2. Fundamentos de Operaciones en Plantas Concentradoras

PROGRAMA DE CAPACITACIÓN OPERACIÓN EN PLANTAS MINERAS CURSO II: FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CHANCADO DE MINERALES

AREQUIPA 2015

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS TABLA DE CONTENIDOS CAPITULO I: CHANCADO DE MINERALES.

1.

FUNDAMENTOS DE CHANCADO DE MINERALES. 1.1 Introducción. 1.2 Conminución de minerales. 1.3 Leyes de la conminución. 1.4 Dureza de mineral. 1.5 Gravedad específica (Specific Gravity SG). 1.6 Granulometría del mineral. 1.7 Consumo de energía específica. 1.8 Circuitos convencionales del área de chancado

1 1 1 7 11 13 13 18 19

2.

CHANCADO PRIMARIO. 2.1 Introducción. 2.2 Descripción Descripci ón del área de chancado Primario. 2.3 Principales equipos del área de Chancado Primario.

20 20 20 23

3.

CHANCADO SECUNDARIO. 3.1 Introducción. 3.2 Descripción Descripci ón del área de Chancado Secundario. 3.3 Principales equipos del área de Chancado Secundario.

47 47 47 48

4.

CHANCADOR TERCIARIO. 4.1 Introducción. 4.2 Descripción Descripci ón del circuito de Chancado Terciario. Terciari o. 4.3 Principales equipos del área de chancado terciario.

54 54 54 55

5.

VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE CHANCADO. 5.1 En Chancado Primario. 5.2 En Chancado Secundario y Terciario. Terciari o.

63 63 65

6.

PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE CHANCADO. 6.1 Problemas Operativos en Chancado Primario. 6.2 Problemas Operativos en Chancado Secundario y Terciario. Terciar io.

68 68 69

7.

PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES Y DE MANTENIMIENTO. 7.1 En el área de Chancado Primario. 7.2 En el área de Chancado Secundario y Terciario. Terciari o.

71 71 71

8.

PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE CHANCADO.

73

9.

CONSIDERACIONES CONSIDERACION ES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE. 9.1 Seguridad. 9.2 Medio Ambiente.

76 76 78

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CAPITULO II: MOLIENDA DE MINERALES.

1.

FUNDAMENTOS DE MOLIENDA DE MINERALES. 1.1 Introducción. 1.2 Mecanismos de la conminución. 1.3 Razón de reducción. 1.4 Distribución granulométrica. 1.5 Pruebas en molienda. 1.6 Variables: Presión, Potencia, pH, densidad, porcentaje de sólidos. 1.7 Carga circulante. 1.8 Determinación del Work Index. 1.9 Circuitos convencionales del área de molienda.

2.

MOLIENDA PRIMARIA (MOLINOS SAG). 2.1 Introducción. 2.2 Descripción del circuito de molienda primaria. 2.3 Principales equipos del área de molienda primaria (nombre diferentes tipos, marcas y características de molinos). Desarrollo de los principales equipos (molino SAG, zarandas, alimentadores, fajas transportadoras, bombas).

3.

MOLIENDA SECUNDARIA Y CLASIFICACIÓN (MOLINOS DE BOLAS). 3.1 Introducción. 3.2 Descripción del circuito de molienda secundaria. 3.3 Principales equipos del área de molienda secundaria (nombre diferentes tipos, marcas y características de molinos de bolas). Desarrollo de los principales equipos (molino de bolas, bombas, hidrociclones, etc.).

4.

CHANCADO DE PEBBLES. 4.1 Introducción. 4.2 Descripción del circuito de chancado de Pebbles. 4.3 Principales equipos del área de chancado de pebbles (nombre diferentes tipos, marcas y características de chancadores de pebbles). Desarrollo de los principales equipos (fajas transportadoras, chandador de pebbles, alimentadores, etc.)

5. 6. 7. 8. 9.

VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE MOLIENDA. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE MOLIENDA. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES Y DE MANTENIMIENTO. MANTENIMIENTO. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE MOLIENDA. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS

CAPITULO III: FLOTACIÓN DE MINERALES

1.

FUNDAMENTOS DE FLOTACIÓN DE MINERALES. 1.1 Introducción. 1.2 Mineral y Mena. 1.3 Partículas y granos. 1.4 Liberación y grado de liberación del mineral. 1.5 Porcentaje de sólidos. 1.6 El agua y el pH. 1.7 El proceso de flotación colectiva y selectiva. 1.8. Reactivos de flotación. 1.9 Tipos de flotación. 1.10 Circuitos de flotación.

2.

FLOTACIÓN ROUGHER. 2.1 Introducción. 2.2 Descripción del circuito de flotación Rougher.

3.

FLOTACIÓN SCAVENGER. 3.1 Introducción. 3.2 Descripción del circuito de flotación Scavenger.

4.

FLOTACIÓN CLEANER. 4.1 Introducción. 4.2 Descripción del circuito de flotación Cleaner.

5. 6. 7. 8. 9. 10.

PRINCIPALES EQUIPOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN. VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE FLOTACIÓN COLECTIVA Y SELECTIVA. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN COLECTIVA Y SELECTIVA. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES Y DE MANTENIMIENTO. MANTENIMIENTO. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN COLECTIVA Y SELECTIVA. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE.


CAPITULO IV: ESPESAMIENTO Y FILTRACIÓN DE MINERALES

1.

FUNDAMENTOS DE ESPESAMIENTO ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE MINERALES. 1.1 Introducción. 1.2 Principio de Auto Dilución. 1.3 Coagulación. 1.4 Floculación. 1.5. Reactivos. 1.6 Circuitos de espesamiento.

2.

ESPESAMIENTO DE MINERALES. 2.1 Introducción. 2.2 Descripción del circuito de espesamiento. 2.3 Principales equipos del circuito de espesamiento (nombre diferentes tipos, marcas y características de espesadores). Desarrollo de los principales equipos (espesadores, clarificadores, bombas). bombas).

3.

FILTRADO DE CONCENTRADO. 3.1 Introducción. 3.2 Descripción del circuito de filtrado de concentrado. 3.3 Principales equipos del circuito de filtrado de concentrado. Desarrollo de los principales equipos (filtros, bombas, fajas transportadoras).

4. 6. 7. 8. 9.

VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE ESPESAMIENTO ESPESAMIENTO Y FILTRADO. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE.


CAPITULO V: ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES

1.

FUNDAMENTOS DE ESPESAMIENTO ESPESAMIENTO Y DISPOCISIÓN DE RELAVES. 1.1 Introducción. 1.2 Coagulación. 1.3 Floculación. 1.4 Sedimentación. 1.5 Reactivos. 1.6 Flujo másico. 1.7 Porcentaje de sólidos. 1.8 Bombas.

2.

ESPESAMIENTO DE RELAVES. 2.1 Introducción. 2.2 Descripción del circuito de espesamiento de relaves. 2.3 Principales equipos del circuito de espesamiento de relaves (nombre diferentes tipos, marcas y características de espesadores). Desarrollo de los principales equipos (espesadores, bombas).

3.

TRANSPORTE DE RELAVES. 3.1 Introducción. 3.2 Descripción del transporte de relaves y disposición de relaves. 3.3 Principales equipos para el transporte de relaves (bombas).

4.

VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE ESPESAMIENTO ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE ESPESAMIENTO ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE.

6. 7. 8. 9.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CAPITULO I: CHANCADO DE MINERALES. 1. FUNDAMENTOS DE CHANCADO DE MINERALES. 1.1

Introducción.

El área de chancado primario, es considerada para algunas mineras, como la última etapa del proceso de minado; y para otras, la primera etapa de la planta concentradora. En esta área para cualquiera de los dos casos, se continúa con el proceso de fragmentación de la roca, a fin de poder lograr un producto de menores dimensiones, homogéneo o heterogéneo en su tamaño de partícula (dependiendo del siguiente siguiente proceso), y que puede ser transportado a través de fajas o correas transportadoras hacia los siguientes procesos y operaciones. En esta área encontramos instalaciones y equipos, en la actualidad automatizados, que permiten el procesamiento de mineral a grandes capacidades, estos equipos, serán dimensionados, de acuerdo a la producción que se desea procesar, como por ejemplo en la gran minería, las áreas de chancado primario pueden procesar de 4500 t/h a 5500 t/h, lo que nos da una producción diaria de 108000 toneladas a 132000 toneladas de mineral. En este capítulo, desarrollaremos los conceptos generales que deben conocer para los procesos y operación del área de chancado, así como la descripción de los diferentes circuitos de producción, principales equipos, las variables de proceso y parámetros de control, los principales problemas operativos, las principales tareas operacionales y de mantenimiento, cálculos y consideraciones de seguridad y medio ambiente del área, que le serán útiles para el entendimiento y desarrollo de los siguientes módulos de capacitación, así como para el conocimiento y desenvolvimiento durante las operaciones del área de chancado primario. 1.2

Conminución de minerales.

Conminución es un término general utilizado para nombrar la reducción de tamaño tamaño de un mineral y que puede ser aplicado sin importar el mecanismo (chancado o molienda) que se emplee para su fragmentación y reducción. Otro conceptos que podemos nombrar, es que la conminución es el grado de reducción de tamaño tamaño que alcanzan los minerales al ser sometidos a la energía producida por equipos mecánicos como chancadores y molinos.

MÁQUINA DE CONMINUCIÓN

MINERAL GRUESO

MINERAL FINO ENERGÍA

Figura 1. Representación e !a C"n#inución. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La importancia de la conminución radica en que es por medio de esta operación metalúrgica unitaria que se logra la separación de los minerales valiosos (mena) del material estéril (ganga) que los acompaña, de este modo las partículas de mineral valioso pueden ser liberadas para las etapas posteriores de concentración. Para lograr esta reducción de tamaño se necesita entregar energía al proceso (Kw/t), por lo tanto esta energía específica se convierte en un parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto en cada etapa de Conminución. Partícula grande + Energía → Partículas pequeñas + sonido + calor 1.2.1 Mecanismos de la conminución. Para establecer los mecanismos de la conminución de minerales, se debe tener en cuenta las siguientes consideraciones: •

Los minerales poseen estructuras cristalinas y sus uniones se deben a diferentes tipos de enlace químicos o fuerzas físicas. Estos pueden ser rotos mediante la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión.

•

Desintegrar una partícula necesita menos energía que lo que se indica según teoría, esto debido a que todos los minerales presentan fallas o grietas que facilitan esta acción. Estas grietas se han podido formar durante el proceso de formación del mineral, durante el proceso de minado o incluso en el manejo previo del mineral a la etapa de conminución.

•

Las fallas son sitios en que se concentran los esfuerzos aplicados, que al ser aumentados causan su propagación y con ello la desintegración de la partícula.

•

Cuando la fractura ocurre, la energía almacenada se puede transformar en energía libre superficial, que es la energía potencial de los átomos en estas superficies creadas. Estas superficies frescas son entonces más reactivas y aptas para la acción de los reactivos de flotación.

De ahí que, los mecanismos que están presentes en un evento de conminución son: A. La Fractura. B. El Astillamiento. C. La Abrasión.

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS A. La Fractura. Es la fragmentación del mineral en varias partes debido a un proceso de deformación no homogénea. Los métodos de aplicar fractura en un mineral son: Compresión, Impacto y Fricción. •

Compresión: La compresión es un proceso mecánico que consiste en someter al mineral a la acción de dos fuerzas opuestas para producir la fragmentación y disminución de tamaño del mineral. Producto de esta fragmentación, se producen pocas partículas de tamaños similares.

Figura $. Mecanis#" e %ractura p"r c"#presión.

La aplicación de esfuerzos de compresión es lenta. Normalmente se produce en máquinas de chancado en que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas. La cantidad de material fino se puede disminuir reduciendo el área de contacto utilizando superficies corrugadas.

Figura &. '"nas e C"#presión en un C(anca"r Pri#ari" )irat"ri".


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS •

Impacto: El impacto es el choque o colisión entre dos partículas que puede ser el mineral con mineral, mineral con las paredes del equipo o mineral contra bolas de acero, como se da por ejemplo en los molinos de bolas. También se puede definir al impacto como la aplicación de esfuerzos de tracción a alta velocidad, de esta manera la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto, normalmente, es muy similar en forma y tamaño.

Figura *. Mecanis#" e %ractura p"r i#pact".

•

Fricción: La fricción ocurre cuando se realiza un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos de compresión y de impacto, este sucede al frotar o rozar las partículas con otras entre sí o contra medios de molienda o revestimientos del equipo, produciendo la fractura del mineral por abrasión, generando 2 fracciones de tamaño. Una gruesa de tamaño similar al original y otra de tamaño muy fino con respecto al original.

Figura +. Mecanis#" e %ractura p"r %ricción.

Este mecanismo se realiza a una velocidad más o menos constante dependiendo de la dureza del mineral y de las condiciones del proceso, caracterizándose los minerales más blandos de ser más susceptibles a este mecanismo. B. El Astillamiento. El astillamiento es el desprendimiento abrupto de astillas (pequeñas partículas) de los bordes o cantos de un mineral, ocurrida por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula.


Página | 4

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS C. Abrasión. La abrasión ocurre cuando el esfuerzo de fricción (cizalle) se concentra en la superficie de la partícula, produciendo desgaste en la superficie del mineral. Un resultado análogo a la fricción, es el descantillado, el que consiste en el desprendimiento de todas las esquinas y cantos de las partículas. Esto se debe a la aplicación de esfuerzos tangenciales, que no son suficientes para fracturar la partícula completa. Abrasión y descantillado suelen agruparse como un solo mecanismo llamado atricción. En el chancador ocurre una combinación de compresión y atricción generándose por lo tanto mucho material fino. 1.2.2 Relación entre los mecanismos de la conminución. En la siguiente tabla, podemos observar los mecanismos de fractura que se dan en los equipos de conminución utilizados en plantas para tratamiento de minerales. Tipo de carga aplicada

Mecanismo de fractura

Distribución de tamaño de partícula. Partículas gruesas y algunos finos. Partículas homogéneas.

Compresión

Compresión.

Impacto

Estallido por fuerzas de tracción aplicadas a alta velocidad Abrasión por esfuerzo cortante Finos y gruesos. superficial

Fricción

Ta,!a 1. Mecanis#"s e c"n#inución en e-uip"s e p!antas #ineras.

Figura . Energ/a re-ueria en !"s pr"ces"s e c"n#inución. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Figura 0. Cantia S Ta#a2" e part/cu!a

1.2.3 Tipos de equipos de reducción de tamaño en base a los principios de fractura

Figura 3. E-uip"s para reucción e ta#a2" e #inera!es


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.3

Leyes de la conminución.

A través de los años, se han ido proponiendo postulados sobre el proceso de conminución y sobre la energía necesaria para que esta se produzca, de los cuales podemos destacar los siguientes: • • •

Postulado de Rittinger (Primera Ley de la Conminución). Postulado de Kick (Segunda Ley de la Conminución). Postulado de Bond (Tercera Ley de la Conminución).

1.3.1 Postulado de Rittinger (Primera Ley de la Conminución). Esta ley enunciada en el año 1867 por Von Rittinger, establece que “la energía específica consumida en la reducción del tamaño de un sólidos, es directamente proporcional a la nueva superficie específica creada”. Este postulado considera solamente la energía necesaria para producir la ruptura de los cuerpos solidos ideales (homogéneos, isotrópicos y sin fallas), una vez que el material ha alcanzado su deformación crítica o límite de ruptura. De estas definiciones podemos proponer la siguiente relación.

Dónde:

1    1     P80 F80

ER= Energía especifica de conminación (kWh/ton). KR= Constante de Rittinger. P80=Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto F80= Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación El postulado de Rittinger carece de suficiente respaldo experimental, sin embargo, se ha demostrado de manera práctica que esta teoría funciona mejor para la fracturación de partículas gruesas, como se puede dar en la etapa de chancado del material. 1.3.2 Postulado de Kick (Segunda Ley de La Conminución). En el año 1874, Kirpichev y posteriormente en 1885, Kick, propusieron independientemente una segunda teoría, conocida como postulado de Kick; en ella se establece, que “La energía requerida para producir cambios análogos en el tamaño de cuerpos geométricamente similares, es proporcional al volumen de estos cuerpos” . Esto significa que “iguales cantidades de energía producirán cambios geométricos en el tamaño de un sólido”.


Página | 7

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Kick consideró que la energía utilizada en la fractura de un cuerpo sólido ideal (homogéneo, isotrópico y sin fallas), era sólo aquella necesaria para deformar el sólido hasta su límite de ruptura; despreciando la energía adicional para producir la ruptura del mismo. Así mismo, por ejemplo, si para romper un cuerpo en dos partes equivalentes necesitamos una unidad de energía, entonces para quebrar estas dos unidades en cuatro, se necesitará otra unidad más de energía y así sucesivamente. Dónde:

    F80 P80  EK = Energía específica de conminución (kWh/ton). KK = Constante de Kick. P80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto. F80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación. Aun cuando el postulado de Kick (al igual que el de Rittinger) carece de suficiente respaldo experimental, se ha demostrado en la práctica que su aplicación funciona mejor para el caso de la molienda de partículas finas. 1.3.3 Postulado de Bond (Tercera Ley de la Conminución). Como los postulados de Rittinger y Kick, no satisfacían todos los resultados experimentalmente observados en la práctica, y como se necesitaba en la industria de una norma estándar para clasificar los materiales según su respuesta a la conminución, Bond postuló en 1952 una ley empírica que se denominó la tercera ley de la conminución. Dicha teoría puede enunciarse como sigue: “La energía consumida para reducir el tamaño 80% de un material, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño 80%; siendo este último igual a la abertura del tamiz (en micrones) que deja pasar el 80% en peso de partículas” . Fred Bond definió el parámetro KB en función del Work Index, WI (Índice de trabajo del material), que corresponde al trabajo total (expresado en kWh/t.corta), necesario para reducir una tonelada corta de material desde un tamaño teóricamente infinito hasta partículas que en un 80% sean inferiores a 100 micrones (dp=100µm; o sea, aproximadamente 67% -200 mallas). Dónde:

  10   √ P180   √ F180

W = Word Index (kWh/ton). Wi = Consumo específico de energía, kWh/t molida. P80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto. F80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación.


Página | 8

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El parámetro Wi depende tanto del material (resistencia a la conminución) como del equipo de conminución utilizado; debiendo de ser determinado experimentalmente para cada aplicación requerida. Durante el desarrollo de su tercera teoría de la conminución, Bond consideró que nos exístian rocas ideales ni iguales en forma, y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas. La correlación empírica efectuada por Bond, de varios miles de pruebas estándar de laboratorio con datos operacionales de planta, le permitieron ganar ventaja con respecto a la controversia Kick-Rittinger, haciendo que su teoría funcionara tanto para chancado como para molienda, con un error promedio de estimación del ± 20 %, para la mayoría de los casos estudiados por Bond. En la siguiente tabla, se muestra algunos valores típicos aproximados del Wi para algunos materiales. Material Todos los materiales Barita Basalto Clinker de cemento Arcilla Carbón mineral Mineral de cobre Dolomita Esmeril Feldespato Galena

Wi (kWh/ton) 15.19 6.86 22.45 14.84 7.81 12.51 14.44 12.44 64.00 12.84 10.68

Material Vidrio Mineral de oro Granito Mineral de hierro Mineral de plomo Caliza Mica Lutita petrolífera Roca fosfatada Cuarzo Taconita

Wi (kWh/ton) 3.39 16.31 15.83 16.98 12.54 12.77 148.00 19.91 11.14 14.05 16.36

Ta,!a $. a!"res t/pic"s e 4i

El Word index en la etapa de chancado y molienda, se determina a través de ensayos de laboratorio, que son específicos para cada etapa (chancado, molienda de bolas). Estos ensayos entregan los parámetros experimentales, respectivos de cada material, los que se utilizan en las ecuaciones respectivas, que se indican a continuación. •

Etapa de chancado:

  2.59   Dónde: Wi = Word Index (kWh/t corta). Kc = Esfuerzo de impacto aplicado, necesario para fracturar el material (lb-pie/pulg espesor roca). ρs = Gravedad específica del sólido.


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Etapa de molienda de bolas:

 

44.5 ".#$  10    10   ".$& %"" ! √ P80 √ F80

Dónde: P100 = Abertura en micrones de malla que tiene un 100% pasante del producto. Gbp = Indice de moliendabilidad del material en molino de bolas [g/rev]. Se define como la cantidad de material que es menor que un cierto tamaño de corte producido por revolución del molino. Durante el desarrollo de su tercera teoría de la conminución, Bond consideró que no existían rocas ideales ni iguales en forma y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas. En el proceso de conminución, es fundamental conocer la relación entre la energía aplicada para la fractura de las partículas y el tamaño de las partículas obtenido. Se ha podido establecer que en este proceso la mayor parte de la energía se pierde por efecto del funcionamiento de los equipos en los cuales se produce la reducción de tamaño (trituradoras y molinos). En el proceso de molienda sólo el 1% de la energía aplicada es utilizada en la fractura de las partículas.

Figura 5. C"nsu#" e energ/a seg6n e! ta#a2" e reucción Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Dureza de mineral.

En general se denomina dureza a la resistencia que opone un material a ser deformado permanentemente por otro material que presiona sobre su superficie. Dicho de otra manera, la dureza es una forma de evaluar la resistencia que presenta un material a una fuerza sin romperse. Mientras más “duro” es un mineral, más difícil de reducir de tamaño es y mayor será el tiempo y energía necesaria para reducirlo de tamaño. •

Caracterización geológica: En este aplicación, la dureza es la resistencia que opone un mineral a ser rayado por otro, es decir a la hendidura que puede sufrir un mineral en su superficie, producido por la acción de otro, esta definición genera la escala de dureza de Mohs definida por Friedrich Mohs en 1824.

Dureza

Mineral

Se raya con

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

Talco Yeso Calcita Fluorita Apatita Feldespato Cuarzo Topacio Corindón Diamante

Se puede rayar fácilmente con la uña. Se puede rayar con la uña con más dificultad. Se puede rayar con una moneda de cobre. Se puede rayar con un cuchillo de acero. Se puede rayar difícilmente con un cuchillo. Se puede rayar con una lija para él acero. Raya el vidrio. Rayado con herramientas de carburo de Wolframio. Rayado con herramientas de carburo de Silicio. El más duro, no se altera con nada excepto otro diamante.

Composición química

Mg3Si4O10 (OH)2 CaSO 4.2H2O CaCO 3 CaF 2 Ca5(PO4)3(OH-,Cl-,F-) KAlSi 3O8 SiO2 Al 2SiO4(OH-,F-) 2 Al 2O3 C

Ta,!a &. Esca!a e ure7a e M"(s.

En cuanto a los minerales que ingresan a los equipos de conminución, podemos indicar que mientras más duro es el mineral, mayor será el tiempo que toma su reducción de tamaño, por esto, para un flujo de alimentación constante, el volumen de la carga aumentará junto con la dureza del mineral y por ser un mineral más duro, consumirá más energía por tonelada de mineral fresco. El tamaño de las partículas del producto depende de la dureza del mineral. Si el mineral es más duro (el índice de trabajo del mineral aumenta), y el producto se hace más grueso debido a que la velocidad de fragmentación disminuye. La reducción de un mineral duro se realizara principalmente por fricción, mientras que en el caso de minerales blandos la reducción es principalmente por compresión e impacto. Si consideramos por ejemplo, la molienda en molinos SAG, el producto será más fino cuando el mineral es duro, y se producirá más material de tamaño crítico debido a la acción de la rejilla de descarga. Con el fin de mantener la calidad de molienda o para prevenir una posible sobrecarga se debe reducir el tonelaje. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Figura 18.

e!"cia e ruptura S. Ta#a2" e part/cu!a

En la siguiente tabla, se muestra la dureza en la escala de Mohs, de algunos minerales de cobre: Composición química

Dureza (Escala de Mohs)

Calcosina

Cu2S

2.5 a 3

Covelita

CuS

1.5 a 2

Calcopirita

CuFeS2

3.5 a 4

Atacamita

Cu2Cl(OH)3

3 a 3.5

Calcantita

Cu(SO4).5H2O

2.5

Cu5FeS4

3

Mineral

Bornita

Imagen

Ta,!a *. Esca!a e ure7a e M"(s para #inera!es e C",re.


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Gravedad específica (Specific Gravity SG).

La gravedad específica es la relación de la densidad de una sustancia respecto de la densidad de otra que se toma como referencia. Ambas densidades se expresan en las mismas unidades y en iguales condiciones de temperatura y presión, si la presión y la temperatura son diferentes, entonces las densidades van a cambiar. La densidad relativa es adimensional (sin unidades), ya que queda definida como el cociente de dos densidades. Entonces, se tiene:

'   Dónde: SG ρ ρo

= = =

Gravedad específica o densidad relativa. Densidad de la sustancia. Densidad de la sustancia relativa.

Para los líquidos y los sólidos, la densidad relativa habitual es la del agua líquida a la presión de 1 atmosfera y la temperatura de 4 °C; en estas condiciones la densidad absoluta del agua es de 1000 Kgr/m3. 1.6

Granulometría del mineral.

La forma más usual de determinar los tamaños de un conjunto de partículas es mediante el análisis granulométrico por una serie de tamices (mallas). Por medio de estos, podemos agrupar partículas de un mismo tamaño. 1.6.1 Análisis granulométrico. El método más común para determinar el tamaño de las partículas es el tamizaje. Un tamiz o malla, consiste en una superficie con perforaciones uniformes (malla). El tamaño de un tamiz está dado por el ancho de las aberturas o por el número de aberturas por pulgada lineal (2.54 cm) que contenga. Por ejemplo el tamiz correspondiente a la malla N° 65, se refiere a que este tamiz contiene 65 aberturas en una pulgada lineal, en el caso de la malla N° 200, contiene 200 aberturas por una pulgada lineal. El tamaño de las partículas se expresa normalmente con respecto al tamaño de malla o en micrones. Un micrón es la milésima parte de un milímetro (la abreviación de un micrón es µm). Por ejemplo para la serie Tyler, cada abertura en una malla N° 65 mide 212 µm, lo que considera el número de aberturas y el grosor del alambre en una pulgada. Cada abertura en una malla 200 mide 75 µm y para la malla 5, cada abertura mide 4000 µm, como se muestra en la siguiente figura: Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Figura 11.

