies emplean cadenas en lugar de barras y algunos

son agitados o vibrados en forma mecánica para ayudar la separación (conocidas

también como parrilla vibratoria). Los grizzlies pueden ser horizontales o inclinados

(llegando a inclinaciones de 35 a 45º) para ser usados antes de chancadoras o correas

transportadoras. Su mayor aplicación en el procesamiento de minerales es en la

preclasificación de la alimentación de chancadoras primarias. Si la chancadora tiene un

producto de 10 cm, entonces la alimentación se hace pasar sobre un grizzly con barras

espaciadas 10 cm para remover el bajo tamaño. El flujo de material es en la dirección de

las barras para facilitar el flujo y reducir la obstrucción de las aberturas. Generalmente


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Cap 3-9Luis Magne O


las barras forman parte del fondo de un canal de paredes laterales lo bastante altas para

evitar que al caer sobre ellas, los trozos reboten y caigan al exterior.

La eficiencia de separación es baja desde cualquier punto de vista, debido a la

velocidad con que pasan los trozos y a la falta de agitación de aquellos tamaños críticos,

considerando que estas tienen tendencia a resbalar en vez de rodar.

Los principales inconvenientes son la pérdida de profundidad debido a su

pendiente tan inclinada, y el obstáculo que representan los trozos acuñados entre las

barras.

Sus componentes deben presentar alta resistencia para soportar los impactos a los

que estarán sometidos y facilidad para la sustitución de las barras al presentar alto

desgaste o daños.

3.5.2 Sieve Bend

Son harneros curvos utilizados para harneado húmedo de material fino. Son de

alta capacidad debido a que utilizan una superficie de harneado cóncava. Las barras que

la forman están en ángulo recto respecto al flujo de pulpa. La distribución de la

alimentación se dispone de tal manera que el flujo de pulpa se distribuye

uniformemente en forma tangencial sobre todo el ancho del harnero. Los harneros de

este tipo se usan para clasificación de partículas en el rango de 100 a 12.000 µm. En

plantas de procesamiento de minerales su mayor utilidad está en el rango de 200 a 3.000µm. Esto es en el extremo superior del rango de aplicación de hidrociclones y cubre el

rango de aplicación de clasificadores mecánicos. El tamaño de separación es función del

espaciamiento entre las barras (del orden de medio espaciamiento entre barras). En

procesamiento de minerales, los sieve bends tienen su principal aplicación en circuitos

de molienda donde debe evitarse una sobremolienda ya que los circuitos que emplean

hidrociclones tienden a reciclar en forma preferencial los minerales pesados que

generalmente son los valiosos. Al ser sobremolidos estos minerales responden mal a los

procesos de concentración subsecuentes. La Figura 3.5 muestra un esquema de esteequipo.


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Bafle de alimentación

autoajustable

Superficie del harnero

Partículas sobretamaño

Líquido y partículas

bajotamaño

Figura 3.5. Corte transversal de un harnero sieve bend.

3.6. HARNEROS MÓVILES

3.6.1. Parrilla Vibratoria

La parrilla vibratoria es similar al grizzly, pero oscila en su totalidad por efecto de

un mecanismo de tipo eléctrico o mecánico, de baja amplitud y alta frecuencia, Figura

3.6. Esta vibración facilita el desplazamiento de la carga a lo largo de su superficie, porlo que trabajan con una inclinación menor.

Figura 3.6. Parrilla vibratoria.


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partículas que son capaces de pasar a través de la abertura tienen una probabilidad de

hacerlo, y un alto número de oportunidades aumenta la probabilidad de que la partícula

pase al bajotamaño del harnero. Por la vibración, el lecho de material sobre la superficie

del harnero tiende a desarrollar un lecho fluido, permaneciendo las partículas gruesas

en la parte superior, mientras que las partículas más pequeñas se separan a través de losintersticios de las mayores, encontrando su trayectoria hacia el fondo del cajón. Esta

característica de orientación particular del lecho se denomina estratificación por

escurrimiento. De este modo, la estratificación del material presenta a las partículas más

pequeñas a la superficie del harnero para que pasen a través de ella. Sin estratificación

no habría oportunidad para que la separación por tamaños tome lugar. Esta situación se

representa en la Figura 3.8: en la lámina de la izquierda el espesor de lecho es muy

delgado, falta material para estratificar la carga, los gruesos están en contacto directo

con la superficie del harnero y los finos reportan en el sobretamaño. En la lámina de laderecha se puede observar un adecuado espesor de lecho, se observa que el material se

ha estratificado en capas de finos y gruesos, con los finos cerca de la superficie del

harnero y con pocos finos reportando en el sobretamaño.

Figura 3.8. El mecanismo de estratificación y su efecto en la separación de tamaños.

Los harneros vibratorios pueden ser usados como unidades discontinuas o

continuas. En harneado discontinuo, las partículas son ubicadas sobre el harnero y

vibradas un período de tiempo, siendo el número de oportunidades directamente

proporcional al tiempo de harneado. En el harneado continuo, las partículas sonalimentadas continuamente al extremo superior de un harnero inclinado y fluye a través

de la malla influenciada por la gravedad. En este caso el número de oportunidades es

proporcional a la longitud y al ángulo de inclinación. La Figura 3.9 muestra un esquema

de un harnero vibratorio y sus componentes principales.

Alimentación

SobretamañoBajotamaño

Alimentación

Sobretamaño

Bajotamaño


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Figura 3.9. Principales elementos componentes de un harnero vibratorio.

En el harneado, la estratificación es una necesidad obvia sin la cual la separación

no podría tener lugar, por lo que para tomar la máxima ventaja de este fenómeno, la

profundidad del lecho de material desde la alimentación hasta el final de la descarga

(para una alimentación continua) debe ser razonable para la separación de tamaños a

realizar. Así, para una tasa de alimentación dada, el ancho del harnero es seleccionado

para controlar esta profundidad del lecho y alcanzar una estratificación óptima. Una

regla empírica general indica que la profundidad del lecho de material en el final de la

descarga nunca debería ser mayor a cuatro veces la abertura de la superficie del harnero,

para un material de densidad aparente de 100 lb/pie3 (1,6 g/cm3), o tres veces, ara un

material de densidad 50 lb/pie3.

La Figura 3.10 es un gráfico típico de eficiencia de separación a diferentes

velocidades de alimentación, para un tamaño de harnero y material dados. La eficiencia

se refiere a la habilidad de iguales áreas de harneado de remover material bajotamaño

desde una alimentación dada.

Caja alimentación

Superficie de harneado

Cubierta de eje y vibrador

Marcos soportes

Marco base

Caja vibratoria

Eje y polea


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reduccion de minerales

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