E9e#p!" e a,ertura e !a serie T:!er.

El tamizado es uno de los métodos más comunes, utilizados en la mayoría de las plantas de procesamiento de minerales, para monitorear el tamaño de las partículas, con el fin de evaluar la eficiencia de los circuitos. Por ejemplo: Si el 80% de las partículas de una muestra pasan a través de la malla 200, se dirá que el tamaño de las partículas es 80 % bajo la malla 200, o 80 % menos malla 200 (-200m o 80% -75µm). Si el 80% de las partículas de una muestra no pasan a través de la malla 200, es decir quedan retenidas, se dirá que el tamaño de las partículas es 80% sobre la malla 200, o 80% más malla 200 (+200m o 80 % +75µm).

Figura 1$.


Operación e Ta#i7a".

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Figura 1&.

Serie e ta#ices T:!er.

La forma práctica de realizar un análisis granulométrico, es tomar una serie de tamices uno sobre otro, y hacer pasar e mineral a través de ellos, considerando el peso del material retenido por cada malla, luego se construye una tabla donde en la primera columna se presenta el número de la malla (i), en la segunda columna las aberturas de la malla (di) en micrones. La tercera columna corresponde al peso retenido en cada malla (mi), la cuarta columna corresponde a los porcentajes en peso del material retenido en cada malla (fi %), la quinta columna representa los porcentajes en peso acumulado (Ri %) y la sexta columna los porcentajes acumulados pasantes (Fi %). Cada fila representa los datos obtenidos para un tamiz de abertura (di). En este arreglo se cumplen las siguientes relaciones:

,-1

()*+ +1


. 100/( 2

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Para la misma malla, cálculo del porcentaje acumulado Ri:

+

3+)  1 - 2--  +. 1

Para la misma malla, cálculo del porcentaje passing (Fi): n+1

Fi =

) f = 100-R j

i

j=i+1

Ejemplo: A continuación, desarrollaremos un ejemplo de un análisis granulométrico a una muestra de la alimentación a la batería de ciclones # 1 de una planta concentradora, considerando un % de sólidos de 49.30%. Malla Ty N°(i) 2" 1 1/2" 1 1/4" 1" 3/4" 1/2" 7/16" 3 4 6 8 10 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 325 400 -400 P. Total

Abertura micrones (di) 50800 38100 31750 25400

Peso Retenido gramos (mi) 0.0 0.0 0.0 0.0

%Retenido parcial (fi %)

%Retenido acumulado (Ri%)

%Pasante Acumulado (Fi%)

19050 12700 11176 6700 4750 3350 2360 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 45 37

25.2 72.5 5.7 165.4 145.3 202.8 241.8 77.9 438.7 342.2 435.5 555.4 670.6 549.6 388.3 292.8 214.3 200.5 91.8 64.2 1524.3 6705.0

0.3758

0.3758

99.6242

(M)

Ta,!a +. E9e#p!" e an;!isis granu!"#

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De la tabla anterior a modo de ejemplo, desarrollaremos la fila correspondiente a la malla ¾”, usted debe de continuar con el desarrollo de esta: Para la malla I = 3/4”, cálculo del porcentaje retenido parcial fi.

25.2 :  0.;58 < 6 100/705 +

3+)  0 - 0 - 0 - 0.; 58  0.; 58 < 1

>?% Fi =

) =  100 0.;58  99.242 <

=@6?%

El perfil granulométrico, es graficar en un papel de escala doble logarítmica el porcentaje (%) pasante acumulado del material contra la abertura de la malla en micrones. 1.6.2 Tamaño D80. Se define el tamaño D80, como la abertura de malla a través de la cual pasaría el 80% en peso del material. El tamaño D80 se denomina F80 cuando se refiere a la alimentación, P80 cuando se refiere al Producto y T80 cuando se refiere a un tamaño de transferencia.

Figura 1*.


Representación e! D38.

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Figura 1+.

1.7

Deter#inación e! D38.

Consumo de energía específica.

La energía consumida en los procesos de conminución se encuentra directamente relacionada con el grado de reducción de tamaño alcanzado por las partículas de mineral. El consumo de energía relaciona la potencia consumida con el tonelaje tratado. Cuando la partícula es grande, la energía consumida 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 tienen que ser grandes y estructuralmente fuertes. En chancado primario el consumo de energía es menor que en las demás etapas como podemos observar en la figura a continuación:

Figura 1.

C"nsu#" e energ/a espec/%ic" en circuit"s e C(anca".


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Circuitos convencionales del área de chancado

Los circuitos de chancado está determinado por las operaciones de plantas de chancadomolienda, el valor de la eficiencia se va a lograr con el producto fino obtenido al termino del proceso, típicamente está basado bajo 100 micrones equivalente a malla 150. Normalmente el número de etapas de chancado se puede reducir dependiendo del tamaño de la alimentación que requiera la siguiente etapa de conminución, que es la molienda. •

Circuito típico de tres etapas de chancado alimentado a un molino de bolas:

Figura 10.

•

Circuit" t/pic" 1.

Circuito típico de una etapa de chancado primario, dos etapas de molienda y una etapa de chancado de pebbles.

Figura 13.

Circuit" t/pic" $.

Ejercicio: De la figura Nro. 17 y 18, describa el proceso de manera secuencial, el proceso del mineral. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2. CHANCADO PRIMARIO. 2.1

Introducción.

El área de chancado primario, tiene por objetivo reducir el tamaño del mineral (run of mine ROM) proveniente de mina, a un tamaño que pueda ser fácilmente transportado a una capacidad constante por fajas de transferencia y alimentar a la siguiente etapa, que puede ser de chancado secundario o molienda SAG.

Figura 15.

2.2

Diagra#a e F!u9" e! ;rea e C(anca" Pri#ari".

Descripción del área de chancado Primario.

El chancado primario es la primera etapa de operación de la concentradora, sin embargo, es en realidad la segunda etapa de conminución posterior al minado. La función del circuito de chancado primario consiste en reducir el tamaño de mineral (ROM) proveniente de la mina de un tamaño de alimentación F80 promedio de 15” (380mm) hasta un tamaño de producto P80 de 6” a 8” (152 a 203 mm) y transportarlo hasta una ruma de gruesos, que en adelante llamaremos stock pile.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El rango y distribución granulométrica de tamaños de partícula dependerá principalmente de la composición mineralógica del mineral y del proceso de voladura, siendo esta última operación la que determina la adecuada fragmentación del mineral. El mineral ROM es transportado por camiones de alto tonelaje (Ejemplo el Caterpillar 795F AC de 345 T. a él Belaz 75710 de 490 T.), hacia él área de chancado primario y es descargado en tolvas de descarga (dump pocket); y desde aquí hacia las chancadoras, permitiendo que estas trituren el mineral de manera continua minimizando los tiempos de trabajo sin carga o sobrecargas.

Figura $8.

Ca#ión #iner" Caterpi!!ar 05+F c"n un capacia e &*+ T"ne!aas.

El mineral chancado descargado por la chancadora cae por gravedad, a tolvas de compensación (surge pocket); estas generalmente tienen la misma capacidad viva que las tolvas de descarga. Debajo de estas se encuentran instalados alimentadores de placas (apron feeder), o de correas (Belt feeder), estos equipos son los encargados de extraerán el mineral chancado a una velocidad variable pero controlable y transferirlo, a las fajas de mineral grueso o también llamada faja sacrificio, la cual transporta el mineral chancado hasta otra faja transportadora (over land), hasta el stock pile, o hasta algún silo de almacenamiento. En esta área, también podemos encontrar el rompedor de rocas (rock breaker) el cual se usará cuando una roca sobredimensionada descargada a la tolva de descarga y no puede ingresar al área de trituración de la chancadora primaria.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En la tolva de descarga encontramos un sistema supresor de polvo, que tienen la función de evitar el desprendimiento de carga suspendida (polvo), por medio del uso de boquillas atomizadoras de agua, produciendo una neblina de agua, las que evitan la polución en la zona de descarga de los camiones.

Figura $1.

Descarga e #inera! a! C(anca"r Pri#ari".

En caso de que el circuito de chancado primario este fuera de servicio, es posible considerar la descargar en depósitos temporales adyacentes al edificio de chancado, y en momentos en que se interrumpa el acarreo por camiones, será alimentado al circuito por cargadores frontales. El circuito de chancado primario también cuenta con un sistema de control para emisiones de polvo cuya finalidad es minimizar la polución en las zonas de descarga de mineral. Este sistema puede ser por colección o por supresión de polvo. En el caso de colección de polvo , el sistema consiste en un extractor de polvo, que atrapa el polvo desde las zonas de generación de este ubicadas principalmente en las descargas de mineral, las cuales son: zona de descarga del chancador primario, zona de descargar del alimentador de placas o correa, zona de descarga de las fajas transportadoras. Una vez que el polvo es atrapado en las zonas antes mencionadas, pasa a a través de una tubería hasta un filtro de mangas, ubicado antes del extractor, produciendo que en este se retenga el polvo y salga aire limpio al medio, el polvo retenido, luego es devuelto al proceso, por lo general al sistema de fajas transportadoras. En el caso de la suspensión de polvo, el sistema consiste en la instalación de boquillas atomizadoras de agua, ubicadas en los puntos de generación de polvo antes vistos, que al rociar agua, evitan la generación de polvo. Ambos sistemas, deben de estar funcionando antes de poner en funcionamiento el área de chancado primario. Para lograr el funcionamiento adecuado de los equipos y poder fragmentar el mineral, este circuito consumirá aire comprimido, lubricantes, materiales consumibles, agua reciclada y energía eléctrica, teniendo otros residuos adicionales a nuestro producto final.


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Principales equipos del área de Chancado Primario.

2.3.1 Pica Rocas (Rock Breaker). El Pica Rocas, es un equipo hidráulico que se encuentra ubicado en la parte superior de la tolva de descarga de la chancadora primaria. Este equipo consta principalmente de un brazo articulado, montado sobre una tornamesa (permitiendo los movimientos laterales), un cilindro hidráulico (accionamiento oscilante) y un martillo hidráulico de impacto para fracturar el mineral sobredimensionado.

Figura $$.

Partes principa!es e! Pica R"cas =R"c> ?rea>er@.

Cuando el pistón golpea la parte superior del Tool (útil), envía una onda de tensión compresiva hacia la parte inferior del extremo en funcionamiento del Tool. Si el Tool se encuentra en contacto con una roca, esta energía/fuerza (onda de tensión compresiva) viaja por fuera del Tool, en forma directa hacia la roca y la fractura. Inmediatamente después de la onda de tensión compresiva inicial, se forma una onda de tensión entre la roca y el Tool, que viaja nuevamente hacia la parte superior del Tool, y que “hace rebotar” al pistón hacia fuera de la parte superior del Tool. Este ciclo de fuerzas compresivas y de tensión que se manifiestan seguidamente y en forma descendente a través del Tool se repite con cada golpe del martillo. Cualquier proceso que interfiera con la fuerza del flujo de las ondas de tensión compresiva durante operaciones como un movimiento percutor o el apalancamiento (efecto de palanca) con el Tool del Pica Ricas, puede reducir el rendimiento del Pica Rocas en un 80% y provocar fatiga en el Tool.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS No opere el Pica Rocas en forma continua por más de 20 segundos. Se generará un calor excesivo y esto podría abrir el extremo de la herramienta del Pica Rocas. Si la roca no muestra signos de roturas después de 20 segundos, cambie su posición o la posición del Pica Rocas. Si la temperatura de trabajo alcanza niveles elevados, esto reducirá la energía de la fractura. Cuando la temperatura del aceite hidráulico exceda los 70°C (158°F) detenga el Pica Rocas. Cuando trabaje con rocas grandes, comience por el borde y continúe hacia el centro, rompiendo pequeños fragmentos por vez. Aplicar la fuerza de rompimiento a lo largo de los defectos y las vetas naturales de la roca asimismo facilita la fractura.

Figura $&.

Us" aecua" e! Pica R"cas.

2.3.2 Chancadora Primaria. Es un equipo mecánico, accionado por un motor eléctrico, de tipo giratorio, empleado para la reducción del mineral proveniente de mina.

Figura $*.

C(anca"ras pri#arias a !a i7-uiera C(anca"ra e 8B  11&B #arca FLSMIDT a !a i7-uiera C(anca"ra &B  35B #arca TSSENRUPP.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las dimensiones de una chancadora giratoria se especifican de la siguiente manera: 54” x 75”, 60” x 113”, 60” x 110”, 63” x 89”, donde el primer número se refiere a la abertura máxima en pulgadas en la alimentación a la chancadora, el segundo número es el diámetro en pulgadas del manto inferior.

Figura $+.

Di#ensi"nes e !as C(anca"ras.

La reducción del tamaño del mineral, producido por la chancadora primaria, se debe al movimiento excéntrico realizado por el eje principal (main shaft) dentro de la cámara de chancado. Cuando la chancadora es alimentada con mineral ROM, el eje principal se acerca y aleja secuencialmente de las paredes (cóncavos) de la cámara de chancado, generando un movimiento excéntrico. Conforme la carga se acerca a los cóncavos (paredes de la cámara de chancado), el mineral queda atrapado entre éstos y el manto y los trozos de mineral se fracturan y posteriormente se rompen. A medida que la carga se aleja de los cóncavos, el mineral triturado cae en la abertura hacia la tolva de compensación. El movimiento excéntrico del eje principal se muestra a continuación.


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Figura $.

M"Gi#ient" e! e9e principa! e !a c(anca"ra.

El movimiento excéntrico del eje principal, se logra por la parte excéntrica de la chancadora, la cual es accionada por la corona (dientes en forma de espiral) en el sistema de transmisión. Para ello el motor se acopla directamente al contra-eje de la chancadora, que le transmite el movimiento rotatorio a la excéntrica por medio del conjunto piñón corona. •

Partes principales de la chancadora. Las partes más importantes de una Chancadora Primaria son: 1. Hidroset. 2. Engranaje cónico. 3. Eje principal o poste. 4. Cóncavas. 5. Manto. 6. Araña. 7. Protector de la araña. 8. Gorro de la araña. 9. Carcasa superior. 10. Carcasa intermedia. 11. Carcasa inferior. 12. Contraeje. 13. Piñón. 14. Conjunto de la excéntrica.

Figura $0.

Partes principa!es e !a C(anca"ra Pri#aria


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Ajuste del setting El ajuste del tamaño del producto de la chancadora, es normalmente medido por el lado abierto (OSS: Open Side Setting) entre el manto y el cóncavo. Este espacio se abre y se cierra de una manera eficaz alrededor del perímetro del manto. El manto se eleva o se baja a fin de cambiar el ajuste del setting de la chancadora para variar el tamaño del producto chancado o para despejar algún atoro en la chancadora. Cuando el manto se mueve hacia arriba el espacio entre el manto y los cóncavos de la chancadora disminuye (CSS: ajuste del lado cerrado) y cuando el manto se mueve hacia abajo el espacio entre el manto y los cóncavos de la chancadora aumenta (OSS: ajuste de lado abierto). El ajuste del lado abierto de la chancadora es la variable principal controlable por el operador. Un ajuste mayor aumentará la capacidad de tratamiento, pero también causará un aumento en el tamaño del producto, lo cual puede ocasionar mayor carga circulante en los equipos aguas abajo, que luego puede convertirse en una sección limitante en la producción total de la concentradora. Este ajuste puede variarse para producir el producto más fino posible mientras se cumplan con los requerimientos de la capacidad de producción. El CSS es determinado por la diferencia del valor del OSS y la excentricidad, para chancadoras de 60” x 113” el valor es 1 3/4” (44mm).

Figura $3.

A9uste e! !a" a,iert" e !a C(anca"ra Pri#aria =OSS@.

El tamaño de la alimentación del mineral, el contenido de finos, la dureza del mineral, el ajuste del lado abierto de la chancadora, la capacidad de tratamiento y el tamaño del producto, están todos interrelacionados. Las relaciones generales se muestran a continuación Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Ta,!a . Magnitu e ca#,i" e Garia,!es e! #inera! a!i#enta".

El tiempo requerido para descargar un camión, y para que esta descarga sea triturada por la chancadora, es también una consideración importante en la selección del ajuste del lado abierto de la chancadora. La distribución del tamaño de producto de la chancadora se muestra mediante las curvas granulométricas con distintos OSS (Open Side Setting) en la que podemos observar que la cantidad de material fino varía casi imperceptiblemente con la variación del OSS, donde el material fino se considera a las partículas de mineral de menos de 25 mm de tamaño.

Figura $5.

Distri,ución e ta#a2" e! pr"uct" e !a C(anca"ra Pri#aria.


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Sistemas auxiliares de la Chancadora Giratoria.

-

Sistema de ajuste hidráulico: El sistema de ajuste hidráulico efectúa 3 importantes funciones: o

o

o

Sube o baja el manto según se requiera, para ajustar el setting de la chancadora para obtener el tamaño de producto adecuado para la etapa siguiente o para limpiarlo. Absorbe las cargas de impacto con el acumulador hidráulico, a medida que aumenta o disminuye la carga del chancado. Aumenta el OSS cuando un objeto inchancable (metal) pasa por la chancadora.

Antes de subir el manto, el operador debe primero poner en marcha la bomba hidráulica del sistema de ajuste hidráulico y esperar por veinte segundos, accionado sea desde el botón en modo local de la sala de lubricación o desde la sala de control. Se presiona el botón de Subir (Raise) accionándose la válvula de elevación para entregar aceite al pistón hidráulico por medio de la válvula check para levantar el manto. Cuando se suelta el botón, la válvula de elevación regresa a la posición neutral y la válvula check, la cual sostiene en la posición deseada al pistón y el manto.

Figura &8.

Siste#a e a9uste (ir;u!ic".

Al bajar el manto, la bomba hidráulica se apaga. Ya sea en el botón local o en el de la sala de control, se presiona el botón Bajar (Lower) y la válvula de descenso se acciona para retornar el aceite desde el pistón hidráulico hacia el reservorio de aceite. Cuando se suelta el botón, la válvula de descenso vuelve a la posición neutral y el flujo de retorno del aceite al reservorio se detiene.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Absorción de Impacto: Durante el chancado, las fuerzas en el sistema de ajuste hidráulico varían. Para suavizar los efectos de inyecciones de alta presión, el sistema de ajuste hidráulico trabaja con un acumulador. El acumulador es un dispositivo que absorbe las variaciones de presión, básicamente contiene nitrógeno comprimido en una cámara, la cual está separada del aceite mediante un diafragma de goma. •

Sistema de lubricación/enfriamiento. La chancadora primaria cuenta con un sistema de lubricación circulante que incluye un sistema de enfriamiento. El sistema de lubricación suministra aceite lubricante a la bocina de la excéntrica de la chancadora y a los engranajes del accionamiento del contraeje. El sistema de lubricación consiste en un reservorio de aceite (que incluye un interruptor), dos bombas de lubricación (una en operación y otra en standby) y un sistema de filtrado de aceite. La unidad entrega aceite de lubricación a la chancadora primaria pasando por dos enfriadores de aceite de lubricación (37°C a 50°C). El aceite de lubricación retorna al reservorio de aceite desde el sumidero de aceite de la chancadora primaria mediante una tubería de retorno por gravedad. En caso de presentarse una temperatura de retorno de aceite alta, el sistema de control detiene a la chancadora.

Figura &1.

Siste#a e !u,ricación en%ria#ient".


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Sistema de engrase del conjunto de la Araña. La bocina de la araña de la chancadora cuenta con su propio sistema de lubricación de grasa. El sistema de lubricación de la araña consiste de un cilindro de grasa equipado con una bomba de grasa (electro-neumática), además está equipado con una alarma de estado para advertir al operador cuando ocurra una falla general del sistema. Para controlar la frecuencia de lubricación automáticamente, se utiliza un temporizador. Este sistema cuenta con 2 modos de operación: Automático, que es el modo normal de operación y Manual, para llenar las líneas de grasa y lubricar las nuevas bocinas de la araña, luego de un mantenimiento programado del equipo.

Figura &$.

•

Siste#a e !u,ricación e !a Ara2a.

Sistema de indicación de posición del Manto. Se suministra un sistema para monitorear la posición vertical del eje principal. Un sistema típico consiste de un sensor montado sobre un cilindro hidráulico de ajuste, un convertidor generalmente soportado sobre la pared en el exterior de la cámara de descarga de la chancadora y un indicador montado en la sala de control.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La señal del eje principal / posición del manto se utiliza para controlar el tamaño del producto chancado y para indicar cuando la posición vertical del eje principal / manto causa daño a los componentes de la chancadora. La altura del manto es monitoreada por un elemento de posición ubicado en la parte inferior del pistón de ajuste; la altura se muestra en la sala de control y, opcionalmente, en un indicador local. La altura del manto de la chancadora se muestra en pulgadas y milímetros. Es necesario hacer descender el manto para despejar la chancadora luego de una detención por falla de energía o cuando se tiene presencia de un inchancable. Por lo general, la chancadora no debe ser operado con el manto a menos de 2 pulgadas (50 mm) de su máxima posición de descenso para asegurarse de que le quede algún espacio o distancia mínima de recorrido de descenso disponible para esos efectos y poder proteger los platos del sistema de ajuste hidráulico (hydroset). Esta acción puede ser más riesgosa cuando se ejecuta un cambio de manto y cóncavos a la vez. Asimismo se establece una altura máxima del manto para evitar que colisione con el conjunto de la araña.

Figura &&.

•

Siste#a e p"sici"na#ient" e! Mant".

Sistema de sello de polvo. Es un sistema encargado de crear un sello de aire para evitar el ingreso de partículas a los componentes internos de la excéntrica y el sistema de lubricación de la chancadora durante su operación. Se usa aire para presurizar el área por sobre la excéntrica. Esta área se crea por una zona de cierre llamada cubierta del sello de polvo.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El núcleo se sella contra la cubierta del sello de polvo por un anillo en la parte inferior del núcleo. Este anillo del sello del polvo corre por la periferia de la cubierta del sello de polvo. Al presurizar el área dentro de esta cubierta, se evita que entre polvo y que contamine el sistema de lubricación y la excéntrica. Un sello partido de carbón y teflón se instala en una ranura en el eje principal, encima de su muñón excéntrico. El sello recorre la perforación de la cubierta de polvo y contiene aceite salpicado desde el excéntrico.

Figura &*.

•

Siste#a e Se!!" e P"!G".

Modelos de Chancadoras Primarias. A continuación, se muestra una tabla comparando dos tipos de chancadoras primarias.

Fabricante.

ESPECIFICACIONES DE CHANCADORAS PRIMARIAS THYSSENKRUPP. FLSMIDTH.

Tipo.

Triturados giratorio.

Triturados giratorio.

Modelo.

KB 63” x 89”.

NT 60” x 113”.

Capacidad de diseño

4280 toneladas secas / hora.

4200 a 7500 toneladas / hora.

Dimensiones.

63” x 89” / 1600 x 2260 mm.

60” x 113” / 1525 x 2870 mm.

Abertura del lado abierto (OSS). 7” / 178 mm.

6 – 8” (150 – 200 mm).

Tamaño del producto – F80.

100 – 165 mm.

100 – 165 mm.

Potencia

1000 kW / 1340 HP.

746 kW / 1000 HP.

Ta,!a 0. Especi%icación t

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.3 Alimentador de Placas (Apron Feeder) El alimentador de placas, es un equipo mecánico robusto y compacto, ubicado por debajo de la chancadora primaria de velocidad variable que tiene por función extraer el mineral triturado de la tolva de compensación de la chancadora a una velocidad regular pero ajustable. Este equipo es accionado por un motor eléctrico, o generalmente hidráulico, el que tiene una unidad hidráulica, que hace posible variar la velocidad desde una capacidad cero hasta 100%. El apron feeder es un tipo de transportador que está construido de bandejas metálicas conectadas, las que al juntarse se asemejan a las orugas de un tractor, pero son mucho más anchas. La velocidad del apron feeder es ajustada para igualar a la razón promedio de producción de la chancadora, de tal manera que se mantenga un flujo continuo de mineral para la faja transportadora aguas abajo. •

Partes principales del Apron Feeder.

Figura &+.

Partes principa!es e! Apr"n Feeer.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS -

Motor Hidráulico: El motor hidráulico es un componente del Apron Feeder que va unido al eje motriz, el cual se encarga de hacerlo girar al convertir la energía de presión del aceite en energía mecánica.

-

Bandejas de acero: Las bandejas, conocidas como placas, son las encargadas de soportar el mineral producto del chancado, están hechas de acero al manganeso (ATSM A128 grado C), estas van sujetas a la cadena por medio de pernos. Se debe mantener una cama de material sobre las bandejas en todo momento, para distribuir el impacto de la carga y absorber los impactos, y así prevenir posibles roturas de las bandejas. Durante el funcionamiento del Apron Feeder se debe verificar el estado de los pernos de las bandejas.

-

Rodillos de carga: Los rodillos de carga son los encargados de soportar el peso de las cadenas y las bandejas montadas sobre estas, haciendo que las cadenas se deslicen libremente. Estos rodillos están hechos de acero forjado. Durante el funcionamiento del equipo, los rodillos siempre deben estar libres de acumulación de mineral y girando.

-

Rodillos de retorno: Los rodillos de retorno soportan el peso de las placas cuando estas se encuentran en la parte inferior del apron feeder. El número de estos es menor que los rodillos de carga, estos también están hechos de acero forjado. Durante el funcionamiento del equipo, los rodillos siempre deben estar girando.

-

Cadenas: Las cadenas se encargan de mover las bandejas, las cuales van empernadas a estas; todo esto se da gracias al movimiento de las ruedas sprockets, quienes jalan a las cadenas conforme van girando. El apron feeder cuenta con 2 cadenas. Durante el funcionamiento del equipo la cadena debe ser inspeccionada periódicamente para asegurarse que no se desgaste ni se deforme excesivamente.

-

Unidad Hidráulica de Potencia: La unidad hidráulica de potencia está conformada por un armario de marco de acero con puertas para el aislamiento de ruido, su superficie está tratada para evitar la corrosión. Cuenta con motores eléctricos de alta eficiencia; estos se encargan de accionar las bombas hidráulicas que impulsan el aceite a presión al motor hidráulico. El depósito de aceite está fabricado de acero inoxidable con el fin de evitar la corrosión que puede ocasionar el medio ambiente. 1. Motor eléctrico. 2. Sistema de control. 3. Bombas hidráulicas. 4. Filtro de aceite.

Figura &.

Partes e !a Unia ir;u!ica e P"tencia.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.4 Fajas Transportadoras. Las fajas transportadoras son equipos de transporte de mineral, compuestas por una estructura metálica, poleas ubicadas en los extremos, polines ubicados a lo largo de la estructura que tienen la función de conducir y soportar la faja o cinta, y la faja propiamente dicha. El diseño y configuración de las fajas transportadoras varían significativamente.

Figura &0.

Fa9a Transp"rta"ra e #ateria! grues"

Las fajas transportadoras, reciben la descarga de mineral sobre el segmento de faja en la zona donde se encuentran ubicados sus polines de impacto, amortiguando así los golpes generados por la caída del mineral, y lo transporta hasta la polea de cabeza, apoyada en todo momento sobre los polines de carga. El movimiento de la faja se da gracias a la fricción entre la polea motriz y la faja. La cinta de la faja transportadora esta revestida con caucho y puede estar reforzada con cables de acero en la carcasa o con cordones de material tejido. La faja transportadora es accionada por motores conectados por medio de reductores de engranajes y acoplamientos flexibles a poleas motrices, las cuales por lo general están instaladas en la polea de cabeza. Esta faja transportadora posee motores de inducción de rotor bobinado para proporcionar una carga de tensión controlada sobre la faja para el arranque y parada. La faja de retorno está por debajo de la mesa de la faja transportadora, y está apoyada sobre polines de retorno.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las fajas transportadoras están compuestas principalmente por: • • •

• • •

•

Polea de cabeza: Ubicada en el extremo de descarga de la faja de transferencia. Polea de cola: Que cambia la faja de la dirección de retorno a la dirección de desplazamiento cargado. También puede proporcionar tensión a la faja de alimentación. Polines de carga: Se encargan de soportar y transportar a la faja y al mineral que contiene, estos polines se caracterizan porque tienen una superficie exterior lisa y trabajan con un ángulo de inclinación de 15°. Polines de impacto: Se encargan de absorber los golpes producto de la caída de mineral, estos polines se encuentran recubiertos de discos de goma. Polines de retorno: Se encargan de soportar y transportar la faja en su trayecto de retorno, estos polines están formados con discos de goma. Sistema de tensión: Consiste en un sistema que puede ser un contrapeso, winche o tornillo, que permiten tensar la faja y asegurar el correcto desplazamiento de esta, la elección del tipo del sistema, depende de características estructurales de la faja, así como de la disposición y ubicación de esta. Dispositivos de seguridad de la faja: Sirven para proteger a la faja transportadora de daños en cualquiera de sus componentes, estos dispositivos están conformados por detectores de velocidad (velocidad cero), interruptores de emergencia de cordones de seguridad (pull cord), detectores de desalineamiento (desplazamiento lateral), detector de rotura, y detectores de chute atorado en puntos de descarga. Al activar alguno de estos dispositivos se produce una alarma y se detiene la faja por enclavamiento. Estos dispositivos también tienen la función de proteger al personal que trabaja en las instalaciones de la planta concentradora.

Figura &3.

Partes #;s i#p"rtantes e una %a9a transp"rta"ra.


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Figura &5.

Figura *8.

Figura *1.

I7-uieraH P"sición e %a9a transp"rta"ra  Derec(aH Partes e !a %a9a " cinta.

I7-uieraH U,icación e p"!eas en una %a9a transp"rta"r  Derec(aH Siste#a e tensa".

I7-uieraH P"!ines e i#pact"  Centr"H P"!ines e carga  Derec(aH P"!ines e ret"rn".


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Figura *$.

Figura *&.

Siste#a #"tri7 e una %a9a transp"rta"ra.

Li#pia"res " raspa"res.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.5 Magneto Autolimpiante. Es un equipo que posee un mecanismo autolimpiante y está equipado con un interruptor para detectar un deslizamiento o funcionamiento defectuoso del mecanismo de limpieza del imán; este interruptor detiene el imán por enclavamiento. El magneto es un poderoso separador electromagnético que saca fragmentos metálicos del mineral que están siendo transportado a través de las fajas transportadoras. El magneto va montado directamente sobre la faja en forma perpendicular a ésta. Figura **.

Partes e! #agnet" aut"!i#piante.

Un magneto está compuesto en su interior por una bobina que tiene en su interior un núcleo de hierro, el cual genera un campo magnético que le permite atraer objetos metálicos que son depositados al final en una bandeja metálica. El mecanismo autolimpiante consta de una faja de limpieza accionada por un motor, esta faja se mueve alrededor del imán para descargar los fragmentos de metal del imán. La faja de limpieza se mueve a través de la cara del imán, de forma que cuando un fragmento de metal es retirado del flujo del mineral se adhiere a la faja autolimpiante, la fuerza magnética mantiene el fragmento de metal en contacto con esta faja de manera que el fragmento de metal es transportado hasta el punto de descarga. Este equipo es capaz de retirar minerales magnéticos conocidos como magnetita. A medida que la faja de limpieza se mueve más allá del borde del campo magnético, la fuerza magnética se vuelve más débil, de modo tal que el metal adherido será desprendido

Figura *+.

Principi" e %unci"na#ient" e! #agnet".


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.6 Detector de metales. El detector de metales instalado sobre las fajas transportadoras, tienen la función de detectar metales que puedan estar enterrados muy por debajo del mineral como para ser extraído por él magneto autolimpiante. 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 de transferencia y se recibe debajo de ésta. Figura *.

Principi" e %unci"na#ient" e! etect"r e #eta!es.

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 se detecta algún metal, se activa una alarma luminosa en el tablero del detector de metales, e inmediatamente se detienen los motores de la faja. La sensibilidad del detector de metales es ajustable. Un detector de metales activará una alarma y detendrá la faja de transferencia si detecta algún metal. Esto puede incluir metales no magnéticos tales como el aluminio de las chaquetas de las tolvas de los camiones, dientes de la pala de manganeso o revestimientos de manganeso. El detector de metales consiste de bobinados, los cuales son energizados para establecer un campo magnético a través del cual pasa el flujo de mineral de la faja transportadora. Todo material conductor que pasa a través del campo magnético produce un cambio en el campo el cual es detectado por los componentes del sensor, a fin de generar una alarma y detener faja para permitir el retiro del metal. Cuando la faja es detenida el operador debe localizar y quitar manualmente el metal que hace peligrar la operación. Figura *0.

Ca#p" #agn
El detector opera generando un campo magnético pulsante (el campo magnético primario) que es radiado por la bobina generadora. Este campo genera una señal de salida a las bobinas receptoras. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.7 Balanza (Pesómetro). La balanza es un equipo que monitorea, registra y totaliza el peso del minreal que se trasporta a traves de la faja. Proporciona al operador de sala de control, una lectura instantánea del tonelaje de mineral que está siendo transportado. La balanza también puede usarse para suministrar un punto de ajuste de velocidad para la faja transportadora. El equipo de medición consiste en polines de pesaje y una celda del extensómetro de precisión que detecta el peso que pasa sobre el conjunto. La carga sobre la faja de transferencia es transportada a los polines de pesaje y luego a la celda de carga. La salida de la celda de carga es proporcional al peso en la balanza. La balanza va montada sobre el soporte de acero de la faja de transferencia. El operador debe monitorear si la balanza se encuentra descalibrada cuando está operando la faja transportadora, en vacío ó sin carga. Cada cierto tiempo el personal de instrumentación calibrará esta balanza.

Figura *3.

I7-uieraH C"#p"nentes e una ,a!an7a  Derec(aH Principi" e %unci"na#ient" e una ,a!an7a.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.8 Stock Pile (Pila de almacenamiento). El almacenamiento de minerales en Stock Pile es una forma económica y segura de almacenar grandes cantidades de mineral proveniente del circuito de chancado primario, secundario, terciario o chancado de pebbles. Los Stock Pile se emplean para almacenar el mineral antes de procesarlo. Los Stock Pile se emplean generalmente para el mineral que ya ha pasado por etapa de reducción de tamaño. Los fines de esta etapa son los siguientes: • •

Proveer una capacidad pulmón (de reserva) a plantas aguas abajo. Asegurar un flujo de alimentación continuo, uniforme y controlado a la planta aguas abajo.

Todos los stock pile tienen taludes inclinados; el ángulo de estos taludes es propiedad de los sólidos a granel que se conoce como ángulo de reposo, el cual es de 37°. La extracción del mineral almacenado se puede lograr desde el Stock Pile por gravedad, a través de Apron Feeder ubicados bajo este, y de aquí, se descarga a una faja transportadora. El número, tipo y ubicación de los Apron Feeder, ya sea en línea o en forma perpendicular a la faja transportadora donde se descarga el mineral, dependerá en gran medida del tipo de Stock Pile, de la capacidad total y capacidad viva requerida, del flujo de material requerido, de las propiedades de flujo del mineral a realizar la mezcla o blending y de la tendencia a segregarse del material. •

Componentes del Stock Pile. La mayoría de stock piles tienen seis componentes, los que se muestran en la siguiente figura:

Figura *5.

C"#p"nentes e! St"c> Pi!e.


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Tipos de Stock Pile. Los dos tipos de Stock Pile más usados en la minería son los de tipo cónicos y los de tipo A. o

o

Stock pile cónico: Se forma al descargar material por gravedad desde un punto fijo y su máximo volumen de almacenamiento está dado por la altura máxima del stock pile y el ángulo de reposo que forma el material al ser apilado. Stock pile tipo A: Se forma al descargar material por gravedad, mediante una faja móvil y/o reversible, o mediante un tripper. En este caso, el volumen máximo de almacenamiento depende de la altura máxima del Stock Pile, del ángulo de reposo del material y de la carrera o distancia entre los dos puntos extremos de descarga del material.

Figura +8.

•

Tip"s e St"c> Pi!e.

Capacidad de almacenamiento. Se denomina a la cantidad de mineral que se puede almacenar en una determinada área, está en función al diseño y la densidad aparente de material (ejemplo 1.6t / m3). Es importante distinguir entre la capacidad total y la capacidad viva de almacenamiento en un Stock Pile, para poder determinar las horas de operación de equipos aguas abajo cuando se presente algún problema en el chancado primario. A continuación se describen los conceptos de estas capacidades: o

Capacidad total de almacenamiento: Es la capacidad total de mineral que posee el Stock Pile y se determina multiplicando el volumen máximo de almacenamiento por la densidad aparente promedio del material, dado en t/m3. En el caso de materiales compresibles, además se debe conocer la relación entre la densidad aparente del material en función de la presión de consolidación (o altura del Stock Pile) para poder integrar todo el volumen.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS o

Capacidad viva: Es la capacidad, a la cual el material apilado forma un ángulo de extracción de 65º permitiendo que los alimentadores puedan extraer el mineral en forma continua sin dificultad.

Figura +1.

Capacia GiGa en un St"c> Pi!e.

Se denomina ángulo de reposo (37°) al ángulo formado entre el cono producido y la horizontal de la base, es decir, al ángulo formado entre la generatriz del cono y su base. Entre menor sea el ángulo de reposo de un stock pile mayor será el flujo del material y viceversa. Este tipo de ángulo mide la capacidad de movimiento o flujo del mineral. En general, para minerales chancados relativamente secos y de buena fluidez el ángulo de reposo varía desde 35° a 40° medido desde la horizontal y dependiendo del contenido de humedad y contenido de finos del material y arcillas.

•

Abertura de descarga. En esta zona del stock pile se genera un flujo de descarga de mineral dado por la geometría del stock pile y por las características del mineral, principalmente sus propiedades de fricción interna y de fricción de pared. Existen tres tipos de flujos de descarga: o

El flujo expandido, desde el punto de vista del flujo de sólidos, el flujo desarrollado en un stock pile corresponde a un “flujo expandido” cuando los chutes de descarga operan con flujo másico y cuando las aberturas de descarga son completamente efectivas. El flujo expandido es una combinación de los dos tipos básicos de flujo de sólidos en el cual la parte inferior del stock pile opera en flujo másico y la parte superior en flujo embudo.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS o

o

•

El flujo másico, ocurre cuando las paredes de los chutes son lo suficientemente inclinados y suaves para forzar al material a deslizarse sobre ellas. En un chute de flujo másico, todo el material almacenado está en movimiento y fluyendo hacia la abertura de descarga cuando se abre la compuerta de descarga o se acciona la faja del apron feeder. Es imprescindible que la abertura de descarga sea completamente efectiva. El flujo embudo, ocurre cuando las paredes del stock pile no son lo suficientemente inclinadas ni suaves para forzar al material a deslizarse sobre ellas, o cuando la abertura de descarga no es completamente efectiva. En este caso, el material fluye hacia la abertura de descarga a través de un canal de flujo que se forma dentro de material estacionario.

Problemas de flujo de descarga. o

o

o

Limitada capacidad viva de almacenamiento: Esto se debe por que no existe flujo suficiente de mineral para la alimentación del stock pile ya sea por características del mineral (tamaño, dureza, etc.) o por limitación de los equipos aguas arriba. También por el Incremento de velocidad de los Apron Feeders de recuperación de mineral del stock pile (sea en modo manual o en automático). Segregación del mineral: Este problema se presenta al manejar materiales con una variada y amplia distribución de tamaño de partículas. Al descargar este tipo de materiales desde un punto elevado, las partículas finas tienden a concentrarse directamente bajo el punto de descarga mientras que las partículas más gruesas tienden a rodar hacia el exterior o periferia, con lo cual se segrega y separa parcialmente el material por tamaño de partícula. Al recuperar el mineral con múltiples Apron Feeder, se puede sacar ventaja de esta segregación con el fin de proporcionar una mezcla apropiada de mineral de diferente tamaño, lo cual puede ser más fácil que tener una alimentación gruesa y una fina por separado. Obstrucción: En algunas ocasiones se han presentado problemas en la zona del chute de descarga de los Apron Feeder aguas abajo del stock pile por presencia de materiales extraños provenientes de mina.

Figura +$.

Segregación e! #inera! en un St"c> Pi!e.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3. CHANCADO SECUNDARIO. 3.1

Introducción.

El área de chancado secundario, es una etapa intermedia del proceso de conminución de minerales, que tiene el objetivo de reducir el mineral procedente de Chancado Primario (F80), de aproximadamente 6” a 8” (152 a 203 mm), hasta un tamaño producto (P80) aproximado de 1 ¼” a 1 ¾” (32 a 45 mm), que será enviado a la siguiente etapa del proceso, es decir al circuito de chancado terciario.

Figura +&.

3.2

Diagra#a e %!u9" e! ;rea e C(anca" Secunari".

Descripción del área de Chancado Secundario.

El mineral grueso proveniente del Stock Pile producto del chancado primario, será transportado por una fajas hacia una tolva de mineral gruesos de varias secciones, de acuerdo al diseño de la planta, dicho equipo tiene la función de descargar por medio de alimentadores de placas o fajas hacia las zarandas de mineral grueso; en estas se realizará la clasificación del mineral siendo el mineral de sobre tamaño llevado por medio de fajas transportadoras hacia tolvas del alimentación al chancado secundario; desde aquí, el mineral es descargado por medio de alimentadores de placas o fajas hacia las chancadoras secundarias. En estas chancadoras, el mineral es reducido de tamaño hasta 1 ¼” aproximadamente, para luego descargar su producto en la faja transportadora que alimenta a la tolva de mineral grueso. El mineral de bajo tamaño de las zarandas, es transportado por medio de fajas transportadoras al circuito de chancado terciario. En este circuito también podemos apreciar equipos como magnetos autolimpiantes, balanzas, detectores de metales y sistemas colectores de polvo.


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Principales equipos del área de Chancado Secundario.

3.3.1 Chancadoras Secundarias. Las chancadoras secundarias, son equipos electromecánicos que están ubicados en el circuito de chancado secundario, y tienen por función la reducción del mineral procedente de chancado primario de un tamaño aproximado de 6” a 8” (152 a 203 mm), hasta un tamaño producto (P80) aproximado de 1 ¼” a 1 ¾” (32 a 45 mm). Este equipo es accionado por un motor eléctrico que transmite el movimiento por medio de un sistema de poleas al contraeje del chancador. Hay diversas marcas y modelos de chancadoras secundarias, en la tabla a continuación comparamos dos modelos de dos marcas diferentes.

Fabricante.

ESPECIFICACIONES DE CHANCADORAS SECUNDARIAS SANDVINK METSO MINERALS

Tipo.

Cono

Cono

Modelo.

H8800

MP800


300-2000 TPH.

350-580 TPH.

Dimensiones (m).

6.35 (L) x 3.20 (W) x 5.3 (H)

40 pies x 22 pies.

Ajuste de la abertura (CSS)

10 – 85 mm.

10 – 13 mm.

Tamaño del producto (F80)

18 mm.

11 mm.

Potencia

600 kW.

750 kW.

Ta,!a 3. Especi%icación t
La acción de chancado se produce, debido a que la cabeza gira dentro de la cámara de chancado con un movimiento excéntrico. Cuando el mineral es alimentado, la cabeza alternadamente se acerca y retrocede respecto de la cámara de la chancadora. Conforme la carga de alimentación se acerca al revestimiento del tazón, las partículas de mineral son atrapadas y trituradas entre éste y el manto, para luego caer en la apertura hacia la faja. El movimiento excéntrico de la cabeza es producido por el accionamiento de un motor eléctrico, a través de un conjunto de polea-faja acoplados al contraeje, transmitiendo el movimiento rotatorio a la excéntrica por medio del conjunto piñón-corona. El piñón está montado sobre el contraeje y la corona sobre la excéntrica, formando de este modo una transmisión por engranajes cónicos de dientes helicoidales.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El eje principal pasa a través de la excéntrica y se acopla a ésta por medio de la bocina de la excéntrica en el interior. La cabeza gira sobre la excéntrica por medio de la bocina inferior de la cabeza. Ambas bocinas son elementos de desgaste y deben ser reemplazados periódicamente.

Figura +*.

Principi" e %unci"na#ient" e !a c(anca"ra secunaria.

En el arranque diario la temperatura mínima de aceite en el tanque debe ser 32°C (90°F), antes de poner en marcha la bomba de lubricación, para prevenir la sobrecarga de la bomba y del motor. La razón de alimentación a la chancadora al inicio de la operación, es a bajo flujo de alimentación y se aumenta gradualmente el flujo hasta llegar al nivel de potencia máxima, entre 75 y 95% de la potencia nominal, por características operativas de la chancadora, no se debe poner en funcionamiento a menos del 40% de la potencia nominal. •

Partes de la chancadora secundaria. Las partes principales de la chancadora son: 1. Taza de alimentación. 2. Cabeza. 3. Anillo de ajuste. 4. Revestimiento del tazón. 5. Manto. 6. Contraeje. 7. Eje principal. 8. Excéntrica. 9. Acumulador. 10. Cilindro de liberación. 11. Tazón Figura ++. Partes e !a c(anca"ra secunaria


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La chancadora está compuesta por cinco conjuntos principales: 1. Conjunto cuerpo principal. 2. Conjunto excéntrica y conjunto Socket. 3. Conjunto de cabeza. 4. Conjunto de taza.

Figura +.

•

C"n9unt"s principa!es e !a c(anca"ra secunaria.

Ajuste del Setting. El ajuste de la chancadora depende del tamaño de producto requerido. En la mayoría de los casos, se debe ajustar el setting de modo que la abertura entre los miembros de trituración en el lado cerrado (CSS) mida un poco menos que el tamaño máximo del producto deseado, también es necesario ajustar el tazón para compensar el desgaste de los miembros de trituración. El ajuste de la chancadora se cambia bajando o elevando el tazón dentro del anillo de ajuste, girando el conjunto del tazón en sentido horario para descenderlo y sentido anti horario para elevarlo. Al bajar el tazón disminuye el ajuste; al elevarlo aumenta el ajuste.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Dentro de la taza de alimentación se debe mantener el nivel de alimentación por encima del distribuidor ubicado en la parte superior de la cabeza de la chancadora. Esto proporciona una distribución uniforme alrededor de la circunferencia de la chancadora y asegura la trituración del mineral, así como el uso completo del volumen de la chancadora. También proporciona un esfuerzo homogéneo sobre el eje y las bocinas. Si la alimentación no está bien distribuida o si la cámara de chancado no se mantiene llena habrá una carga desigual en la chancadora, lo cual finalmente puede conducir a dañar la chancadora en casos extremos. En ese caso, el desgaste en los revestimientos es desigual, conduciendo a un mantenimiento mayor, a una eficiencia y disponibilidad reducida del equipo.

Figura +0.

A!i#entación aecuaa (acia !a C(anca"ra Secunaria.

El control del funcionamiento de la chancadora se realiza variando la razón de alimentación que ingresa al equipo. Un flujo de alimentación más alto resulta en un mayor consumo de energía y una más baja resulta en un menor consumo de energía. Se debe operar la chancadora lo más cerca de la potencia nominal plena, dependiendo de la configuración del circuito de chancado, bajo ninguna circunstancia debe operarse la chancadora con carga a baja potencia por más de unos segundos. El consumo de energía durante la trituración debe mantenerse por arriba del 50% de la potencia nominal como mínimo. Si se sabe que la chancadora no tendrá alimento por más de 30 minutos, se detiene el equipo y se arranca nuevamente cuando haya alimento disponible. La mejor condición operativa para la chancadora es contar con un nivel de cavidad de 300 mm por encima de la parte superior de la taza de alimentación. Esta condición garantiza una buena distribución de mineral de alimentación alrededor de la cámara de trituración y evita un pico de tensión debido a cambios menores en la velocidad de alimentación. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Sistemas auxiliares. o

Sistema de ajuste hidráulico: Las chancadoras secundarias están equipadas con un sistema de liberación que consiste en despejar la taza. Los cilindros hidráulicos están conectados a la parte inferior del conjunto principal y atornillados al anillo de ajuste, estos sostienen firmemente el anillo de ajuste al conjunto principal contra las fuerzas de trituración normales. Las fuerzas excesivas creadas por una inadecuada operación o por el paso de fragmentos no triturables (inchancables) hacen que el anillo de ajuste se eleve y a su vez desplazan los pistones de los cilindros hidráulicos hacia arriba. Mientras que el aceite, se desplaza desde la cámara superior de los cilindros hidráulicos hasta los acumuladores, lo que comprime aún más el gas de nitrógeno dentro de los acumuladores. Una vez que pasan los inchancables a través de la chancadora las fuerzas de trituración se normalizan y el nitrógeno comprimido hace que el aceite vuelva a los cilindros, los pistones del cilindro se retraen y el anillo de ajuste vuelve a acomodarse sobre el conjunto principal. Para despejar la taza de la chancadora, se presurizan los cilindros hidráulicos de liberación, levantando el anillo de ajuste del conjunto principal. Además del despeje de la taza y la limpieza de la cámara de chancado, las chancadoras están equipadas con un sistema de sujeción y de ajuste del tazón hidráulico. Un anillo de sujeción está fijado por encima del anillo de ajuste por medio de un conjunto de cilindros de sujeción entre el anillo de sujeción y el anillo de ajuste, este sujeta al tazón en la posición de trituración en el anillo de ajuste cuando se presurizan los cilindros. Cuando se reduce la presión en los cilindros de sujeción y se activan los motores hidráulicos montados sobre el anillo de ajuste, el piñón en el motor activa el anillo de transmisión que está sujeto a la tapa de ajuste, la que luego gira el conjunto del tazón, cerrando o abriendo el ajuste de la chancadora. Las chancadoras de cono están equipadas con una unidad de potencia hidráulica que controla todas las funciones hidráulicas de la chancadora. La unidad de potencia hidráulica está compuesta por un gabinete con un tanque de aceite, un motor eléctrico, una bomba hidráulica, un acumulador, válvulas, medidores y otros componentes eléctricos e hidráulicos. El mecanismo de ajuste hidráulico consta de accionadores hidráulicos situados en los soportes del motor que está ubicado en la periferia del anillo de ajuste de accionamiento hidráulico. El conjunto de accionadores hidráulicos consiste en un reductor de engranajes planetario, un freno hidráulico y un motor hidráulico, el que no se desactivará hasta que sea presurizado para evitar que el tazón gire cuando no se active el mecanismo de ajuste hidráulico.


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Figura +3.

o

C"neión e #angueras (ir;u!icas.

Sistema de lubricación: El sistema de lubricación tiene la función de lubricar la bocina de la excéntrica (interna, externa), el conjunto del contra eje, la bocina del socket liner e indirectamente al engranaje (piñón-corona) para luego retornar al depósito de aceite.

Figura +5.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 4. CHANCADOR TERCIARIO. 4.1

Introducción.

El área de chancado terciario, de igual forma que el chancado secundario, es una etapa intermedia del proceso de conminución de minerales, que tiene el objetivo de reducir el mineral procedente de chancado secundario con un tamaño (F80) de aproximadamente 1 ¼” a 1 ¾” (32 a 45 mm), hasta un tamaño producto (P80) aproximado de 12 a 21 mm, para luego proceder a transportar y descargar este producto en un Stock Pile de mineral fino. Desde esta pila de almacenamiento se procederá a alimentar los equipos de la siguiente área del proceso que es la molienda donde continuara el proceso de conminución.

Figura 8.

4.2

Diagra#a e %!u9" e! ;rea e c(anca" terciari".

Descripción del circuito de Chancado Terciario.

El mineral procedente del área de chancado secundario, con un tamaño aproximado de 1 ¼” a 1 ¾”, es transportado por una faja hasta la tolva de almacenamiento de las chancadoras terciarias (HPGR), esta tolva, de acuerdo al diseño de la planta puede estar dividida en varias secciones; desde esta tolva, el mineral se descargará hacia alimentadores de placas o fajas, y estos así mismo, descargarán el mineral sobre las chancadoras terciarias. Las chancadoras terciarias pueden ser del tipo cono como las descritas en el área de chancado secundario, o pueden ser como las que observamos en la figura 60, que son del tipo HPGR (High Pressure Grinding Roller – Rodillos de molienda de alta presión). En estas chancadoras, el mineral es reducido hasta un tamaño aproximado de 12 a 21 mm, para luego descargar en una faja que transporta el mineral hasta las tolvas de alimentación a las zarandas de clasificación.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Desde las tolvas de las zarandas de clasificación, el mineral es descargado por vía de alimentadores de fajas, hacia las zarandas de clasificación, el sobretamaño de las zarandas es descargado en una faja que transporta el mineral hacia la faja de alimentación de las tolvas de almacenamiento de las chancadoras terciarias; mientras que el bajo tamaño, es descargado sobre una faja que transporta el mineral hacia el área de molienda. 4.3

Principales equipos del área de chancado terciario.

4.3.1 Chancadora Terciaria (HPGR). Las Chancadoras Terciarias HPGR, son equipos electromecánicos que logran la reducción del mineral que ya ha paso por el chancado secundario. Estos equipos, constan de dos rodillos que giran en sentido opuesto, haciendo que el mineral pase entre ellos sometiéndolos a altas presiones. Estas presiones generan micro fisuras en el mineral logrando su fractura y posterior reducción. Los rodillos son accionados por dos motores eléctricos, (uno por rodillo) de por ejemplo 2800 kW de potencia, cada motor tiene un reductor. El HPGR trabaja bajo presiones altas hasta obtener un producto triturado de 12 a 21 mm, nominalmente 65% pasante. El mineral producto de la trituración sale entre el par de los rodillos en forma de queque altamente compactado. Las fuerzas requeridas de trituración son generadas por un sistema hidráulico y son transferidas al rodillo por medio de los cilindros hidráulicos, la presión es aplicada solo a uno de los rodillos mediante un sistema hidroneumático, mientras que el otro se mantiene en posición fija dentro del marco. El principio básico del HPGR es la trituración entre partículas que se logra cuando se aplica una presión constante a una cama de mineral formada entre los rodillos, compactándola a una densidad relativa mayor a 85%.

Figura 1.

Principi" e %unci"na#ient" e! P)R.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La alimentación es dirigida al espacio generado entre los dos rodillos de tal manera que la cámara se mantenga constantemente llena. El mineral es triturado por un mecanismo de trituración entre partículas, donde las partículas de mayor tamaño a la apertura de operación son arrastradas por fricción. Las presiones aplicadas en el gap de operación pueden variar entre 500 y 2,500 bar.

Figura $.

Frag#entación p"r c"#presión.

El sistema de alimentación mantiene la cámara de trituración llena, lo cual es un requisito indispensable para la correcta operación de los rodillos. La alimentación del HPGR está equipada con una tolva de alimentación (llamado hopper), compuesta de paredes revestidas inclinadas y rectas, alojada sobre un sistema de celda de carga. El peso del mineral del hopper es registrado por el sistema de celda de carga y es enviado como señal para la regulación del nivel de llenado del hopper, manteniendo un nivel de llenado constante, el que se consigue modificando la velocidad de los rodillos, además de contar con un control de nivel de llenado para evitar el rebose del Hopper. Durante la operación del HPGR se controla: • • • • • •

El accionamiento. El tonelaje de alimentación La descarga del mineral El sistema hidráulico. El sistema de engrase. Fallas en componentes del HPGR.

Los rodillos se accionan de forma sincronizada a velocidad constante o variable, con motores de corriente continua o motores de frecuencia controlada a través de reductores planetarios. La transmisión del momento de giro del motor al reductor se da por medio de un eje articulado con un acoplamiento de seguridad. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Estos rodillos presentan una superficie de desgaste reemplazable que puede alcanzar una vida útil de 4,000 hasta 8,000 horas en minerales duros y abrasivos. El sistema motriz está equipado con un variador de velocidad que se puede adaptar a los requerimientos o cambios de las características del mineral. El equipo presenta un sistema de lectura de recorrido, el que consta de un sensor de posición, que registra la posición respectiva del rodillo móvil y con ello el gap de operación. Las características de los HPGRs son: -

Eficiencia en el uso de energía. Gran capacidad continúa. Diseño compacto (menor requerimiento de espacio). Costo de capital, de instalación y operación inferiores a los equipos convencionales de desempeño comparable. Niveles bajos de ruido y generación de polvo.

El desgaste en los HPGRs está en función de: -

Abrasividad del mineral, humedad y distribución de partículas. La composición, densidad, longitud de los rodillos. Demanda de energía dispareja en los motores. Desplazamiento de los rodillos por segregación en la alimentación o por una distribución no uniforme en la alimentación hacia los rodillos.

•

Partes de la chancadora terciaria HPGR. La chancadora terciaria HPGR, cuenta con las siguientes partes: -

Dos motores eléctricos. Dos rodillos de rotación contraria, un rodillo fijo y un rodillo móvil que descansan en un sistema de rodamientos sobre un marco. Un sistema hidroneumático. Un sistema de marcos deslizantes. Un chute de alimentación llamado hopper con compuertas ajustables manualmente. Dos sistemas de lubricación y un sistema de ajuste hidráulico, todos ellos enfriados por un sistema de enfriamiento en circuito cerrado con agua. Un sistema de control que regula la interacción entre el equipo y sus sistemas auxiliares (unidad hidroneumática, unidad de lubricación y unidad de enfriamiento).


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Figura &.

•

C(anca"ra Terciaria P)R.

Sistema Hidráulico de la chancadora terciaria. El sistema hidráulico de los HPGR desplaza hacia adelante y hacia atrás el rodillo móvil, genera la presión necesaria para fragmentar el mineral, constituye un sistema hidroneumático de amortiguación, y acciona las compuertas de cierre en la alimentación del mineral.

Figura *.

C"#p"nentes e un P)R.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Los HPGR poseen un sistema hidroneumático capaz de aplicar y mantener presiones de hasta 2,500 bar. El valor de compresión de la mayoría de los minerales duros fluctúa entre 1,000 - 2,500bar. Es decir que minerales con mayor dureza pueden ser triturados con estos equipos. En cada bloque de presión están acoplados dos cilindros hidráulicos, mientras que los pistones de los cilindros presionan contra las juntas de presión de las chumaceras del rodillo móvil, se aporta presión de aceite en el fondo de los pistones. El fondo de los pistones está conectado con el ducto de aceite del pistón acumulador a través de un drenaje de aceite en el bloque de presión En caso de que el rodillo móvil sea empujado hacia atrás durante la operación, por la fuerzas de trituración, los cilindros hidráulicos presionan una cantidad de aceite correspondiente desde el compartimiento del cilindro al acumulador hidráulico, de esta forma se mueve el pistón del acumulador hidráulico contra la presión de gas hacia arriba y comprime el volumen de gas por encima del pistón. En el trayecto del aceite entre el cilindro y el acumulador hidráulico está dispuesta una válvula de estrangulación y una válvula anti retorno. En ambos acumuladores hidráulicos se ha dado la presión inicial de llenado, se genera la fuerza básica, ajustando la presión de arranque. Entonces el embolo se desplaza, aumentando al mismo tiempo la presión de aceite y la presión de gas, en el mismo acumulador hidráulico hacia arriba, hasta que se haya alcanzado una presión correspondiente a la fuerza básica. El gap cero entre los rodillos está fijado mediante los distanciadores, conocidos como topes mecánicos, entre los bloques del rodamiento del rodillo móvil y fijo.

Figura +.

Siste#a (ir"neu#;tic" e! P)R.


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Sistema de engrase. La grasa es transportada a través de la unidad de filtración y las válvulas solenoide por medio de una bomba de engrase neumático hacia los distribuidores. El suministro de grasa es controlada en cada distribuidor por medio de ciclos de engrase. Para que este sistema de engrase esté en funcionamiento, una presión mayor o igual a 4 Bar debe estar disponible en la estación de aire comprimido y el nivel de llenado en la bomba de engrase debe indicar “Llenado por encima del mínimo”. Dependiendo del tipo de riel guía, el engrase se lleva a cabo por: -

Los cuatro rodamientos de rodillos auto-alineantes. Los cuatro rodamientos de rodillos auto-alineantes y los rieles guía. Los cuatro rodamientos de rodillos auto-alineantes, donde la grasa se divide entre la tapa y el aro exterior de los rodamientos.

Figura .

Siste#a e engrase e! P)R.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 4.3.2 Zarandas Vibratorias. Las zarandas vibratorias son equipos electromecánicos de clasificación, que separa el mineral de acuerdo a tamaños requeridos; dando un producto rechazado (sobre tamaño – over size) y un producto pasante (bajo tamaño – under size). El equipo está compuesto por un par de placas laterales, montadas sobre resortes. Entre las placas laterales existen vigas transversales, con una estructura de soporte para las parrillas y la viga de transmisión. La viga de transmisión cuenta con unidades excitadoras apernadas a dicha viga. Dichos excitadores son responsables de generar el movimiento vibratorio del equipo. Los excitadores son accionados por un motor eléctrico a través del eje motriz.

Figura 0.

Ecita"r.

El peso muerto de la estructura y la fuerza centrífuga generada por el movimiento, es resistido por amortiguadores estacionarios adheridos a la estructura del soporte (resortes helicoidales de alta resistencia). Para acelerar el proceso de separación, la zaranda vibra con pequeños movimientos circulares. Los movimientos vibratorios son alcanzados gracias a que las zarandas están equipadas con dos o más excitadores. Los excitadores, están compuestos básicamente de un eje largo apoyado sobre rodamientos de rodillos, sobre los cuales las masas excéntricas son montadas en los extremos. Los ejes de cada mecanismo son accionados para rotar en sentidos opuestos, a la misma velocidad. De esta forma, los componentes de la fuerza centrífuga F1 y F2, generados por los contrapesos se suman para formar la fuerza de excitación del equipo a lo largo de la línea de acción (Fr) y los componentes que actúan perpendicularmente a ella se cancelan mutuamente.

Figura 3.

I7-uieraH A#"rtigua"res estaci"nari"s  Derec(aH M"Gi#ient" e !"s c"ntrapes"s.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La masa excéntrica es el resultado de la sumatoria de la masa de todos los contrapesos multiplicados por la distancia entre el centro de gravedad y el punto de giro (centro del eje). La masa excéntrica y, consecuentemente, la fuerza de excitación generada por el mecanismo vibratorio, pueden ser ajustadas gradualmente por el desfase angular entre el contrapeso fijo y el contrapeso móvil. Cuando mayor es el desfase angular, menor es el momento excéntrico, por lo tanto menor es la amplitud. Una amplitud pequeña origina que las partículas se mantengan en las aperturas de las mallas. Una amplitud grande hará que las partículas salten mucho más, proporcionando una alta producción y evitando los riesgos de la obstrucción de los paneles. En general se usa una amplitud grande con partículas gruesas o cuando la carga en los paneles es alta y una amplitud pequeña para el caso de mineral fino. •

Parte más importantes de una Zaranda Vibratoria.

Figura 5.

Partes e una 7arana Gi,rat"ria.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5. VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE CHANCADO. 5.1

En Chancado Primario.

5.1.1 Alimentación de mineral ROM. Se controla: •

Flujo másico de alimentación: Un flujo de alimentación alto genera sobrecarga en la alimentación de la chancadora, mayor consumo de potencia eléctrica, aumento del desgaste de los componentes y la posibilidad de nivel alto de mineral en tolva de compensación. Un flujo bajo de alimentación genera eficiencia baja de equipos y posteriormente tiempos muertos de los equipos aguas abajo dependiendo del nivel de mineral grueso en surge pocket.

•

Granulometría de mineral ROM: Un tamaño de roca por sobre el valor nominal genera un mayor consumo de potencia eléctrica, tiempo de procesamiento mayor, sobre presión de sistema hidráulico de chancadora. El mineral sobredimensionado genera la intervención del equipo rock breaker. Un tamaño de roca que posea un valor menor al valor nominal genera que la eficiencia de la chancadora disminuya y el posible incremento de nivel en el surge pocket.

•

Tiempo de procesamiento: Si el tiempo de procesamiento es alto, se tendrá un mayor consumo de potencia eléctrica, aumento del desgaste de los componentes y disminución en la eficiencia de la chancadora y del tonelaje tratado Si el tiempo de procesamiento es bajo, genera eficiencia baja de equipos y posteriormente tiempos muertos de los equipos aguas abajo dependiendo del nivel de mineral grueso en surge pocket y mayor incremento del tonelaje.

5.1.2 Reducción de tamaño. Se controla: •

Tamaño del producto de la descarga de la chancadora: Un valor elevado de OSS genera una granulometría elevada del mineral producto de la chancadora, lo que a su vez ocasiona un decremento del rendimiento y la eficacia en el tratamiento de mineral aguas abajo en el proceso, incrementa la carga circulante en el chancado secundario y ocasiona a largo plazo el incremento del desgaste de los equipos de tratamiento y transporte de mineral de procesos aguas abajo.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Un valor bajo de OSS genera una granulometría reducida del mineral producto de la chancadora (P80), lo que a su vez ocasiona elevado consumo de potencia eléctrica, tiempo de residencia mayor en chancadora, sobre presión de sistema hidráulico de chancadora, reducción de flujo másico. 5.1.3 Transporte de mineral grueso hacia stock pile: Se controla: •

Velocidad del alimentador de placas: Una velocidad alta del apron feeder genera un flujo de descarga de mineral grueso alto, que a su vez ocasiona un nivel bajo de mineral grueso en el surge pocket, si ello sucediese se detendrá el apron feeder a fin de evitar el daño al equipo por caída directa de mineral. Una velocidad baja del apron feeder genera un flujo de descarga de mineral grueso baja, que a su vez ocasiona un nivel alto de mineral grueso en el surge pocket, por consiguiente una reducción de la frecuencia de alimentación de mineral ROM.

•

Flujo másico del mineral en las fajas transportadoras: Una velocidad alta del apron feeder genera un flujo de descarga de mineral grueso alto, que a su vez ocasiona un nivel bajo de mineral grueso en el surge pocket si ello sucediese se detendrá el apron feeder a fin de evitar el daño en el equipo por caída directa de mineral. Una velocidad baja del apron feeder genera un flujo de descarga de mineral grueso baja que a su vez ocasiona un nivel alto de mineral grueso en el surge pocket por consiguiente una reducción de la frecuencia de alimentación de mineral ROM.

5.1.4 Sistema de supresión de polvo en la descarga de camiones. Se controla: •

Flujo de agua en sistema de supresión de polvo en la descarga de camiones a la chancadora primaria: Un flujo alto de agua en el sistema de supresión de polvo, genera el incremento de la humedad del mineral lo que puede generar acumulación de mineral en zonas internas de la chancadora y en el surge pocket. Un flujo bajo de agua en el sistema de supresión de polvo genera un control ineficiente de la polución por polvo y puede generar un incidente ambiental. Activación de flujo de agua en estrategia on/off por presencia de camión

•

Flujo de agua en sistema de supresión de polvo en fajas transportadoras: Un flujo alto de agua en el sistema de supresión de polvo, genera el incremento de la humedad del mineral grueso, lo que puede generar acumulación de mineral en polines y sensores de la faja, lo que podría ocasionar desalineamientos de la faja.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Un flujo bajo de agua en el sistema de supresión de polvo, genera un control ineficiente de la polución por polvo en zonas de transferencia y descarga de mineral grueso en el stock pile. 5.2

En Chancado Secundario y Terciario.

5.2.1 Sistema de extracción de mineral grueso Se controla: •

Granulometría de mineral grueso: Una granulometría alta genera: -

Un incremento de la carga circulante en chancado secundario, Una sobrecarga de las MPs, ya que deberán procesar mayor volumen de mineral.

Una granulometría baja puede generar: •

Una disminución de la eficiencia de los equipos aguas abajo Tiempos muertos por detención de conjunto de las MPs Incremento de carga hacia los HPGRs.

Flujo másico de mineral grueso: Un flujo másico alto genera: -

Un incremento en el nivel de mineral de las tolvas de zarandas. Un aumento del flujo de alimentación de mineral a zarandas. Decremento de la eficiencia de clasificación. Incremento en la carga circulante del circuito de chancado secundario.

Un flujo másico bajo genera: •

Eficiencia baja de equipos Posibles tiempos muertos por detención de conjunto de zarandas aguas abajo, dependiendo del nivel de mineral grueso en las tolvas de zarandas.

Flujo de agua en sistemas supresores de polvo: Un flujo alto de agua en el sistema de supresión de polvo genera: -

El incremento de la humedad del mineral grueso. Puede generar acumulación de mineral en elementos de fajas. Aglomeración de mineral en zarandas.

Un flujo bajo de agua en el sistema de supresión de polvo genera: -

Un control ineficiente de la polución por polvo.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.2.2 Clasificación en zarandas: Se controla: •

Flujo másico de alimentación hacia zarandas secundarias: Un flujo alto de mineral hacia zarandas genera: -

Saturación de mineral en los decks. Reducción en la eficiencia de clasificación de mineral. Un incremento del flujo de oversize.

Un flujo bajo de mineral hacia zarandas puede: •

Originar un deterioro prematuro de los decks por impacto. Mayor frecuencia de incrustaciones en los decks. Reducción de la eficiencia.

Eficiencia de clasificación de zarandas: Una configuración no adecuada de los paneles genera: -

•

Una reducción drástica en la eficiencia de clasificación de la zaranda. Incremento en el flujo del oversize. Incrustaciones de mineral.

Flujo de agua en sistema de supresión de polvo de las fajas: Un flujo alto de agua en el sistema de supresión de polvo genera: -

El incremento de la humedad del mineral transportado. Aglomeración de mineral en elementos de fajas y en los chancadores HPGR.

Un flujo bajo de agua en el sistema de supresión de polvo genera: -

Un control ineficiente de la polución.

5.2.3 Chancado secundario. Se controla: •

Flujo másico de alimentación a las chancadoras: Un flujo alto de mineral alimentado hacia las chancadoras, genera: -

Una sobre carga, un incremento en la potencia eléctrica. El aumento de la granulometría del mineral procesado. El desgate prematuro de los componentes del manto y tazón. Posible activación frecuente del sistema hidráulico de liberación de mineral.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Un flujo bajo de mineral alimentado hacia la chancadora genera: •

El desgate prematuro de los componentes del manto y tazón. Reducción de eficacia del equipo al procesar menor cantidad de mineral que el nominal.

Granulometría producto de mineral grueso: Un valor alto del CSS de la chancadora origina: -

Un incremento de granulometría del mineral procesado. Un incremento de la carga de mineral en el circuito de chancado secundario. Mayor flujo de alimentación a zarandas secundarias e incluso el aumento de carga circulante.

Un valor bajo del CSS de la chancadora origina: -

Una disminución de la granulometría del mineral procesado. Un incremento de la potencia consumida por el equipo. Desgaste apresurado de los componentes del equipo. Incremento de la posibilidad de detención del equipo por sobrecarga, vibraciones y temperatura en sistema de lubricación.

5.2.4 Chancado terciario. Se controla: •

Flujo másico de alimentación hacia las chancadoras: Un flujo alto de mineral alimentado hacia los chancadoras genera: -

•

Una sobrecarga del HPGR. El aumento de la granulometría del mineral procesado por desplazamiento de rodillo móvil. Incremento de posibilidades de detención del HPGR por desviación alta de rodillo móvil. Desgate prematuro de studs y componentes del equipo. Sobrecarga del sistema hidráulico de rodillos. Un flujo bajo de mineral alimentado hacia los HPGRs genera: La reducción de la eficiencia del equipo al procesar menor cantidad de mineral que el nominal. Incremento de posibilidades de impacto de mineral sobre rodillos.

Granulometría del producto de al chancadora terciaria: Un valor alto de apertura del GAP del HPGR origina: -

Aumento de la carga circulante del circuito de chancado terciario. Reducción de la eficiencia del HPGR


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Un valor bajo de apertura del GAP del HPGR origina: •

Incremento de la potencia consumida. Desgaste pronunciado de studs de los rodillos y de componentes. Incremento de las posibilidades de desviación del rodillo móvil. Sobrecarga del sistema hidráulico de rodillos y del sistema motriz del HPGR.

Velocidad de los HPGR: Una velocidad alta de los HPGRs genera: -

Una sobrecarga del HPGR. Aumento de la granulometría del mineral procesado por desplazamiento de rodillo móvil. Incremento de la desviación del rodillo móvil. Detención del HPGR por desviación alta Sobrecarga del sistema hidráulico de rodillos y sistema motriz. Desgate prematuro de studs y componentes del HPGR. Bajan los niveles del chute de alimentación del HPGR. Aumenta la velocidad de los feeders terciarios.

Una velocidad baja de los HPGRs genera: -

La reducción de eficiencia del equipo al procesar menor cantidad de mineral que el nominal. Mayor restricción al flujo. Acumulación de mineral en el chute de alimentación. Disminución de velocidad de los feeders terciarios

6. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE CHANCADO. 6.1

Problemas Operativos en Chancado Primario. •

Problema: Chancadora operando en vacío (de 15 a 25 minutos). Solución: Coordinar con mina para regular flujo de camiones hacia la chancadora hasta normalizar condiciones. Si en el tiempo indicado no llega carga, detener la chancadora.

•

Problema: Atoro de la chancadora por mineral de tamaño sobredimensionado. Solución: Coordinar con mina para regular flujo de camiones hacia la chancadora. Tomar acción de liberar la obstrucción de mineral. En caso de inchancable proceder a desatollo de acuerdo a procedimiento operativo.

•

Problema: Incremento de la temperatura en el sistema de lubricación. Solución: En pantalla de control verificar el sistema de lubricación, temperatura, presión flujo y nivel de aceite.


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Problema: Detención del equipo por falla eléctrica de los motores. Solución: En pantalla de control verificar que la energía este llegando, se verificara la temperatura, potencia y corriente estén dentro del rango normal en los equipos. Verificar que no haya alarmas activas en el panel de alarmas en sala de control.

•

Problema: Activación de alarma de nivel muy alto en el Surge Pocket: Solución: Optimizar la operación de semáforos y descarga. Coordinar con operaciones mina para regular flujo de camiones hacia la chancadora hasta normalizar condiciones en el circuito.

•

Problema: Sobre carga de mineral en la faja por transportadora. Solución: Regular el régimen de trabajo y descarga de la chancadora. Regular la velocidad del alimentador de placas de la chancadora.

•

Problema: Sobre tamaño del mineral en descarga de la chancadora. Solución: Realizar el ajuste de la reducción de mineral (open side setting - OSS) mediante el hydroset siendo necesario elevar la posición del manto en la chancadora para no tener una sobre carga aguas abajo.

•

Problema: Atoro de chute. Solución: Aplicar el procedimiento de limpieza.

•

Problema: Falsa señal de los sensores de nivel de la tolva de compensación. Solución: Proceder a limpieza de sensores y revisar su ubicación correcta.

•

Problema: Falla del Pica Rocas. Solución: Solicitar apoyo mecánico y apoyo de mina y aplicar el procedimiento correspondiente.

•

Problema: Activación de sensores de rotura de faja. Solución: Solicitar apoyo a personal de instrumentación para la revisión y reposición respectiva.

6.2

Problemas Operativos en Chancado Secundario y Terciario. •

Problema: Chancadora secundaria operando en vacío (más de 30 minutos). Solución: Detener la chancadora.

•

Problema: Atoro de la cámara de chancadora por exceso de mineral alimentado. Solución: Regular el flujo de alimentación. Considerar abrir el setting.

•

Problema: Diferencial de presión alto en sistema de lubricación y aumento de la capacidad térmica de la bomba de lubricación. Solución: Cambiar filtros de aceite de lubricación de la bomba.

•

Problema: Patinamiento de las fajas de los alimentadores. Solución: Coordinar con mantenimiento mecánico para tensar la faja.


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•

Problema: Detector de metales en fajas transportadoras. Solución: Aplicar procedimiento de aislación y bloqueo del equipo y realizar búsqueda de metal encima de la faja.

•

Problema: Activación de switch de atollo en chutes. Solución: Inspeccionar el chute, aplicar procedimiento de aislación y bloqueo de equipos y realizar limpieza.

•

Problema: Activación de switch de banda rota en faja transportadora. Solución: Coordinar con mantenimiento mecánico para verificación de cortes y/o lengüetas en faja transportadora.

•

Problema: Sobre carga de mineral en la faja transportadora. Solución: Regular el tonelaje de trabajo. Coordinar con mantenimiento eléctrico instrumentista monitoreo y la calibración de balanza.

•

Problema: Alta recirculación en el chancado secundario. Solución: Realizar el ajuste de la chancadora secundaria para no tener una sobre carga aguas abajo. Priorizar la alimentación fresca con los alimentadores centrales del stock pile.

•

Problema: Desalineamiento de fajas transportadoras. Solución: Coordinar con mantenimiento mecánico para alineamiento de faja. Inspeccionar los chutes de alimentación hacia la faja para descartar presencia de lajas.

•

Problema: Caída de paneles en zarandas secas. Solución: Inspeccionar el deck superior e inferior de las zarandas. Realizar procedimiento de aislación y bloqueo del equipo y reponer panel caído.

•

Problema: Hopper atorado en HPGR. Solución: Inspección del hopper y realizar limpieza.

•

Problema: Temperatura alta de rodamientos rodillos del HPGR. Solución: Coordinar con mantenimiento mecánico para enfriamiento de los rodillos. Considerar la posibilidad de bajar la presión de trabajo del HPGR.

•

Problema: Torque alto de HPGR. Solución: Bajar la presión de trabajo del HPGR.

•

Problema: Activaciones del divisor del HPGR. Solución: Inspeccionar sensibilidad del detector de metales del HPGR. Verificar si están operando los magnetos aguas arriba.

•

Problema: Sobrecarga del Tripper. Solución: Regular el flujo de alimentación hacia el Tripper. Inspeccionar el amperaje de los motores del Tripper. Inspeccionar y/o realizar limpieza de los rieles del Tripper.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 7. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES Y DE MANTENIMIENTO. 7.1

En el área de Chancado Primario.

A continuación se listan las principales tareas operacionales y de mantenimiento de equipos del área de chancado primario. 7.1.1 Tareas Operacionales. • • • • • • • • • • •

Arranque y parada del circuito de chancado primario. Verificación de setting de la chancadora primaria. Control de descarga de camiones. Limpieza de la tolva de compensación. Limpieza del patio de maniobras. Limpieza de la tolva de descarga. Desatoro de la chancadora primaria. Operación del Picarocas. Retiro de metales en fajas transportadoras por advertencia del detector de metales. Limpieza de chutes de descarga. Limpieza general de fajas y alimentadores del área de chancado primario.

7.1.2 Tareas de mantenimiento. • • • • • • • • • • • • •

7.2

Alineamiento de fajas transportadoras. Cambio de cóncavas del chancado primario. Cambio de la bocina de la araña de la chancadora primaria. Cambio de manto de la chancadora primaria. Reparación de la araña. Cambio de main shaft. Reparación del contraeje. Cambio del contraeje de chancadora primaria. Reparación de la excéntrica. Mantención de aspersores chancado primario. Cambio polines carga retorno e impacto. Cambio de faja. Cambio de poleas. En el área de Chancado Secundario y Terciario.

A continuación se listan las principales tareas operacionales y de mantenimiento de equipos del área de chancado secundario y terciario.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 7.2.1 Tareas Operacionales. • • • • • • • • • • •

Descarga de mineral a tolvas de recepción. Ajuste del setting de chancadoras secundarias (CSS). Descarga de material de fajas transportadoras. Retiro de metales de fajas. Operación y descarga de magnetos. Limpieza y desatoro de zarandas. Limpieza de chutes de las chancadoras secundarias. Limpieza de chutes de los HPGRs. Limpieza de Hopper. Limpieza de tolvas. Desatoro de las chancadoras secundarias.

7.2.2 Tareas de mantenimiento. • • • • • • • • • • • • • • • • • • •

Instalación de lanzas. Alineamiento de fajas transportadoras. Cambio de fajas transportadoras. Cambio de poleas de cabeza y de cola. Cambio de sistema motriz de fajas transportadoras. Cambio de zarandas. Cambio de mecanismos de excitación. Medición de vibración de zarandas. Cambio de motoreductor de fajas transportadoras. Cambio de motor eléctrico de equipos. Cambio de fajas transportadoras de magnetos. Cambio de Paneles (mallas). Cambio de bastidores. Cambio de los revestimientos de la taza y cabeza de la chancadora secundaria. Cambio del contra eje de la chancadora secundaria. Cambio de rodillos. Cambio de rodillos en los HPGRs. Cambio de unidad de rodillos. Cambio de bombas de unidad hidráulica.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 8. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE CHANCADO. •

Determinación de la densidad aparente en tolvas y pilas de almacenamiento. Masa (m) = valor constante (K).

*ECE AB,C+DED GHI*B,

h

AB,C+DED EJEKB,LB MGHI*B, *LGHE G J+HE

r

AB,C+DED EJEKB,LB N * 2 *QR; ; OOK •

Eficiencia de clasificación en Zarandas. Si el parámetro de control es la recuperación de finos, se debe utilizar las siguientes fórmulas equivalentes: -

En función del tonelaje y la distribución granulométrica, la eficiencia es igual a:

S TOI FO O100 -

(Ec. 1)

En función del análisis granulométrico, las granulometrías deben de satisfacer la siguiente relación de balance:

Dónde:

F=O+U

(Ec. 2)

Fxf=Oxo+Uxu

(Ec. 3)

O=F–U

(Ec. 4)

F: Tonelaje de alimentación. U: Tonelaje de mineral undersize. O: Tonelaje de mineral oversize. f: Porcentaje passing en la alimentación. o: Porcentaje passing en el oversize. u: Porcentaje passing en el undersize. Reemplazando el valor de O en la Ec.3 y dividiendo ambos miembros entre U se obtiene la relación U/F.

T  UVGW F UIVGW


(Ec. 6) Página | 73

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Reemplazando en la Ec.1 se obtiene:

(Ec. 7)

S  UVGW I UIVGW /100 Como: u = 100 %

(Ec. 8)

UVGW100 /100 S U100VGW

(Ec. 9)

S UVGW10X000 U100VGW

Ejemplo: Considere el siguiente ejemplo práctico, si el tamaño de corte nominal debe ser de ½”, hallar la eficiencia de la zaranda. ALIMENTACIÓN

OVERSIZE

UNDERSIZE

F

O

U

720

613

107

Malla

f

o

u

2

77.5

73.6

100

1

42.1

32.1

100

3/4"

29.3

17.1

100

1/2"

18.4

4.3

100

6

12.1

3.1

64

10

6.9

2.2

34

20

2.4

1.2

9.5

Tonelaje

Ta,!a 5. An;!isis granu!"#
Rpta. 80 %.


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Cálculo de la carga circulante.

Figura 08.

E9e#p!" e carga circu!ante.

Considerando que los tonelajes: F = U y O = CC La carga circulante se determina mediante la siguiente ecuación.

YY ZT  UIVW UDVGW Ejemplo: Calcular el tonelaje oversize de zarandas secundarias de acuerdo al siguiente balance: Si F= 5,618 t/h (tonelaje seco) y CC=66% Rpta. 3708 t/h. •

Cálculo del consumo de energía por tonelada de mineral triturado. Para calcular el consumo de energía por tonelada corta de mineral alimentado a la chancadora, podemos aplicar la siguiente relación:

[ \P ; O ^GC _ P M O ] O1000


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Dónde: W = Consumo de energía (kWh/TC). P = Energía realmente suministrada. T = Tonelaje de mineral alimentado (TC/h). V = Voltaje suministrado al motor de la chancadora, se puede tomar de la placa del equipo. A = Amperaje suministrado al motor, se determina midiendo el amperaje de las tres líneas y se promedia. 3 = Factor de corrección en estrella del motor trifásico. Cos ∅ = Factor de potencia. 1000 = Factor de conversión de Watts a kW. Ejemplo: Calcular la energía consumida para triturar 400 TC de mineral por día, si el motor de la chancadora trabaja a 440 voltios, y el amperaje determinado experimentalmente es 228 amperios. Considerar como Cos ∅ = 75 %. Rpta. 7.8 kWh/TC.

9. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE. 9.1

Seguridad. A continuación, nombramos algunas consideraciones importantes a tomar en cuenta sobre la seguridad en las instalaciones del área de chancado de una planta concentradora: •

En el área de chancado, no se podrá ejecutar trabajos u operaciones, en los que no se hayan tomado todas las medidas de seguridad y de control de riesgos para proteger la integridad de los trabajadores, del equipo de trabajo e instalaciones y de terceros.

•

Es obligatoria la capacitación y entrenamiento del personal sobre los métodos correctos de operación y sobre los procedimientos de trabajo del área. Sólo las personas debidamente entrenadas y autorizadas por su jefatura, podrán operar y/o efectuar tareas con equipos, maquinarias herramientas ú otros en el área de trabajo.

•

Toda persona que tenga trabajadores a cargo, deberá exigir el cumplimiento de las normas de seguridad. De igual forma los trabajadores deberán cumplir sus labores de acuerdo a lo establecido en los procedimientos de trabajo y acatar las normas, instrucciones, reglamentos y recomendaciones brindadas por su jefatura.

•

Todo trabajador está en la obligación de reportar a su jefe inmediato sobre defectos, fallas, condiciones inseguras o subestándar en los equipos o instalaciones que puedan ser causa de lesiones a las personas o daño al equipo o instalaciones.


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El EPP es estrictamente personal, ya que su uso colectivo puede ocasionar contagios y/o infecciones además de un deterioro prematuro. Es importante lograr un buen uso de estos para el fin que han sido diseñados.

•

A pesar de que los EPP no evitan los accidentes, pueden en la mayoría de los casos, reducir sustancialmente el impacto de un accidente o las enfermedades profesionales que podrían ocasionar los agentes producidos dentro del entorno productivo.

•

El EPP debe cumplir con 2 premisas: Debe ser de uso personal e intransferible. Debe estar destinado a proteger la integridad física de la persona que lo usa. EPP

SÍMBOLO

DESCRIPCIÓN

Casco de seguridad.

Protege la cabeza de golpes así como de contactos eléctricos. Para algunos trabajos especiales se pide también el uso de barbiquejo junto con el casco.

Guantes de cuero.

Protegen las manos de los riesgos que se generan al manipular herramientas o materiales filosos, bordes cortantes, virutas metálicas, ciertos golpes y otros tantos riesgos físicos.

Lentes de seguridad claros y oscuros.

Protegen los ojos en operaciones donde exista la posibilidad de presencia de proyección de partículas, evitan que el polvo y suciedad entren a los ojos.

Zapatos de seguridad punta de acero.

Protegen los pies de los peligros de aplastamiento (caída de materiales pesados, cortantes, calientes, corrosivos, etc.). En algunos casos la protección de los pies se complementa con cubrepiés y polainas de cuero curtido, caucho, tejido aislantes o ignífugo, etc., según sea el riesgo que presente el trabajo a realizar. La protección de los pies contra el agua y la humedad se llevará a cabo mediante botas altas de goma.

Chaleco o ropa con cintas reflectivas.

Diseñados con cintas reflectivas para que puedan ser vistos por los operadores de los equipos.Estas no deben ser amplias o sueltas, ya que pueden generar atrapamientos por lo equipos móviles del área.

Respirador con filtros para polvo.

Protegen las vias respiratorias a la exposición contra el polvo que se tiene en el área.

Protector auditivo (Tapones de oído)

Protegen los oidos contra el ruido excesivo. Es obligatorio cuando el ruido supera los 85 decibeles. A partir de 100 decibeles se debe utilizar doble protección auditiva mientras se implementa las medidas de control necesarias

Ta,!a 18.

EPP ?;sic" para e! ;rea e C(anca".


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Cada persona que interviene un equipo, sistema o instalación, debe asegurar el aislamiento de la energía presente mediante un sistema de bloqueo, de tal forma que el equipo o instalación que se está interviniendo, no pueda funcionar ni contener ninguna fuente de energía principal o residual, hasta que se retire el dispositivo de bloqueo de la energía.

•

Cada persona es responsable de bloquear en forma individual y personal, asegurándose que el sistema bloqueado es efectivamente el que va a intervenir.

•

Se debe verificar que la fuente de energía efectivamente está aislada, efectuando una prueba de accionamiento del sistema y o equipo (energía cero) o medición de la fuente (potencial cero).

•

Las fuentes de energía consideradas entre otras, son las siguientes: Eléctrica, mecánica, neumática, hidráulica, química, térmica, nuclear, cinética y potencial.

•

Para un proceso de bloqueo simple se siguen los siguientes pasos: Identificar las fuentes de energía. Obtener el permiso de bloqueo. Aislar las fuentes de energía. Comprobar que la fuente de energía ha sido aislada. Eliminar energías acumuladas. Bloquear el dispositivo de aislamiento. Colocación de tarjetas y candados. o o o o o o o

•

9.2

Conocer los procedimientos e instructivos de aislación y bloqueo general y de los equipos que se van a intervenir por tareas de: limpieza, mantenimiento y operación. Medio Ambiente.

Es la obligación y el compromiso de las empresas mineras a prevenir la contaminación, cumplir con las regulaciones ambientales, establecer un control voluntario aplicable, mejorar continuamente el desempeño ambiental y cooperar con las comunidades vecinas, en sus operaciones, instalaciones y hasta incluso en los entornos fuera de la empresa en donde se desarrollen sus trabajadores, colaboradores e instituciones relacionadas a esta. 9.2.1 Aspectos ambientales. Son los elementos de las actividades, productos o servicios de una organización susceptible de interactuar con el medio ambiente. Aspecto ambiental potencial, aspecto ambiental que podría interactuar con el medio ambiente. • Aspecto ambiental real, aspecto ambiental que interactúa con el medio ambiente. • Aspecto ambiental significativo, aquel aspecto ambiental que tiene o puede tener un impacto ambiental significativo. •


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 9.2.2 Requerimiento de reportes. Los incidentes ambientales por derrames deben ser informados al departamento ambiental de la empresa, que tomará una determinación de los procedimientos requeridos. Estos pueden ser clasificados en: Derrames de materiales que impactan en el terreno nativo. Derrames de hidrocarburos que impactan en el terreno nativo o en cualquier lugar dentro de la instalación. • Fugas de agua fresca, agua de proceso fuera de los límites operativos permitidos de la instalación. • Fugas de aguas residuales del proceso productivo. • Fugas de soluciones utilizadas en los procesos productivos. • •

9.2.3 Control de residuos. El control de residuos consiste en la recolección, transporte, procesamiento o tratamiento, disposición y reciclaje de materiales de desecho. Lo que busca reducir los efectos perjudiciales en la salud humana, del medio ambiente y la estética del entorno, aunque actualmente se trabaja no solo para reducir los efectos perjudiciales ocasionados al medio ambiente sino para recuperar los recursos del mismo. El control de residuos tiene por objetivos: La prevención de la contaminación y el cumplimiento de normas y leyes como la ley Nº 27314, ley general de residuos sólidos y su reglamento, enmarcados principalmente en los procesos de minimización, re-uso, reciclaje y buena disposición final. • El involucramiento de todos los trabajadores en los sistemas de manejo de residuos. • La interrelación de todos los elementos de la cadena de residuos: generación, segregación, recolección, transporte, almacenamiento, tratamiento y disposición final. •

Los residuos sólidos generados en la actividad serán clasificados por tipo, en las zonas de trabajo se contará con de envases debidamente rotulados para facilitar la segregación. A los residuos podemos clasificarlos principalmente en: Residuos Sólidos Inorgánicos: Aquellos que no tienen un re-uso posterior. Residuos Reciclables: Son aquellos que se someterán a un nuevo ciclo de tratamiento total o parcial. • Residuos Peligrosos: Residuos con características peligrosas tanto para la salud como para el medio ambiente. • Residuos Orgánicos: Es el material de origen biológico el cual se biodegradará formando sustancias útiles. • •


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CAPITULO II: MOLIENDA DE MINERALES. 1. FUNDAMENTOS DE MOLIENDA DE MINERALES. 1.1

Introducción.

El área de molienda, es considerada la segunda etapa de la planta concentradora. En esta área se continúa con el proceso de conminución del mineral, a fin de poder lograr un producto de menores dimensiones y formar una pulpa para poder luego ser clasificada y transportada hacia la siguiente etapa del proceso que es la flotación. En esta área encontramos instalaciones y equipos, en la actualidad automatizados, que permiten la reducción y clasificación del mineral a grandes capacidades, estos equipos, serán dimensionados, de acuerdo a la producción que se desea procesar. En este capítulo, desarrollaremos los conceptos generales que deben conocer para los procesos y operación del área de molienda, así como la descripción de los diferentes circuitos de producción, principales equipos, las variables de proceso y parámetros de control, los principales problemas operativos, las principales tareas operacionales y de mantenimiento, cálculos y consideraciones de seguridad y medio ambiente del área, que le serán útiles para el entendimiento y desenvolvimiento durante las operaciones en el área de molienda.

1.2

Nodos y flujos en procesos.

Todo proceso extractivo puede ser representado en términos de nodos y flujos.

Nodo: Es una ubicación específica dentro del proceso en torno a la cual es posible establecer ecuaciones de balance del tipo: ACUMULACIÓN = INPUT – OUTPUT

Como por ejemplo: Una chancadora, un molino, el cajón de una bomba, un banco de flotación, etc. Existen dos tipos de nodos, los cuales son:  

Nodo de unión: tiene dos flujos de entrada y 1 flujo de salida. (Cajón de bombas) Nodo de separación: Tiene 1 flujo de entrada y 2 flujos de salida. (Batería de ciclones)

Flujo: Representa la cantidad de material alimentada al proceso, traspasada entre dos nodos del proceso u obtenida como producto del proceso. Ejemplo: la alimentación fresca a un circuito de molienda (flujo de entrada), el rebalse de los hidrociclones (flujo de traspaso entre la molienda y flotación), el relave de flotación Rougher (normalmente el flujo de salida), etc.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Muchas veces el mineral que se alimenta o descarga de un equipo se encuentra en forma de pulpa y el sistema de control automático debe realizar un cálculo de las toneladas secas de mineral (típicamente llamado cálculo de flujo másico). Este cálculo usa los valores medidos de densidad de pulpa y flujo de pulpa. Este tipo de cálculo se hace generalmente en las plantas de proceso. Sin embargo, inherente en este cálculo está la suposición de la gravedad específica del mineral seco. Este valor es determinado en trabajos de prueba de laboratorio y es ingresado directamente en el DCS y en todos los computadores de terreno que calculen flujo másico. El flujo de pulpa por la tubería es medido generalmente por un medidor de flujo. Este instrumento transmite una señal proporcional al flujo hacia el transmisor indicador de densidad o hacia el sistema de control. Simultáneamente, la densidad de la pulpa es medida por un dispositivo de medición de densidad y la señal es transmitida al mismo transmisor indicador de densidad o hacia el sistema de control. Estas 2 mediciones, combinadas con el valor ya conocido de la gravedad específica de los sólidos secos, permiten calcular el flujo másico.

1.3

Conminución en molienda.

Por lo general las operaciones de conminución en el área de molienda, se caracterizan por su elevado consumo de energía y acero; los equipos de conminución (molinos), requieren altas potencias para su funcionamiento, así como para evitar el desgaste de sus componentes, por el roce que provoca el mineral, se utiliza revestimientos de acero que deben ser cambiados con cierta frecuencia. Los molinos utilizan como medios de molienda bolas de acero forjado o f undido. De la experiencia, se sabe que aproximadamente el 70 % de la energía requerida para la conminución, se consume en la molienda, mientras que en el chancado este valor es de aproximadamente 10%, y un 20% se consume en otros procesos de conminución. La conminución se puede visualizar como una serie de eventos de fragmentación. Un evento de fragmentación consta de dos pasos: A. Selección y fragmentación de una partícula (velocidad de fragmentación). B. Descripción de la distribución de tamaño de partículas del producto resultante después de la fragmentación (patrón de fragmentación).

A. Velocidad de fragmentación. La velocidad de fragmentación es una indicación del número de eventos de fragmentación que ocurren en un periodo de tiempo determinado. A medida que la velocidad de fragmentación aumenta, más y más partículas se rompen y el producto resultante es más fino.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La velocidad de fragmentación depende del tipo de equipo de chancado y molienda utilizado así como también de las condiciones de la operación de estos equipos, la velocidad de fragmentación conocido como cinética de molienda es un concepto clave para el análisis y optimización de las operaciones de reducción de tamaño. La velocidad de fragmentación que se obtiene en un equipo determinado está relacionada con el tamaño de partículas procesadas, la velocidad de fragmentación es baja para partículas pequeñas debido a que la probabilidad que una colisión lleve a la fragmentación de las partículas es baja, además para una masa determinada se debe quebrar un mayor número de partículas con el fin de lograr la misma velocidad de fragmentación, la velocidad de fragmentación mejora a medida que el tamaño de partícula aumenta, sin embargo la velocidad de fragmentación disminuye si las partículas son demasiado grandes comparadas con el tamaño de los medios de molienda. Aquellas partículas correspondientes a la región donde la velocidad de fragmentación disminuye se denominan pebbles o partículas de tamaño crítico.

Figura 71.

Velocidad de fragmentación.

Si se aumenta el tamaño a un más, la velocidad de fragmentación vuelve a aumentar debido a que las partículas han alcanzado un tamaño tal que pueden quebrarse por sí mismas y también al golpearse unas con otras.

B. Patrón de fragmentación. El patrón de fragmentación describe la generación de partículas pequeñas que resultan al quebrarse una partícula. Se acostumbra a considerar que el patrón de fragmentación depende del tipo de mineral y de la acción de fragmentación, pero no del equipo usado. Esto supone que las partículas se quebrarían en la misma forma independientemente si la golpea una bola, una barra o un martillo. El patrón de fragmentación es diferente para diferentes tipos de mineral y acciones de fragmentación. La fragmentación por desgaste produce dos máximos: uno cerca del tamaño original y uno para el tamaño de las partículas generadas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La fragmentación por impacto produce un solo máximo en la mitad del rango de los tamaños de partículas generadas.

Figura 72.

Patrón de fragmentación.

1.3.1 Mecanismos de conminución en molienda Los mecanismos de conminución presentes en el proceso de molienda son: A. La Fractura. B. El Astillamiento. C. La Abrasión.

A. La Fractura. Es la fragmentación del mineral en varias partes debido a un proceso de deformación no homogénea. Los métodos de aplicar fractura en un mineral son: Compresión, Impacto y Fricción. 

Compresión: La compresión es un proceso mecánico que consiste en someter al mineral a la acción de dos fuerzas opuestas para producir la fragmentación y disminución de tamaño del mineral. Producto de esta fragmentación, se producen pocas partículas de tamaños similares.

Figura 73.

Mecanismo de fractura por compresión.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La aplicación de esfuerzos de compresión es lenta. Normalmente se produce en máquinas de chancado en que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas. La cantidad de material fino se puede disminuir reduciendo el área de contacto utilizando superficies corrugadas.

Figura 74.



Zonas de Compresión en una Chancadora de Pebbles.

Impacto: El impacto es el choque o colisión entre dos partículas que puede ser el mineral con mineral, mineral con las paredes del equipo o mineral contra bolas de acero, como se da por ejemplo en los molinos de bolas. También se puede definir al impacto como la aplicación de esfuerzos de tracción a alta velocidad, de esta manera la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto, normalmente, es muy similar en forma y tamaño.

Figura 75.

Mecanismo de fractura por impacto.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 

Fricción (Cizalle): La fricción ocurre cuando se realiza un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos de compresión y de impacto, este sucede al frotar o rozar las partículas con otras entre sí o contra medios de molienda o revestimientos del equipo, produciendo la fractura del mineral por abrasión, generando 2 fracciones de tamaño. Una gruesa de tamaño similar al original y otra de tamaño muy fino con respecto al original.

Figura 76.

Mecanismo de fractura por fricción.

Este mecanismo se realiza a una velocidad más o menos constante dependiendo de la dureza del mineral y de las condiciones del proceso, caracterizándose los minerales más blandos de ser más susceptibles a este mecanismo.

B. El Astillamiento. El astillamiento es el desprendimiento abrupto de astillas (pequeñas partículas) de los bordes o cantos de un mineral, ocurrida por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula.

C. Abrasión. La fractura por abrasión se produce normalmente por roce de las partículas entre sí, o contra el medio de molienda, o contra el revestimiento generando dos fracciones de tamaño. Una gruesa de tamaño similar al original y otra de tamaño muy fino con respecto al original. Este mecanismo se realiza a una velocidad más o menos constante dependiendo de la dureza del mineral y de las condiciones de la molienda, caracterizándose los minerales más blandos de ser más susceptibles a este mecanismo. En la carga interna de un molino en movimiento, se produce abrasión en el riñón de la carga.

Figura 77.

Reducción de tamaño por Abrasión.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Para obtener el tamaño de reducción deseado los molinos muelen el mineral por acción principalmente de impacto y abrasión de las bolas de acero contra los revestimientos (forros) de los molinos, o como en el caso de los molinos semiautógenos (SAG), de la acción de impacto y abrasión entre el mismo mineral.

1.3.2 Modelo lineal de la cinética de fragmentación de las partículas. La denominada Teoría Moderna de la Conminución aportó dos nuevos conjuntos de parámetros característicos del proceso; la función selección S y la función fractura B. La primera, también conocida como moliendabilidad, guarda relación con la cinética o velocidad de fractura de cada partícula independiente y la segunda conocida como la distribución de fragmentos primarios; caracteriza la distribución granulométrica de los fragmentos producidos como consecuencia de un evento dado de fractura. Relaciones funcionales entre estos parámetros y su correspondiente tamaño de partícula: 

Para la función selección: E

S i







0

(d i )

1

  d i 1  ( )   d crit    2

Dónde: = Función selección especifica t/kWh. 0, 1, 2 = Parámetros de función selección, cuyo valor se encuentran a partir de pruebas de laboratorio, empleando técnicas de regresión no lineal. dcrit = Diámetro crítico de tamaño de partícula. di* = Tamaño representativo de la fracción granulométrica ‘i’. Que es igual a la media geométrica del tamaño de (d i x di+1)0.5 E

S i



Para la función fractura:

Bij



 0 (

d i d j

)  1 1





(1   0 )(

d i d j

)  2 1



Dónde: Bij = Representa la función fractura o distribución granulométrica de los fragmentos primarios; es decir, la fracción, en peso, de los fragmentos resultantes de la fractura de partículas de tamaño original ‘j’, que reportan a la fracción más fina ‘i’. dj = Tamaño de partícula inicial (µm) di = Tamaño de partícula final (µm) 0, 1,  2 = Parámetros de función fractura, cuyo valor se encuentran a partir de pruebas de laboratorio, empleando técnicas de regresión no lineal. Expresiones que reducen considerablemente el número de parámetros a estimar a un máximo de 7 parámetros: 0, 1, 2, dcrit, 0, 1, 2 y que facilitan el cálculo de (n-1) valores de Si‘s y n(n -1)/2 valores de Bij’s.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Se ha demostrado ser mucho más insensible a cualquier condición especial de molienda, y por lo tanto puede ser considerada principalmente como característica del mineral con algunas notables excepciones. 

Función selección, modelo simplificado para molienda:

 N   1 - F   E  1  F  

IN

E

Si

i

OUT

i

1

  

N

  - 1  

Dónde: = Función selección especifica (Ton/kWh) N= Relación L/D E

Si

IN

Fi

= Porcentaje passing alimentación Malla i 1= 1…..n

OUT

Fi

=Porcentaje passing descarga Malla i 1= 1…..n

Figura 78.

Consumo de energía según el tamaño de reducción

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.3.3 Pruebas de dureza en molienda. 

Test de Bond. A fin de dimensionar la maquinaria de chancado y molienda y también especificar los tamaños de los motores, se requiere de un método para determinar los requerimientos de energía de un proceso de trituración. Las teorías de Rittinger y Kick del siglo 19, tenían serias limitaciones prácticas y eran, en consecuencia, de poco uso en aplicaciones reales. No fue hasta 1952 que Fred Bond publicó la metodología que ha continuado siendo hasta la fecha, la principal herramienta de diseño de trituración usada en la industria, particularmente por los fabricantes de equipos. También ha servido como una útil herramienta operativa para evaluar y optimizar los circuitos de chancado y molienda. De acuerdo con la ‘tercera teoría’ de Bond sobre conminución, el trabajo aportado es

proporcional a la longitud de la punta de la nueva fisura producida en la rotura de partícula y es igual al trabajo representado por el producto, menos el representado por la alimentación. Bond expresó esta relación como sigue: La ecuación relevante derivada de la tercera teoría de conminución de F.C. Bond es como sigue: BWi =

44.5

 10 10  0.82 0.23   x x Gpr P1  P   80 F80 

kWh/st

Dónde: BWi P1 Gpr P80 F80

= Número índice de trabajo Bond (kWh/mt = 1.102 kWh/st). = Apertura del tamiz de cierre en micrones. = Gramos promedio del producto de subtamaño por revolución de los últimos tres ciclos. = Tamaño al cual un 80% del producto de subtamaño pasa, en micrones. = Tamaño al cual un 80% de la alimentación pasa, en micrones.

Además, a partir de datos a escala planta, se acostumbra inferir su equivalente: Wio = E / [10 (1 / P 800.5 – 1 / F800.5)] Que para diferenciarlo del standard, se le denomina Índice de Trabajo Operacional (Wio). Dónde: E = Consumo Específico de Energía, kWh/t. molida. F80 = Tamaño 80% pasante en la Alimentación, mm. P80 = Tamaño 80% pasante en el Producto, mm. Wi = Indice de Trabajo de Bond kWh/t.


En la expresión anterior, el par (F80 y P80) se denomina la ‘tarea de molienda’; es decir,

el objetivo de transformar partículas de tamaño característico F80 en partículas de tamaño menor P80. El índice de Bond permite entonces, como primera aproximación mediante la ecuación anterior, estimar la energía (kWh) requerida para moler cada unidad (t) de mineral. Dicho consumo específico de energía determina a su vez la capacidad de la sección de molienda por la relación: M=

P E

Dónde: M = Tasa de tratamiento o capacidad del molino, t./h. P = Potencia neta demandada por el molino, kW La cual indica claramente que la capacidad de un determinado circuito, frente a una tarea de molienda definida, es directamente proporcional a la potencia demandada por el molino. 

SPI/SGI Test de Moliendabilidad para SAG/AG. El molino Starkey fue introducido hace más de 15 años y desde entonces ha cambiado el enfoque para diseño de circuitos SAG/AG. Es hoy el único método empírico de molino rotatorio. Fue originalmente desarrollado, calibrado y comercializado por Minnovex Technologies bajo el nombre de SAG Power Index ® (SPI®) y la tecnología adquirida por SGS en 2005. La prueba SPI, que se lleva a cabo en un molino de trituración a pequeña escala, mide la energía necesaria para realizar una reducción de tamaño estándar y se expresa en forma de índice. Es una medida de la dureza del mineral desde el punto de vista de la molienda SAG o AG.

Figura 79.

SGI. Equipo para test de moliendabilidad SAG/AG.

La prueba se ejecuta por lotes, con 2 kg. de mineral en un molino normal de 10 cm de diámetro por 30 cm de largo, y mide el tiempo (en minutos) que se tarda en moler una muestra en la que el 80% pasa el corte de los 12,5 mm a una en la que el 80% pasa el corte de los 1,70 mm.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La clave de la aplicabilidad a escalas superiores y del amplio éxito internacional de la prueba SPI es que los cuatro mecanismos de desmenuzamiento que se encuentran en el molino industrial SAG están representados en la prueba SPI, los cuales son: -

Rotura por impacto. Pinzado de partículas individuales. Rotura por abrasión. Compresión autógena.

Las pruebas SPI, en combinación con los datos del molino de bolas Bond, se usan en el sistema de simulación de la molienda con la avanzada herramienta de evaluación económica de la trituración (CEET) para estudios de diseño, optimización y previsión del rendimiento. La prueba SPI tiene la ventaja de que no requiere más que un peso de muestra pequeño, y es por tanto adecuada para la cartografía geometalúrgica de los yacimientos.

Procedimiento para la prueba SPI. Chancado por etapas a dos puntos de control 100% ‐ ¾” y 80% ‐ ½”. Se obtiene el perfil granulométrico de alimentación y luego se carga el molino con la muestra completa y las bolas. Es una prueba batch de molienda seca hasta que la muestra alcanza 80% # 10 Tyler, o 1.7mm Dado que el tiempo para lograr 80% ‐ 1.7 mm es desconocido antes de iniciar la prueba, se selecciona un tiempo inicial pasado el cual se remueve la muestra del molino y tamiza a 10 # Tyler. La masa pasante 10 # producida por revolución es usada para aproximar el tiempo para el ciclo siguiente. La carga completa se retorna al molino para molienda hasta el tiempo calculado pasado el cual lo descrito anteriormente se repite hasta cumplimiento de la prueba. La figura muestra el resultado típico de una prueba SPI.

Figura 80.

Resultado de la prueba SPI.


Test JK Drop Weight. Test que cuenta con 3 etapas: -

Impacto: Mide la resistencia a la fractura por impacto de partículas gruesas en el rango de tamaños 63 a 13.2 mm (5 fracciones). Abrasión: Mide la resistencia a la fractura por abrasión en el rango 53 x 37.5 mm. Densidad de roca: Mide la densidad a 30 partículas de mineral.

El resultado del test es una función de apariencia en el rango 63 a 12.3 mm, donde se obtienen los valores de los índices de impacto A, B y de abrasión Ta. La función de apariencia puede ser usada en el software JKSimMet para modelar y simular la respuesta del mineral al proceso de molienda. 

Test SMC. Test que cuenta con 2 etapas: -

Impacto: Mide la resistencia a la fractura por impacto de partículas finas para una fracción. Densidad de roca: Mide la densidad a 30 partículas de mineral.

El resultado del test es un índice Drop weight (DW) expresado en kWh/t, además de los índices de impacto A y B. El resultado es empleado como medida de la variabilidad de dureza en el yacimiento (zonas mineral/tipo mineral). Los índices A y B pueden ser usados directamente en JKSimMet para el diseño, expansión y optimización de plantas de molienda AG/SAG.

1.4

Grado de liberación.

El grado de liberación de un mineral es el porcentaje de mineral presente en forma de partículas libres con respecto a la cantidad total de dicho mineral contenido mezclada con otros minerales y ganga. El grado de liberación depende del tamaño de las partículas en relación al tamaño de los granos. Si la razón entre el tamaño de las partículas y el tamaño de los granos es alta, la liberación es pobre (demasiados granos por partículas). Si esta razón es baja, es una indicación de una buena liberación (pocos granos por partícula). Para un mismo tamaño de partícula diferentes minerales a menudo tienen diferentes grados de liberación. En general la liberación de la ganga no requiere partículas muy finas. A continuación en la siguiente figura, se muestra la rotura de material más grande en trozos más pequeños que dan como resultado partículas con diferentes grados de liberación. Las regiones más oscuras representan el mineral valioso.


Figura 81.

1.5

Grado de liberación del mineral.

Distribución granulométrica.

Estos conceptos ya se revisaron en el punto 1.6 del Capítulo I “chancado de minerales”. A

continuación, revisaremos a modo de repaso algunos ejemplos.

Ejemplo 1: Análisis granulométrico a una muestra de la alimentación al chancador de pebbles de una planta concentradora. Malla Ty N° (i) 4” 3 1/2” 3” 2” 1” 3/4” 1/2” 7/16”

# 10 - #10

Abertura micrones (di) 101600 88900 76200 50400 25200 18900 12600 11000 1700

Peso Retenido gramos (mi) 0 0 0 5840 15040 6080 859 75 47 325

P. TOTAL




28266

Tabla 11.

A nális is g ranulométrico de la alimentación Chancado Pebbles.

En este ejemplo, calcular el F80.

Rpta. 51225 micrones.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Ejemplo 2: Análisis granulométrico a una muestra del overflow de un hidrociclón en una planta concentradora. Malla Ty N° (i) 8 10 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 325 400 -400 P. TOTAL

Abertura micrones (di) 2360 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 45 37

Tabla 12.

Peso Retenido gramos (mi)



1.1 2.2 11.7 86.6 271.7 472.4 477.4 567.4 417.6 394.1 177.8 123.5 2649.9 5654

A nális is g ranulométrico del Overflow de los hidroci clones.

En este ejemplo, calcular el F80.

Rpta. 175 micrones.



Consumo de potencia en molienda.

Este parámetro de operación es de importancia porque nos indica cuán cargado o descargado está el molino y nos permite modificar las variables para su control.

1.6.1 Potencia consumida por un molino. La potencia consumida es una herramienta muy útil para monitorear la operación de los molinos. La potencia en un molino normalmente está relacionada con:   

La carga de medios de molienda. La velocidad del molino. Las condiciones operacionales.

Se puede usar la representación de la carga en el molino como un modelo para estudiar el efecto en la potencia. Por ejemplo si se aumenta la densidad de pulpa en un molino de bolas, la carga normalmente se hincha aumentando el deslizamiento, esto mueve el centro de gravedad más cerca del centro del molino, lo cual normalmente produce una caída en la potencia consumida.

Figura 82.

Potencia molino / % de sólidos VS Tiempo.

1.6.2 Potencia consumida por carga de medios de molienda. La potencia consumida por un molino depende de la carga de medios de molienda, debido a que el torque depende del peso de la carga del molino. Los molinos normalmente consumen más potencia cuando se agrega una mayor cantidad de medios de molienda. Sin embargo, la potencia disminuye si la carga alcanza valores muy altos (cerca del 50%). En este caso el centro de gravedad de la carga se mueve hacia el centro del molino más rápidamente que el aumento en el peso de la carga, esto resulta una reducción del torque producido por la carga a medida que los medios de molienda se desgastan, la potencia consumida decrece lentamente debido a la disminución del peso. La potencia consumida es uno de los índices usados para determinar el momento en que se debe agregar nuevos medios de molienda.


Figura 83.

Carga de medios de molienda VS Potencia del molino.

1.6.3 Potencia consumida y carga total en el molino. La carga en un molino no varía mucho en el caso de molinos de bolas o barras, pero la relación de potencia - carga es muy importante en el en caso de molinos AG y SAG. La potencia podría cambiar si es que el centro de gravedad se desplazara por ejemplo debido a un cambio en viscosidad. Esto podría resumirse en esta relación de potencia versus carga, para molinos AG Y SAG a medida que la carga aumenta la potencia aumenta debido al aumento de peso hasta alcanzar un valor máximo más allá del cual la potencia disminuye debido a que el centro de gravedad de la carga se mueve hacia el eje del molino más rápidamente que el aumento del peso.

Figura 84.

Potencia del molino VS Carga.


Figura 85.

Aumento de carga de finos y gruesos VS Potencia del molino.

Si el tamaño de partículas de la carga del molino varia, se produce un cambio desde una curva a otra; en la figura 85, el tonelaje de alimentación se reduce en el punto B dependiendo de las condiciones del molino especialmente de la capacidad de extracción de los levantadores de pulpa es posible que la carga del molino se vuelva más gruesa debido a la disminución de finos en el molino, en este caso la relación de potencia carga se desplaza a una curva más alta, observe el aumento en la potencia. En algunos casos es posible exceder los límites de potencia permisibles si se aumenta el tonelaje en el punto D la relación potencia carga puede volver a la curva más baja debido al aumento de finos en la carga del molino, obsérvese que al pasar de D a A la carga aumenta y la potencia disminuye lo que normalmente es una indicación de sobrecarga. Un buen conocimiento del rango de la carga del molino donde ocurren los máximos es útil, para determinar si ocurrió un cambio de curva o si el molino está entrando a una condición de sobre carga.

Figura 86.

Potencia del molino VS Tonelaje.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cuando se aumenta la carga de bolas la potencia aumenta debido a que las bolas producen el mismo efecto que el de un aumento de partículas gruesas, un aumento de movimiento tipo catarata, además y debido a que las bolas tienen una mayor densidad que las del mineral para un mismo volumen en el molino la carga será más pesada, el punto máximo se desplaza hacia la izquierda a medida que la carga de bolas aumenta debido a que el efecto de la carga en el molino cerca del pie de la carga (suministro de energía) es más importante para carga de bolas altas.

Figura 87.

Aumento de carga de bolas VS Potencia del molino.

1.6.4 Zonas de operación de la curva Potencia VS Carga. La curva potencia VS carga en un molino puede dividirse en tres zonas: zona de operación segura, zona de rango de operación máximo y zona de sobrecarga, el rango seguro de operación se sitúa entre 20% y 35% de la carga volumétrica en el molino, bajo este rango el revestimiento del molino podría dañarse seriamente debido al impacto de los medios de molienda con el revestimiento sin el amortiguamiento suficiente proporcionado por la pulpa, sobre este rango y dependiendo del diseño del molino el nivel de la carga podría ser lo suficientemente alto para que las partículas queden atrapadas entre el buzón de alimentación y el revestimiento, en esta zona la potencia y la carga en el molino varían en forma proporcional. La zona de operación máxima es típicamente entre 35 y 40% de la carga volumétrica en el molino, en este rango la potencia y la carga en el molino varían en forma proporcional pero siempre hay un riesgo latente de sobre carga del molino. La zona de sobre carga está caracterizada por una disminución de la potencia en el molino combinado con un aumento de la carga en el molino durante la recuperación desde esta condición la potencia aumenta mientras que la carga disminuye, por esta razón los métodos de detección de sobrecarga deben estar basados en el sentido de cambio de potencia y de la carga del molino, si los cambios en la potencia y la carga son el sentido contrario se concluye que el molino esta sobrecargado.


Figura 88.

Potencia del molino VS Volumen en el molino.

Es posible construir una tabla de decisión basados en los cambios que experimentan la potencia y la carga en un molino con respecto a sus respectivos valores de referencia. Si la potencia y la presión de necesidad de ningún cambio.

descansos están en el valor deseado obviamente no hay

Si la carga esta sobre el valor deseado y la potencia está en su valor deseado o sobre este se aumenta el flujo de agua esto resulta en una descarga del molino más gruesa y una reducción de la carga en el molino. Potencia en el molino Valor deseado d ol a

OK e

a s V o n

--

Fuera del rango de operación normal

d

a c s e d

-

e

+ s

++

o r

s

+

Aumente el flujo de agua



Disminuya la alimentación

Corte la alimentación

Agregue bolas



Corte la alimentación

Sobrecarga del molino

Disminuya el flujo de agua



Aumente la alimentación







++ e d n ói s e r P

--

Tabla 13.

Tabla de decisión basada en cambios que experimenta la potencia y la carga en un molino.

Si la potencia está bajo el valor deseado, existe el riesgo de una sobrecarga en el molino, el tonelaje de alimentación se disminuye en cierta cantidad o se corta completamente dependiendo cuan bajo es el valor de la potencia.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Si la carga es muy alta y la potencia está en el valor deseado, significa que el mineral es duro y difícil de moler la solución es agregar bolas. Si la potencia es alta, entonces se debería disminuir la alimentación ya que podría llegarse una condición de sobre carga. Si la potencia es baja, se debería detener la alimentación ya que se ha alcanzado una condición de sobrecarga. Si la carga es baja, y la potencia esta al valor deseado o es alta, entonces se debe disminuir el flujo de agua con el fin de aumentar el tiempo de residencia en el molino. Si la potencia es baja, significa que el molino tiene una carga más baja que la normal y que se debería aumentar el tonelaje, si la carga es muy baja se debería aumentar el tonelaje con el fin impedir el daño al revestimiento del molino.

Figura 89.

Arriba: Gráfica de condiciones normales de operación en un molino SAG / Abajo: Figura N° 39 Gráfica de condiciones de sobrecarga de operación en un molino SAG.


Porcentaje de sólidos y viscosidad de pulpa.

Estrictamente hablando, la densidad de pulpa debería referirse a la masa de la pulpa por unidad de volumen. Sin embargo en las plantas de procesamiento de minerales, la densidad de pulpa se refiere generalmente al porcentaje de solidos por unidad de masa. La densidad de pulpa se puede medir con una balanza Marcy, esta balanza es de tipo resorte (dinamómetro) con un recipiente de un litro de capacidad para contener la pulpa y una escala circular de papel con una graduación apropiada. La escala indica la masa de un litro de pulpa lo que corresponde a una lectura directa de la densidad de pulpa. La balanza Marcy convierte esta densidad de pulpa en (Kg/lt) en porcentaje de sólidos, conocido el peso específico de las partículas. El porcentaje de sólidos se lee en la escala graduada al peso específico de las partículas. Como se muestra en este ejemplo para un mismo volumen total, la cantidad de sólidos requerida para mantener la misma masa total (sólidos + agua) es mayor cuando el peso específico de las partículas es menor. Esto significa que habrá menos agua en el caso de partículas con un peso específico menor y, por lo tanto el porcentaje de sólidos será más alto. Esta es la razón por la cual la lectura del porcentaje de sólidos en una balanza Marcy requiere la información sobre el peso específico de la partícula. Cuando el mineral se concentra el peso específico cambia. El concentrado de la planta de flotación por ejemplo, tendrá un peso específico diferente que la alimentación a flotación. Esto implica que se requerirá una escala circular diferente en la balanza Marcy para determinar el porcentaje de sólidos. Figura 90.

Cálculo de porcentaje de sólido

1.7.1 Porcentaje de sólidos. La comprensión del concepto de porcentaje de sólidos, es un aspecto muy importante en la operación de la planta. Todas las corrientes de pulpas en la planta contienen una fracción de sólidos. La fracción de pulpa que contiene los sólidos de mineral se expresa como porcentaje de sólidos en peso. La densidad de pulpa se puede expresar como el peso en kilogramos de un litro de pulpa. Si una muestra de pulpa se mide usando una balanza de densidad (Marcy), se obtiene el valor del porcentaje de sólidos o la densidad de la pulpa. La densidad de pulpa es el peso del material dividido por su volumen. La medida más útil es el porcentaje de sólidos. Del peso total de la pulpa, este es la cantidad de partículas sólidas. Existe un compromiso entre un aumento del porcentaje de sólidos para aumentar el número de partículas en la pulpa; y así aumentar la posibilidad que se produzcan eventos de fractura, y una disminución del porcentaje de sólidos para asegurar un flujo adecuado a través del molino, con

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS el fin de que los medios de molienda choquen con suficiente energía. Este efecto es más pronunciado para medios de molienda más pequeños y partículas más finas como el caso de molinos de bolas debido a que para partículas finas la viscosidad comenzara a aumentar rápidamente a valores más bajos del porcentaje de sólidos.

Figura 91.

Porcentaje de sólidos VS Velocidad de ruptura.

En los molinos de barras las partículas son suficientemente grandes para no ocasionar este problema de modo que la práctica normal es de maximizar el porcentaje de sólidos, mientras se mantiene un flujo de agua suficiente para asegurar un adecuado flujo de pulpa a través del molino. El porcentaje de sólidos también juega un papel importante en la molienda AG y SAG. Normalmente se opera alrededor de 65% o 75% de sólidos con el fin de disponer de agua suficiente para extraer el material molido desde el molino. Para un mismo flujo de alimentación de sólidos, a bajo porcentaje de sólidos las partículas finas tiene un tiempo de residencia más corto debido al aumento de flujo volumétrico. Esto tiende a hacer que el producto sea un poco más grueso debido a que las partículas llegan a la rejilla de descarga en un menor tiempo, lo que puede ocasionar su salida del molino antes de ser lo suficientemente molidas. Esto también reducirá la carga del molino. Existe un valor óptimo del porcentaje de sólidos a la cual la velocidad de fragmentación alcanzara su valor máximo. Si se opera a este valor óptimo se obtendrá un gran impacto en la eficiencia de molienda. Las ineficiencias en molienda pueden deberse a:  

Bajo porcentaje de solidos (hay más contactos entre los medios de molienda que entre los medios y las partículas de mineral). Alto porcentaje de solidos (la viscosidad de la pulpa actúa como un amortiguador de los impactos).

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.7.2 Viscosidad de la pulpa. La viscosidad es una medida de la resistencia al movimiento o escurrimiento de un fluido. Por ejemplo el aceite frio no fluye tan fácilmente como lo hace el agua. La viscosidad de la pulpa afecta el comportamiento de molinos, ciclones bombas, tuberías, y de cualquier otro equipo que procese pulpas. La viscosidad de la pulpa depende de la forma, tamaño, química de superficie y peso específico de las partículas, así como también del porcentaje de sólidos. Una pulpa con un alto porcentaje de sólidos es más viscosa que una pulpa con un bajo porcentaje de sólidos. La viscosidad de la pulpa no depende solamente del porcentaje de sólidos, también depende del tamaño, forma y peso específico de las partículas en la pulpa. En general, a igual porcentaje de sólidos:   

Pulpas compuestas de partículas más finas tienen una viscosidad más alta. Pulpas compuestas de partículas con mayor peso específico tienen una viscosidad más baja. Pulpas compuestas de partículas cuyas formas produce un roce menor tienen una viscosidad más baja.

La pulpa funciona como un medio viscoso. Si hay un aumento en la viscosidad, la fricción interna en la carga disminuye y la carga colapsa. Esto desplazara el centro de gravedad más cerca del eje del molino, lo cual reducirá la potencia consumida. Y una disminución en la fricción y en la capacidad de levantar la pulpa implica que la molienda disminuirá. Debido a que la viscosidad aumenta rápidamente con el porcentaje de solidos pasando un punto crítico, cerca de este punto se producirá una sobre carga viscosa, si la distribución de tamaños de las partículas dentro del molino se hace más fina, es posible que se produzca una sobre carga viscosa más rápido debido al desplazamiento hacia un valor crítico del porcentaje de solidos menor.

Figura 92.

Viscosidad de pulpa VS % sólidos.


Tamaño de liberación del mineral.

Antes de definir el grado de liberación de una partícula, debemos definir que es una partícula, que es un grano, y luego que es el grado de liberación de partícula. Por lo tanto, una partícula es una entidad física distinguible que se puede atrapar y separar de otras partículas. Una partícula puede referirse a una roca, un pequeño trozo de mineral, o una diminuta partícula de polvo. Los procesos de reducción de tamaño y de separación involucran el procesamiento de partículas. Un grano es un pequeño aglomerado de un cierto mineral. En una gran partícula de mineral (roca), los granos de los minerales valiosos están diseminados a través de material estéril (ganga). Si esta partícula se observa a través de un microscopio se verá que estos granos están muy bien delimitados, pudiéndose distinguir claramente de los otros granos que componen la partícula (roca).

Figura 93.

Partículas y tamaños de grano.

En cuanto a la liberación de mineral, diremos que cuando las partículas de una roca están formadas por minerales, se habla de partículas libres; cuando ellas consisten de dos o más especies minerales se les llaman partículas mixtas. El grado de liberación de una especie mineral particular es porcentaje de partículas individuales de ese mineral que ocurren en forma libre o mixta.

Figura 94.

Liberación de partículas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El objetivo de la liberación es obtener partículas que contengan solo mineral de valor de modo que este pueda ser separado de la ganga. La liberación se logra mediante un proceso de reducción de tamaño, denominado también conminución, el cual se realiza en las plantas de chancado y molienda. El producto del proceso de conminución son partículas que contienen mineral de valor, partículas que contienen gangas, y partículas parcialmente liberadas o mixtas que contienen minerales de valor y ganga. La liberación es exitosa cuando el producto que se obtiene contiene principalmente dos tipos de partículas: Partículas compuestas casi exclusivamente de mineral de valor, y partículas compuestas casi exclusivamente de ganga.

1.9

Grado de liberación.

El grado de liberación de un mineral se refiere al porcentaje de mineral presente en forma de partículas libres con respecto a la cantidad total de dicho mineral contenido mezclada con otros minerales y ganga. El grado de liberación depende del tamaño de las partículas en relación al tamaño de los granos. Si la razón entre el tamaño de las partículas y el tamaño de los granos es alta, la liberación es pobre (demasiados granos por partículas), si esta razón es baja, es una indicación de una buena liberación (pocos granos por partícula). Para un mismo tamaño de partícula diferentes minerales a menudo tienen diferentes grados de liberación. En general, la liberación de la ganga no requiere de partículas muy finas.

Figura 95.


La curva que se muestra en la figura anterior, muestra el grado de liberación de un mineral en función de la razón entre el tamaño de partículas y el tamaño de los granos. Cuando el tamaño de partículas es el mismo que el tamaño de los granos la liberación es baja, esto se debe al hecho de que las partículas no necesariamente se quiebran siguiendo los bordes de los granos, una partícula pequeña podría contener pedazos de varios granos que fueron quebrados en vez de un solo grano entero.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La liberación mejora notablemente cuando el tamaño de partículas es aproximadamente una décima parte del tamaño de los granos, así el efecto de cada grano en la composición de las partículas es mayor lo cual mejora la liberación. El tamaño de los granos de cada uno de los minerales presente en un yacimiento es diferente, además el tamaño de grano de un mismo mineral varía de un yacimiento a otro. La siguiente tabla, nos muestra el tamaño de los granos de tres minerales generalmente presentes en un yacimiento de cobre, para cierto tamaño de partícula, por ejemplo 106 micrones malla 150, se puede observar que la liberación es muy diferente para los diferentes minerales. En este ejemplo los silicatos considerados como la ganga son liberados mucho antes que la calcopirita que es el mineral de valor. Mineral

Tamaño del grano (µm)

Razón Tamaño de partícula de grano

Liberación (% aproximado)

Silicatos

500

0.21

40

Pirita

300

0.35

20

Calcopirita

75

1.41

0

Tabla 14.

Ejemplo de mineral de cobre de baja ley, tamaño de molienda D80 = 106 µm (malla 150)

En algunos casos se puede aprovechar esta dispersión del grado de liberación, por ejemplo moliendo el mineral hasta un tamaño en que la ganga se pueda liberar fácilmente, pero que es muy grueso para liberar el mineral de valor. La ganga liberada se puede eliminar en una etapa de separación antes de moler el mineral a un tamaño más fino para eliminar el mineral de valor. Con esto se evita moler innecesariamente la ganga ya liberada reduciendo así mismo el costo de molienda. En algunos casos se puede aprovechar esta dispersión del grado de liberación, por ejemplo moliendo el mineral hasta un tamaño en que la ganga se pueda liberar fácilmente, pero que es muy grueso para liberar el mineral de valor. La ganga liberada se puede eliminar en una etapa de separación antes de moler el mineral a un tamaño más fino para eliminar el mineral de valor. Con esto se evita moler innecesariamente la ganga ya liberada reduciendo así mismo el costo de molienda Figura 96. Separación de partículas y granos en remolienda.


Movimiento de la carga en molinos rotatorios.

Los molinos rotatorios muelen partículas a medida que el molino gira y el mineral es golpeado por los medios de molienda. La carga dentro del molino se mueve siguiendo dos patrones  

Cascada. Catarata.

Se dice que la carga en el molino sigue un movimiento de cascada, cuando los medios de molienda (bolas) ruedan de la parte alta de la carga hasta el pie de ella. El movimiento de cascada generalmente produce fragmentación por fricción lo que da lugar a un producto de molienda fino. Se dice que la carga en el molino sigue un movimiento de catarata, cuando los medios de molienda (bolas) son arrojados desde la parte alta de la carga hasta el pie de ella. El movimiento de catarata generalmente produce fragmentación por impacto, lo que da lugar a un producto de molienda grueso. En general el movimiento de la carga en el molino es una combinación de movimientos de cascada y catarata.

Figura 97.

Movimiento de la carga en molinos rotatorios.

En el interior de los molinos rotatorios, se producen las siguientes formas de impacto a medida que estos giran: Roca con roca, de roca con bola, de roca con revestimiento, bola con bola, y de bola con revestimiento. La magnitud del elevamiento que sufren los medios de molienda depende de la velocidad de rotación del molino y del tipo de revestimiento del molino.




A velocidades relativamente bajas o con revestimientos lisos, los medios de molienda tienden a rodar hacia el pie del molino y la conminución que ocurre es principalmente abrasiva. Esta caída en cascada produce el aumento del desgaste del revestimiento. A velocidades mayores los cuerpos de molienda son proyectados sobre la carga para describir una serie de paráb olas antes de aterrizar en el “pie” de la carga.

En los molinos tubulares con medio de molienda de bolas de acero, se imparten fuerzas requeridas para reducción de tamaño. En la rotación de un molino cargado con rocas y medios de molienda, la carga completa se eleva en su perímetro del molino y en la dirección del movimiento, después de alcanzar cierta altura parte de la carga cae en cascada hacia el fondo del molino, la otra parte tiende a deslizar algo más en dirección del molino para luego caer. Durante este proceso, los medios de molienda caen repetidamente sobre la roca, fraccionándola hasta reducir su tamaño, algo de reducción de tamaño ocurre debido a las fuerzas abrasivas como un resultado de la acción combinada del impacto repetitivo y la abrasión. La reducción de tamaño tiene lugar y se da un tiempo suficiente para que el mineral de interés económico sea liberado. La molienda se realiza en molinos de forma cilíndrica que giran alrededor de su eje horizontal y que contienen una carga de cuerpos sueltos de molienda conocidos como "medios de molienda". Los cuales están libres para moverse a medida que el molino gira produciendo la conminución de las partículas de mena. A fin de proteger el molino durante el movimiento de la carga, las paredes internas de la carcasa son recubiertas con blindajes, llamados también revestimientos, forros o chaquetas a fin de proteger la estructura del equipo y que a la vez, afectan las características de molienda en dos maneras: Por el espacio muerto que ellos ocupan dentro del casco del molino; este espacio podría ser ocupado por mineral y medios de molienda. Es decir le resta capacidad de molienda.  Los revestimientos controlan la acción de molienda de los propios medios de molienda. 

Desde el punto de vista mecánico, los revestimientos del molino funcionan para voltear la carga de los medios de molienda a lo largo del cuerpo del molino. Figura 98.

Revestimiento del molino.


Velocidad en molinos.

Los molinos de bolas comúnmente se operan a velocidades mayores que los molinos de barras, de tal forma que se obtiene primordialmente un efecto de catarata. La velocidad normalmente está comprendida entre el 70 y 80% de la velocidad crítica. La velocidad del molino afecta el movimiento de la carga. Si se aumenta la velocidad, el movimiento de catarata aumenta y la molienda se hace más gruesa. Si la velocidad del molino alcanza un punto crítico, los medios de molienda se adhieren a las paredes del molino debido al efecto de la fuerza centrífuga, y la eficiencia de molienda decrece bruscamente. Normalmente la velocidad del molino es constante, algunos molinos sin embargo usan motores de velocidad variable, mientras que a velocidades relativamente bajas, los medios de molienda tienden a rodar hacia el pie del molino y la conminución que ocurre es principalmente abrasiva.

1.11.1 Velocidad crítica. La velocidad crítica del molino, es la velocidad mínima a la cual la capa exterior de medios de molienda se adhiere a la superficie interior del cilindro debido a la fuerza centrífuga. A esta velocidad la fuerza centrífuga es justo balanceada por el peso de los medios de molienda. Por ejemplo, normalmente el rango de trabajo de la velocidad crítica para molinos de bolas es entre 70 a 80% de la velocidad crítica, en el caso del molino SAG, la velocidad puede ser de hasta el 78% de la velocidad crítica, mientras que en el caso del molino de bolas, la velocidad del molino es de hasta el 82 % de la velocidad crítica. En otras palabras, la velocidad crítica es la velocidad del molino a la que la fuerza centrífuga mantiene todo el material en las paredes del molino y evita la acción de caída en catarata y cascada que se requiere para la molienda. Para calcular la velocidad crítica de un molino, podemos utilizar las siguientes relaciones: Expresando el diámetro del molino en pies. c=

Dónde: Nc = Velocidad crítica en RPM. D = Diámetro del molino.

6.6

√ D

Expresando el diámetro del molino en metros. c=

2.0

√ D


Tamaño crítico de partículas.

En un molino con descarga por rejilla (o en un circuito cerrado donde el material grueso en la descarga del molino se retorna al molino) puede producir una acumulación a lo que se denomina material de tamaño crítico (normalmente entre 7.7. cm y 25 cm). La velocidad de fragmentación de este material no es suficientemente grande para un cierto flujo de alimentación de modo que este se acumula en el molino. En la rejilla se perforan algunas aberturas grandes conocidas como aberturas para guijarros, con el fin de remover el exceso de material crítico. En el caso de molinos de bolas, esto ocurre para material que es muy pequeño para servir como medio de molienda y muy grande para ser molido a la velocidad requerida.

Figura 99.

1.13

Velocidad de ruptura VS Tamaño de partícula

Carga circulante en molienda.

La carga circulante es una función directa de la cantidad de material grueso reciclado al molino en un circuito cerrado. Una carga circulante de 300% significa que por cada tonelada de sólidos alimentada al circuito, tres toneladas son recicladas desde la descarga de los hidrociclones al molino (por ejemplo en caso del molino de bolas). La carga circulante es un índice aproximado de cuantas veces las partículas pasan por el molino. Las partículas pasan un mayor número de veces por el molino cuando la carga circulante es mayor. Por supuesto las partículas finas no pasan por el molino tantas veces como lo hacen las partículas gruesas o más pesadas. Los hidrociclones se encargan de remover estas partículas finas desde el circuito. En el caso de Laguna Seca, para molienda de bolas, la carga circulante por balance es de 350%, pudiendo llegar como valor máximo de diseño a 450%.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.13.1 Cálculo de la carga circulante. La carga circulante del sistema se obtiene dividiendo el tonelaje reciclado por el tonelaje alimentado al circuito. La carga circulante será igual a la razón entre el flujo de sólidos reciclados (gruesos del clasificador) y el flujo de alimentación fresca de sólidos. La carga circulante se expresa en porcentaje. Valores típicos de carga circulante en circuitos de molinos de bolas varían entre 100% y 400% y para molinos autógenos / semiautogenos entre 10% y 60%. Considerando que en estado estacionario el flujo de sólidos en la alimentación fresca es igual al flujo de sólidos en el producto, la carga circulante puede ser igual a la relación de flujo de sólidos reciclados entre el flujo de sólidos del producto final.

Carga Circulante =

Descarga de los ciclones ebalse de los ciclones

 100

Determinación de la carga circulante en función del tonelaje: CC=

Ton nderflo Ton verflo

Determinación de la carga circulante en función del porcentaje de sólidos:

CC



MS2 MS 3

( 

1

PS A 1 ( PSU

1 



PS O 1 PS A

) )

Dónde: PS A= Porcentaje de solidos alimentación al ciclón. PSU= Porcentaje de solidos underflow al ciclón. PSO= Porcentaje de solidos overflow al ciclón. Determinación de la carga circulante en función de la densidad de pulpa: CC



(DPA



DPO )(DPU



1)

(DPU



DPA )(DPO



1)

DP A= Densidad pulpa alimentación al ciclón. DPU= Densidad pulpa underflow al ciclón. DPO= Densidad pulpa overflow al ciclón.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Determinación de la carga circulante por diluciones: Si tenemos un circuito cerrado y directo la fórmula de carga circulante vincula las diluciones de los flujos participantes del circuito de la siguiente manera: Dilución=

100  % S

CC=

%S Df-Do Du-Df

Df = Dilución en la alimentación. Do = Dilución en el overflow. Du = Dilución en el underflow. En caso de considerar solo tonelaje, podemos usar la siguiente relación: MS1+ MS2 = MS4+MS5 MS1 = Tonelaje seco de alimentación fresca. MS2 = Tonelaje seco descarga del molino. MS4 = Tonelaje seco rebalse de hidrociclones (Overflow). MS5 = Tonelaje seco descarga de hidrociclones (Underflow). FiK = % Passing de la malla i en el flujo K.

Figura 100.

Determinación de carga circulante por diluciones.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las granulometrías deben satisfacer la relación del balance: Por balance: MS1 = MS4 MS2=MS5 MS1Fi1 + MS2Fi2 = MS4Fi4 +MS5Fi5 MS4Fi1 + MS5Fi2 = MS4Fi4 +MS5Fi5 MS5 (Fi2 - Fi5 ) = MS4(Fi4 - Fi1 ) Dividiendo entre MS 4 MS5 MS4

CC

1.14



(Fi2 - Fi 5 )

MS5 MS4





(Fi 4 - Fi1 )

(Fi 4 - Fi1 ) (Fi2 - Fi 5 )

Clasificación en molienda.

La clasificación es la operación de separación de partículas de una cierta distribución granulométrica, en dos fracciones, una fracción donde prevalecen la partículas de mayor tamaño y en la otra los de menor tamaño.

Figura 101.

Principio de clasificación.

Diferencia entre clasificación seca y húmeda La diferencia entre ambos tipos de clasificación, reside en el hecho que la separación de los tamices o cedazos se efectúa estrictamente según el tamaño de la partícula, mientras que en la clasificación húmeda, la separación tiene lugar según el principio de sedimentación, en que intervienen tanto tamaño, como forma y peso de las partículas.

Función de los clasificadores:   

Evita una remolienda inútil de partículas que ya tienen la granulometría deseada. La eficiencia de los molinos y su rendimiento se ve grandemente aumentado. En la mayor parte de los casos los clasificadores obtienen dos productos: o Un rebose (overflow) constituido por partículas finas. Una descarga (underflow) constituido por partículas gruesas. o

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Métodos de Control de tamaño. En las prácticas de procesamiento de minerales tenemos dos métodos dinámicos de procesos de control de tamaño:  

Harneado: Usa patrones geométricos para control. Clasificación: Usan el movimiento de las partículas para control de tamaño.

1.14.1 Clasificación en molienda Antes de entrar a evaluar el comportamiento de un clasificador debemos entender su funcionamiento, el funcionamiento de un clasificador, un ciclón en este ejemplo, se puede visualizar mediante el uso de un modelo conceptual simple. La operación de un hidrociclón se compone de dos pasos:  

Clasificación, que produce los flujos de rebalse (finos) y descarga (gruesos). Corto circuito, es parte del material fino que sale por la descarga o parte del material grueso que sale por el rebalse.

La fuerza centrífuga creada por el movimiento circular dentro de un hidrociclón separa las partículas finas de las partículas gruesas.

Figura 102.

Clasificación en hidrociclones.

Las partículas más grandes y pesadas que tienen una mayor velocidad de sedimentación son expulsadas hacia las paredes del hidrociclón, desde donde escurren hacia el fondo (APEX) del hidrociclón. Las partículas más livianas son arrastradas por el agua hacia el flujo del rebalse de hidrociclón (VORTEX). El balance entre la fuerza centrífuga y la fuerza de arrastre determina el lugar de salida de las partículas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Flujos que originan la separación de partículas en el hidrociclón. 

Flujo Inferior (torbellino primario): La alimentación que ingresa al hidrociclón origina un flujo pegado a la pared interna de la sección cilíndrica y cónica dirigida hacia el vértice inferior (ápex) para salir al exterior arrastrando las partículas gruesas.



Flujo Superior (torbellino secundario): Se origina por una gran cantidad del líquido que asciende por el núcleo central y que es forzado a salir del hidrociclón por el vórtex arrastrando las partículas finas. El núcleo central es formado por el torbellino primario.

Partes del Hidrociclón. 

Cámara de alimentación (Cabezal): Es una sección cilíndrica que recibe tangencialmente la pulpa a presión. La pulpa ingresa por una abertura estrecha llamada Feed Inlet. En la parte superior tiene acoplado un diafragma llamado Vórtex Finder que se prolonga a través de una tubería por donde sale al exterior las partículas finas.



Sección Cilíndrica: Es la parte central y da la dimensión del hidrociclón.



Sección Cónica: Es la parte inferior del hidrociclón que termina en un orificio llamado Ápex por donde salen los gruesos al exterior. Estos dos últimos están internamente revestidos con jebe para evitar que se gasten rápidamente, debido a la gran cantidad de arena que tiene la carga. Figura 103. Partes más importantes de un hidrociclón.

Efectos del tamaño del ápex en el flujo de descarga. El tamaño del orificio inferior es muy importante para una buena separación de partículas en el hidrociclón. Ápex de tamaño correcto:    

Da un flujo de ángulo de cono entre 20 a 30 grados (flujo en spray). Permite el ingreso de aire que saldrá por el Vórtex. Los gruesos descargan libremente con un % sólidos mayor al 50% en peso. Los finos salen libremente por el Vórtex.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Ápex de tamaño muy pequeño:   

Permite un flujo de salida denso en forma de espiral (flujo en soga). No permite el ingreso de aire. Obliga la salida de partículas gruesas.

Ápex de tamaño muy grande:   

Permite un flujo de pulpa de cono muy abierto. Permite la salida de mayor cantidad de agua (pulpa menos densa). Permite la salida de mayor cantidad de partículas finas (forma paraguas).

Tipos de descarga del underflow en hidrociclones. 

Normal: Es cuando la presión y el flujo son estables, y están en los parámetros adecuados.



Soga: Es cuando hay un exceso de presión y consecuentemente exceso de flujo, también puede indicar una excesiva aglomeración de sólidos en el orificio del ápex y produce una excesiva migración de partículas de tamaño grueso al overflow.



Abierto o paraguas: Es cuando hay poca presión y consecuentemente poco flujo.

Figura 104.

Tipos de descarga en el Underflow.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Tamaño de corte y grado de separación. La alimentación a un clasificador contiene partículas de diferentes tamaños, nosotros podríamos clasificar estas partículas separándolas las finas a la izquierda y las gruesas a la derecha. Un clasificador perfecto separa la mezcla de un modo que todas las partículas gruesas salen con el flujo de la derecha la descarga y todas las partículas finas salen con el flujo de izquierda el rebase. El punto en donde ocurre la separación indicada por la posición de la línea se denomina el tamaño de corte, parte del material es cortocircuitado hacia la descarga del hidrociclón debido a este cortocircuito. La descarga ahora contiene partículas que están bajo la línea y a la derecha de ella y el rebase contiene partículas ubicadas por sobre la línea y a la izquierda de ella. En la práctica la clasificación no es perfecta algunas de las partículas finas salen por la descarga y algunas partículas gruesas salen por el rebase. Figura 105. Grado de liberación.

Cuando la clasificación se empeora es decir cuando más partículas finas salen por la descarga y más partículas gruesas salen por el rebose decimos que el grado de separación disminuye. El grado de separación corresponde a la pendiente del ángulo de inclinación de la línea, en un clasificador perfecto esta línea es vertical. Cuando el grado de separación es pobre la línea se aproxima a la horizontal.

Descripción de la curva de separación. La curva de separación describe la manera en que las partículas en la alimentación de un clasificador se separan en dos flujos de rebalse y de descarga. En un clasificador en donde la separación no es perfecta el tamaño de corte es el tamaño al cual las partículas en la alimentación tienen la misma probabilidad de irse a la descarga o al rebalse del hidrociclón. El grado de separación es una medida de eficiencia de la clasificación está dado por la pendiente de la curva de separación, una pendiente pronunciada indica una clasificación cercana a la ideal, una pendiente baja es una indicación de una clasificación pobre. El cortocircuito indica el porcentaje de partículas finas que han sido arrastradas por el agua y salen por la descarga. Figura 106. Curva de separación.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Eficiencia de clasificación D50. Considerando cualquier partícula pequeña (o un rango pequeño de tamaño de finos) si su concentración expresada en gramos por litro de líquido son iguales en la descarga, el alimento y rebalse del hidrociclón, es lógico que no ha ocurrido ningún tipo de concentración. Por el contrario, si todas las partículas de tamaño más grueso de alimentación al hidrociclón se reportan como descarga en el ápex, la separación es 100% completa. De este modo, en un hidrociclón en operación, la recuperación en el ápex oscila desde un valor mínimo para partículas finas hasta un valor de 100 % para partículas gruesas. La eficiencia de un hidrociclón se puede mostrar claramente como una “curva de clasificación” en cuya ordenada se clasifican los porcentajes obtenidos como descarga del ápex, para cada rango de tamaños de partículas que se colocan en las abscisas. En la figura anterior, el 0 % representa la condición donde la descarga en el ápex y la concentración en el alimento de pulpa son iguales. De manera similar 100% significa recuperación completa en la descarga del ápex, de este modo “La curva de separación

representa el porcentaje de un determinado tamaño de partícula que se reporta en la descarga del ápex” sin considerar en los cálculos, los sólidos (en el alimento y en la descarga) que están

contenidos en un volumen de alimento de pulpa formado por la misma proporción de líquido que está presente en la descarga. Una operación eficiente de un hidrociclón dará una curva empinada, indicando que una cantidad relativamente pequeña de gruesos se ha dirigido hacia el overflow, y que asimismo, pocas partículas pequeñas o finas han sido descargadas a través del ápex. Existe un punto de referencia muy útil que se ha determinado en emplear para describir la eficiencia de un hidrociclón, es el llamado “tamaño de corte d50, es decir el tamaño de partícula

en el alimento de pulpa a un hidrociclón, cuyo 50% del peso va hacia el overflow y el otro 50% va hacia el underflo”.

Eficiencia real de clasificación. La respuesta de un hidrociclón queda totalmente caracterizada por su curva de eficiencia de clasificación. Ei, i = 1. Definida para cada tamaño de partícula como la fracción de los sólidos de ese tamaño en la alimentación que es recuperada en la descarga. La denominada Eficiencia Real del proceso queda caracterizada por la Curva Tromp de Clasificación: Ei = (mi)U / (mi)F = Fr acción del Tamaño ‘i’ que reporta a la descarga. Dónde: (mi)F y (mi)U representan los flujos másicos de partículas tamaño ‘i’ en la alimentación (mi) F y descarga (mi) U. Por lo tanto, Ei debiera tomar valores cercanos a 1.0 para las partículas más gruesas y mucho menores (idealmente 0.0) para las partículas más finas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La figura 79 ilustra el comportamiento típico de un hidrociclón incorporado a un circuito cerrado de molienda clasificación. En ella se observa un fenómeno que es característico de todos los sistemas de clasificación hidráulica sin excepción; la eficiencia de clasificación tiende a un valor finito distinto de cero, para tamaños de partícula tendientes a cero. Tal fenómeno ha sido racionalizado postulando que solo una fracción de la pulpa de la alimentación realmente participa del verdadero proceso de clasificación de partículas en el interior del hidrociclón, mientras que la fracción restante de pulpa sufre un corto circuito o bypass directo al flujo de descarga, esta concepción racional del fenómeno observado en la figura 80 a partir de la cual es posible definir una nueva eficiencia corregida de clasificación. EiC , i = 1,…..n

Como la razón entre los flujos másicos de sólidos, por fracción granulométrica en la descarga y la alimentación al hidrociclón, respectivamente, descontando el efecto de corto circuito (Bpf).

Figura 107.

Figura 108.

Eficiencia de clasificación real.

Eficiencia de clasificación corregida.


C

Ei

(mi )U



(mi )F

(mi )U - Bpf (mi )F 

(mi )U C

Ei



i

(mi )F (1 - Bpf )

(mi )F



1,2......., n

- Bpf

(1 - Bpf )

i



1,2......., n

Y por lo tanto recordando la definición de la eficiencia “real” de clasificación: C

Ei

Ei - Bpf 

i

(1 - Bpf )



1,2......., n

O equivalentemente:

Ei



C

Bpf  (1 - Bpf )Ei

Figura 109.

i



1,2......., n

Eficiencia real de clasificación.

Factores importantes a considerar en clasificación. A continuación, vamos de a detallar principalmente la importancia de los ductos de alimentación, rebose y descarga de los hidrociclones, así como revisar los factores que influyen en la operación de los hidrociclones. Orificio de entrada: El Diámetro del orificio de ingreso a los hidrociclones determina la velocidad de entrada de la pulpa y proporciona un flujo patrón constante en el punto de entrada. Por ejemplo, en el caso de los hidrociclones marca Krebs, están diseñados con una entrada involuta que orienta las partículas, antes de que alcance el punto tangencial de contacto con la pared de la parte cilíndrica del hidrociclón, minimizando la turbulencia en

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS el punto y reduciendo la posibilidad de que las partículas de gran tamaño produzcan un cortocircuito en el vortex finder, por causa de la turbulencia. La entrada involuta permite el uso del vortex finder de mayor tamaño para separaciones una entrada tangencial directa, obteniéndose una menor caída de presión, mayor capacidad en el equipo y separación de partículas más precisa. La forma del área de alimentación es un factor importante, se ha comprobado que las áreas rectangulares y en involuta permiten disminuir la turbulencia de la pulpa alimentada al ciclón.

Figura 110. Alimentación involuta VS Alimentación tangencial.

Orificio del Vortex Finder: El vortex tiene mayor efecto en la caída de presión para un volumen dado, cuanto mayor es el vortex finder más grueso es el corte y mayor es la proporción de solidos por el overflow, a la inversa un vortex finder más pequeño implica cortes más finos y menos contenido de sólidos, pero un tamaño demasiado pequeño reduce el volumen y flujo provocando menor rendimiento de los hidrociclones. Para un alto rendimiento de los hidrociclones debe existir equilibrio entre una dilución aceptable, un vortex finder de mayor tamaño y una menor caída de la presión durante la operación. La capacidad de un hidrociclón varía de acuerdo al vortex finder definido para la operación de clasificación. El diámetro del vortex finder y la caída de presión son interdependientes, porque la mayoría de los problemas en clasificación involucran un volumen fijo. Un localizador de vortex de mayor tamaño produce menor caída de la presión, combinando ambos se logra una presión más eficaz. Orificio del Ápex: El ápex descarga el mineral grueso con mayor densidad y con la mayor fluidez en la descarga, por lo tanto debe de ser suficientemente grande para permitir salir el tonelaje con una forma de corte transversal ligeramente cónica, pero no debe de usarse como control de separación. El orificio del ápex nunca debe ser de valor pequeño para que exista una condición de descarga del tipo acordonada, esto indica que la mayor parte del tonelaje de salida no descarga por el underflow sino que el tonelaje restante es derivado al overflow, reduciéndose la eficiencia de clasificación.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Factores que influyen en la operación de los hidrociclones. Diversos factores influyen en la operación de un hidrociclón, dentro de los cuales podemos mencionar: La distribución de tamaño de partículas. La distribución del tamaño de partículas en el producto del underflow tiene mayor influencia en el porcentaje de solidos del underflow. Dilución de la alimentación. La adición de más agua de dilución es el control más efectivo disponible y da como resultado una clasificación más fina y detallada. Caída de presión. Es la diferencial de presión que existe entre la presión en la entrada del hidrociclón y la presión en el overflow del hidrociclón, esta caída, causa el descenso de la presión de alimentación a la batería de hidrociclones. (Para fines prácticos la caída de presión se considera en la presión de ingreso a los hidrociclones). La medición de la presión es un indicador de la energía requerida para atravesar un volumen determinado por las salidas del hidrociclón y no indica el rendimiento del proceso, excepto cuando se relaciona un conjunto particular de condiciones de operación. La eficiencia y capacidad volumétrica podría aumentar en la operación con una caída de presión más baja y con orificios de mayor tamaño.

Figura 111.

Influencia de la presión en la clasificación de hidrociclones.

Densidad de la pulpa. Cuando la densidad del Overflow es baja; nos indica que la pulpa que entra al ciclón es muy diluida, puede causar atoros en el underflow (descarga), y/o sobrecargar a los molinos de bolas, creando una elevada carga circulante hacia estos. Cuando la densidad del Overflow es alta; nos indica que la pulpa que ingresa es densa y es necesario aumentar agua.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Porcentaje de solidos de la alimentación. Un bajo porcentaje de sólidos en la alimentación produce un rebalse con mayor contenido de finos y un alto porcentaje de solidos aumenta la densidad de la pulpa lo cual reduce la velocidad de sedimentación de las partículas.

Figura 112.

Influencia del % de sólidos en la clasificación por hidrociclones

Las variables básicas que pueden ser controladas por el operador son:     

Porcentaje de sólidos en la alimentación. Presión de ingreso a los ciclones. Porcentaje de solido en el underflow. Alimentación fresca t/h. Número de hidrociclones en la operación.

Es importante mantener las variables dentro de los rangos especificados, para no afectar el rendimiento del circuito de molienda-clasificación. Las variables que pueden cambiarse durante la operación de los ciclones:   

Incremento de la alimentación fresca. Incremento de la carga circulante. Incremento del porcentaje de solidos de la alimentación fresca.

Si la alimentación fresca aumenta es recomendable aperturar hidrociclones adicionales, para controlar los porcentaje de sólidos de la alimentación, del underflow y la caída de presión, a fin de evitar el by-pass de partículas gruesas. El producto del overflow resultara más grueso, pero esto se debe al mayor tonelaje que pasa por planta, el que produce un producto más grueso para ser alimentado al hidrociclón.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Si la carga circulante aumenta ya sea porque el mineral es más duro y la planta está entregando un material más grueso o por que el inserto del ápex está desgastado. Esto puede revisarse observando el patrón de descarga del ápex (en el ápex la descarga tiene un patrón de sombrilla superior a 30 grados), o midiendo el porcentaje de sólidos de underflow y al encontrar este más diluido de lo normal. Si el porcentaje de sólidos en la alimentación aumenta, esto puede ser producido principalmente por dos razones, el aumento en la carga circulante o el incremento de la nueva alimentación fresca.

1.15

Circuitos convencionales del área de Molienda

En molienda generalmente se describen dos tipos de circuitos:  

Circuito abierto. Circuito cerrado.

1.15.1 Circuito abierto. Cuando el mineral pasa a través del molino sin una etapa de clasificación paralela. La disposición utilizada en la molienda primaria es el circuito abierto.

Figura 113.

Circuito abierto.

1.15.2 Circuito cerrado. Cuando el molino trabaja con un clasificador (hidrociclón) cuyo producto grueso retorna de nuevo al molino, mientras que el fino pasa directamente a la etapa siguiente. Se utiliza para evitar la sobre molienda en la cual el ciclón trabaja en circuito cerrado con el molino logrando una disminución en el consumo energético al evacuar del circuito el material ya molido al tamaño deseado. Un circuito abierto que moliera a este mismo tamaño, consumiría una cantidad mayor

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS de energía y originaria una elevada producción de finos. La disposición utilizada en molienda secundaria es el circuito cerrado.

Figura 114.

Circuito cerrado.

Los circuitos cerrados a la vez pueden dividirse en: C.C. Directo y C.C. Inverso. 

Circuito cerrado directo: Se caracteriza por alimentar el mineral fresco directamente al molino de bolas conjuntamente con el flujo de descarga del nido de ciclones.

Figura 115.

Circuito cerrado directo.


Circuito Cerrado Inverso: Se caracteriza por alimentar el mineral fresco primero a los clasificadores clasificadores (ciclones), traspasando solo la descarga de éstos al molino de bolas.

Figura 116.

Circuito cerrado inverso.

En ambos casos, se agrega al cajón de la bomba la cantidad de agua requerida para alcanzar la dilución deseada en la pulpa de alimentación a los ciclones, cuyo flujo de rebalse constituye el producto final de la sección. Como es de esperarse, el comportamiento metalúrgico de ambas configuraciones será tanto más eficiente como mayor sea la proporción de finos en el flujo de alimentación fresca.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2. MOLIENDA SEMIAUTOGENA (SAG). 2.1

Introducción.

El área de molienda SAG, tiene el objetivo de continuar con la r educción del tamaño de partícula procedente del área de chancado primario, recuperando el mineral desde el stock pile de material grueso, para alimentar al molino SAG; en este el mineral es reducido, luego a su descarga es clasificado en zarandas húmedas, de las cuales el producto fino será enviado al área de molienda de bolas y clasificación, y el producto grueso al área de chancado de pebbles, para luego retornar a alimentar al molino SAG.

Figura 117.

2.2

Diagrama de flujo del área de molienda SAG.

Descripción del área de Molienda Primaria.

Continuando con el proceso de conminución, la función del área de molienda SAG, que también puede ser llamada molienda primaria, es continuar con la reducción de mineral procedente de chancado primario con una tamaño aproximado F80 de 6” a 8” (152 a 20 mm) y reducirlo hasta tamaños máximos aproximados P80 de 1.6” a 2.” (0 a 60 mm).

Figura 118.

Molino SAG.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El mineral grueso almacenado en el stock pile, es retirado gracias a alimentadores de faja o placas ubicados por debajo del stock pile, este grupo de alimentadores cuyo número y configuración es definido en el diseño de la planta, permiten descargar el mineral de manera constante hacia una faja o fajas f ajas transportadoras, transportadoras, para luego estas, alimentar al molino SAG. Estos alimentadores pueden ser accionados por motores eléctricos o hidráulicos (incluye unidad de potencia hidráulica), dependiendo del diseño de la planta; son de velocidad variable, lo que permite regular la descarga hacia las fajas transportadoras de alimentación al molino SAG y hacia mantener un tonelaje constate. En la descargar de los alimentadores podemos encontrar electroimanes, que tienen la finalidad de extraer elementos metálicos del mineral evitando que las fajas transportadoras de alimentación al molino SAG puedan sufrir algún daño.

Figura 119.

Recuperación de mineral grueso.

La fajas o fajas de alimentación al molino SAG, tiene una balanza, que registra en valor instantáneo del tonelaje que pasa por dicha faja; este valor, esta enlazado a la velocidad de los alimentadores de faja, de tal manera que si el tonelaje baja, de manera automática la velocidad de los alimentadores se incrementa, permitiendo la recuperación del tonelaje. En caso de que el tonelaje aumente, la velocidad de los alimentadores disminuye, permitiendo así la regulación del tonelaje de alimentación al Molino SAG. El mineral que es transportado por la faja, descarga en el chute de alimentación al molino SAG; a este chute también ingresa agua de proceso, que tiene la función de la formación de pulpa, la que posteriormente será transportada hacia las operaciones aguas abajo mediante sistemas de bombeo; también ingresa reactivos como colectores y lechada de cal, que permite acondicionar la pulpa para el proceso de flotación. El ingreso de agua, colector y lechada de cal, está regulada por el tonelaje de mineral que se alimenta al molino SAG. También ingresan al molino SAG, medios de mol ienda (bolas de acero), que pueden tener diámetros de entre 5” a 5 ½”; estas bolas están encargadas de realizar la molienda del mineral junto con el mismo mineral.


Figura 120.

Molino SAG

El molino gira por accionamiento de Piñón Corona o por accionamiento GMD (Gearless Mill Drive-Accionamiento del molino sin engranajes); permitiendo que el mineral y los medios de molienda giren, y principalmente por impacto y abrasión se produzca la reducción del mineral. Antes de salir la pulpa del del molino, el mineral es clasificado clasificado por una parrilla parrilla interna; el mineral que pasa esta parrilla, descarga hacia un trommel y de aquí a una zaranda vibratoria; mientras que el mineral grueso, se mantiene dentro del molino a fin de continuar su reducción. Sistema de Accionamiento GMD

Figura 121. Accionamiento del molino SAG

Durante las últimas 4 décadas, las prácticas operativas del molino SAG, se han caracterizado por un continuo aumento en la severidad para las condiciones de impacto de la carga en el interior del molino, de modo que los molinos han ido evolucionando, aumentando sus dimensiones y mejorando así los métodos de molienda, respecto a la resistencia de los minerales al impacto.


Figura 122.

Evolución del molino SAG.

En la actualidad, podemos encontrar molinos SAG de diferentes dimensiones, como por ejemplo de: 40´ x 26´, 40´ x 22´, 36´ x 19´, 38´ x 21´, 40´ x 26´. Es importante en la operación del molino SAG, monitorear y controlar algunas variables, como por ejemplo: la presión en los descansos del molino, la potencia del molino, el porcentaje de sólidos en la descarga del molino, el flujo de agua de alimentación al molino, la dureza del mineral, el ruido y la velocidad de giro del molino.

Figura 123.

Variables de control en un Molino SAG.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El producto del molino SAG, descarga a través de un trommel (tamiz cilíndrico acoplado a la estructura del molino), en este, la pulpa es clasificada en un producto fino (undersize) y un producto grueso (oversize). Las aberturas del trommel, dependen del diseño del equipo en general, por citar un ejemplo, podemos decir que la abertura del trommel es de 25 mm x 60 mm.

Trommel

Figura 124.

Trommel de un molino SAG.

El producto fino del trommel, que es el material de menor dimensión acompañado de agua, descarga en un cajón de almacenamiento temporal, desde donde esta pulpa es bombeada hacia el área de molienda de bolas y clasificación; mientras que el material grueso retenido en el trommel, es descargado sobre zarandas vibratorias. Las zarandas son equipos que cumplen la función de clasificar el mineral en dos productos, uno fino (undersize), y uno grueso (oversize). Para ayudar a la rápida clasificación, este equipo recibe un flujo constante de agua por medio de inyectores, que ayudan a que las partículas finas adheridas a las gruesas, se separen y salgan con el material fino; además estos equipos cuentan con excitadores que producen la vibración de toda la zaranda, ayudando de esta forma a que a clasificación sea más eficiente. El material fino (undersize) de la zaranda, descarga en el cajón de alimentación a molienda de bolas; mientras que el material grueso de la zaranda, descarga sobre una faja que transportara el material hacia el área de chancado de pebbles.


Principales equipos del área de Molienda Primaria.

2.3.1 Molino SAG. El molino Semiautógeno SAG, es un equipo, que se encarga de reducir el tamaño del mineral proveniente del área de Chancado Primario, con un tamaño aproximado de 6” a 8” hasta un tamaño entre 1.6” a 2.”. La descarga del molino SAG es derivada hacia una zaranda vibratoria

donde el mineral se clasificara en dos productos, uno f ino y el otro grueso. El molino SAG está diseñado como un sistema de circuito cerrado de molienda. Esto significa que las partículas de mineral no pueden abandonar el molino SAG hasta que su tamaño haya sido reducido lo suficiente para permitirles atravesar la parrilla de descarga del molino. El molino gira y al hacer caer su contenido violentamente causa la acción de molienda. El molino está cubierto con forros o revestimientos de acero con aleaciones, resistentes al impacto y desgaste para proteger el cilindro. Los forros o revestimientos cuentan con levantadores que ayudan a elevar la carga durante el giro del molino. La carga se levanta unos dos tercios hacia el arco de rotación del cilindro antes de dejarla caer. La molienda dentro del molino es una combinación de reducción del mineral a través de la acción de caída, roce o golpe del mineral entre las bolas y la abrasión del roce de partículas contra ellas o contra las bolas. El mineral, las bolas de molienda y el agua caen en cascada y catarata en el molino y el tamaño del mineral es reducido hasta que salga a través de las parrillas en el extremo de descarga del molino. El agua del molino SAG se agrega al chute de alimentación con el mineral. La adición de agua se hace en proporción al peso del mineral alimentado al molino.

Figura 125.

Principio de funcionamiento del molino SAG.

La velocidad del molino genera gran parte de la acción de levante de la carga al interior del molino. El molino SAG está accionado por un motor de velocidad variable y se opera generalmente en el rango del 60 al 85 por ciento de su velocidad crítica. La velocidad crítica es la velocidad a la cual la carga al interior del molino comienza a centrifugarse y evita la acción de caída en cascada que se requiere para la molienda.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Mantener el nivel adecuado de carga en el molino es uno de los elementos más importantes para una molienda eficiente. La variación de velocidad del molino es una importante variable de control de la operación de molienda. El operador debe asegurarse de que los revestimientos estén protegidos del impacto directo de las bolas de molienda. Esto se consigue manteniendo un nivel de mineral en la que las bolas caen durante la acción de caída en cascada. Mientras más blando el mineral, se reduce de tamaña más rápido. Bajo condiciones de mineral blando y a velocidades normales, es difícil mantener el nivel de mineral. En este caso, el operado reduce la velocidad del molino, así se reducen las tasas de molienda y se mantiene el nivel de mineral en el molino. Si el mineral es más duro, el operador puede aumentar la velocidad del molino. Esto aumenta la acción de cascada que a su vez aumenta la tasa a la que el mineral es reducido de tamaño. Así, utilizando la velocidad del molino, el operador puede variar la tasa de molienda y proteger los revestimientos del molino. Es importante que el operador sepa que la velocidad del molino y la potencia del motor son directamente proporcionales. proporcionales. La tapa de descarga del molino está formado por parrillas de metal duro. La pulpa fluye a través de parrillas y luego es trasladado por los levantadores de pulpa hacia el trunion de salida del molino

Partes principales del molino SAG S AG con accionamiento GMD. Dentro de las partes principales del molino SAG tenemos los siguientes: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10. 11. 12. 13. 14. 15. 16. 17. 18.

Chute de alimentación. alimentación. Descanso fijo. Tapa de alimentación (4 segmentos). Cilindro del molino. Lifters del cilindro. Lifters de la tapa de descarga. Tapa de descarga (4 segmentos). Descanso móvil. Bases. Revestimiento Revestimient o del muñón. Cono de descarga. Frenos de caliper. Disco de freno. Freno. Protección de estator. Rotor. Estator. Sellos.


Figura 126.

Partes principales de un Molino SAG de accionamiento GMD.

Partes principales del molino SAG S AG con accionamiento Piñon-Corona. Dentro de las partes principales del molino SAG tenemos los siguientes: 1. Chute de alimentación. 2. Chumacera principal. 3. Muñón de alimentación. 4. Tapa de alimentación. alimentación. 5. Casco. 6. Tapa de descarga. 7. Chumacera de descarga. 8. Revestimiento del muñón de descarga. 9. Eje piñón. 10. Chumacera de eje piñón. 11. Cubierta de engranajes. 12. Corona de molino. 13. Pedestal de cubierta. 14. Pedestal de chumacera.


Figura 127.

Partes principales de un Molino SAG de accionamiento por Piñón-Corona.

Sistemas de molinos SAG. Para su correcto funcionamiento del molino SAG, está compuesto de los siguientes sistemas:   

Sistema de accionamiento. accionamiento. Sistema de lubricación del cojinete principal. Sistema de frenos.

Dichos sistemas los describiremos a continuación. 

Sistema de accionamiento tipo GMD. El sistema de accionamiento es el encargado de convertir la energía eléctrica en energía mecánica, lo que da como resultado el momento torsor, que hace girar el molino. Es decir, energiza al molino con un accionamiento de velocidad variable; que permite al molino arrancar sin problemas con una tensión mecánica mínima. El molino no tiene engranaje (Gearless Mill Drive o GMD) y es accionado por un motor de anillos enfriado por ventilador de velocidad variable y frecuencia ajustable. El rotor de este motor está unido al molino y el estator se construye en un círculo alrededor del molino. La velocidad del molino SAG puede variarse. Esto regula la acción de cascada (caída) en el molino y proporciona un medio de controlar la tasa de molienda de las partículas de mineral. El molino SAG puede ser operado en diferentes modos. Estos modos son Modo Normal, Modo de Deslizamiento y Modo de Movimiento de Ajuste Lento. El Modo Normal se usa durante la operación de rutina del molino. El propósito de los Modos de Deslizamiento y Movimiento de Ajuste Lento es facilitar los trabajos de mantención y ayudar a soltar la carga congelada (o cementada).

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El motor del molino consta de: 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07. 08. 09. 10. 11. 12. 13. 14. 15.

Sistema de sellado Cubierta del estator Protección de sellado Soportes de sellado Paquete magnético Dedos de presión Bobina del estator Interconexiones del bobinado Cordón de vidrio Polo Entrehierro Soporte de escobilla Anillos rozantes Canales de ventilación Cubierta del rotor Figura 128.

Partes del sistema de accionamiento tipo GMD.

El accionamiento del molino consiste en un motor síncrono de anillo alrededor del casco del molino, un suministro de potencia al motor, un sistema de enfriamiento y sistema de control. El motor de anillo está construido en segmentos; los segmentos del rotor son unidos con pernos a la pletina del molino y el estator es autoestable.

Figura 129.

Ubicación de los polos del motor del molino SAG

El estator está construido en segmentos y provisto de un sistema de refrigeración integral. El aire atraviesa los filtros, refrigerado por un intercambiador de calor y es soplado a través del motor. El motor está sellado para evitar que las salpicaduras del proceso ingresen y está presurizado con aire para impedir el ingreso de polvo. Para evitar la condensación dentro del motor, los sensores cerrarán el suministro del agua de enfriamiento cuando la temperatura de las superficies descienda (como cuando el molino está detenido). Si la temperatura desciende aún más, los calentadores automáticamente controlados, entibian el aire. En comparación al diámetro del motor, el entrehierro es muy pequeño. El molino y motor deben estar fabricados y alineados a una distancia muy próxima para evitar que el rotor quede demasiado cerca del estator durante la operación. Cuando el entrehierro no es el apropiado durante la operación, se crean fuerzas magnéticas desbalanceadas. El molino se detiene si la desalineación excede las especificaciones del fabricante que limitan la magnitud de estas fuerzas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La velocidad del motor puede variarse. Esta variación se consigue modificando la frecuencia de la corriente alterna suministrada al motor. Si la frecuencia aumenta, el motor operará más rápido. Si desciende, el motor irá más lento. Un convertidor de ciclo, convierte la potencia de la subestación a una frecuencia menor. El convertidor de ciclo convierte la potencia entrante en corriente directa y luego la vuelve a convertirla en corriente alterna a la frecuencia requerida. 

Sistema de accionamiento tipo Piñón Corona. El sistema de accionamiento es el encargado de convertir la energía eléctrica en energía mecánica, lo que da como resultado el momento torsor, que hace girar el molino. El Molino SAG cuenta con doble accionamiento tipo piñon-corona, uno principal y uno auxiliar. El accionamiento principal se emplea para la operación normal, y consta de uno o dos conjuntos motor-reductor ubicados uno a cada lado del molino. El accionamiento auxiliar de giro lento se emplea para labores de mantenimiento al molino, y está ubicado a un solo lado del molino. Los motores principales convierten la energía eléctrica en energía mecánica de rotación con un bajo momento de torque, y la transmiten a los reductores principales; y éstos se encargan de elevar el torque reduciendo la velocidad por medio de engranajes, finalmente ambos reductores transmiten esta energía a los piñones (uno por lado del molino) los cuales están engranados a la corona montada en el cuerpo del molino, produciendo el giro del mismo.

Figura 130.

Disposición del sistema de accionamiento Piñón Corona.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Los motores principales son del tipo de inducción de rotor bobinado. Cada motor cuenta con un sistema de enfriamiento compuesto por ventiladores internos y externos y un intercambiador de calor aire-aire ubicado en la parte superior, que se encarga de mantener la temperatura adecuada del bobinado del motor. Cada motor principal cuenta con su propio sistema de lubricación que no solo cumple la función de lubricar las chumaceras sino que también las refrigera. La temperatura de las chumaceras, lado motriz y lado no motriz, debe mantenerse por debajo de 90°C. Los reductores principales son del tipo ejes paralelos de dos etapas. Cada reductor cuenta también con su propio sistema de lubricación que sirve para lubricar y refrigerar los dientes de los engranajes.

Figura 131.

Partes del sistema de accionamiento tipo Piñón Corona.

Los piñones y corona del molino son engranajes de dientes helicoidales y están fabricados en acero aleado. Cuentan con un sistema de lubricación que inyecta aceite en una cantidad determinada, suficiente como para formar una película protectora de lubricante en la superficie de las caras de los dientes. La transmisión está protegida por una cubierta fabricada en secciones. Existe una zona de sello que evita fugas de lubricante e impide el ingreso de polvo a la transmisión. La cubierta también cuenta con cuatro puertas de inspección lateral, dos por lado, una para inspeccionar el piñón y otra para inspeccionar la corona. La cubierta hace de embudo para la descarga de lubricante de engranajes a la sección inferior de la cubierta que contiene el aceite para el sistema de lubricación de los engranajes. Adicionalmente la cubierta está equipada con un conjunto de sensores infrarrojos, a ambos lados, para monitorear el gradiente de temperatura de los dientes del piñón.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cuando se requiere emplear el accionamiento de giro lento (inching), el motor eléctrico auxiliar, al igual que los motores eléctricos principales, convierte la energía eléctrica en energía de velocidad con un bajo torque y le transmite al reductor auxiliar, el que a su vez se encarga de elevar el torque reduciendo la velocidad por medio de engranajes, para finalmente transmitir esta energía al reductor principal. El motor auxiliar de accionamiento de giro lento (inching), es del tipo asíncrono de jaula de ardilla. El reductor es del tipo de ejes paralelos. En el eje de alta velocidad está instalado un freno de tambor destinado a detener el giro del molino en el lugar deseado cuando se realiza mantenimiento. En el eje de baja velocidad, se tiene instalado un acoplamiento que permite conectar y desconectar los ejes de los reductores principal y auxiliar, mediante un accionamiento tipo palanca, con la finalidad de dejar inactivo el accionamiento de giro lento cuando el molino está operando normalmente.

Figura 132. Accionamiento Piñón Corona.



Sistema de lubricación. El sistema de lubricación, como función principal, evita el contacto entre los muñones del molino (superficie de rodadura) y la superficie fija de los descansos. Es el sistema encargado de lubricar y refrigerar los descansos del muñón del lado de alimentación y del lado de descarga (entrada y salida), además de suspender el molino y su contenido en una cama de aceite, alejándolo de los descansos del muñón.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Componentes del sistema de lubricación. Cojinete del molino: El molino está soportado sobre sus muñones (postes huecos pesados apernados a las cabezas del molino) a través de los cuales pasa la carga y la descarga. Las superficies de soporte del muñón rotatorio son suaves y cada muñón se asienta sobre cuatro cojines hidrostáticos. Un cojinete hidrostático es uno en el que el aceite presurizado proveniente de un sistema de lubricación independiente es forzado a ingresar en la holgura existente entre las superficies que se deslizan. El cojinete en el extremo de alimentación del molino tiene caras de empuje (carriles) contra las cuales el muñón puede soportarse para evitar el movimiento paralelo al eje del molino. Esto es conocido como el cojinete fijo. El muñón del extremo de descarga puede moverse a lo largo del eje para permitir la expansión térmica o pequeños movimientos en las bases del molino o de sus otros componentes. Esto es conocido como el cojinete móvil o flotante. Figura 133.

Soporte de muñones lado de carga y descarga

Depósito de aceite: El sistema de lubricación del cojinete del muñón del molino es una unidad auto-contenida e independiente. Tiene un depósito de aceite dividido en tres secciones por deflectores (compartimientos de asentamiento, retorno y acondicionamiento). Los visores de vidrio en el exterior del estanque proporcionan una indicación visual del nivel de aceite en el interior de cada compartimiento del depósito. El aceite que se drena desde los cojinetes ingresa a la sección de asentamiento. Cualquier sólido grueso se asienta en el fondo de esta sección. El aceite pasa a través de la parrilla que está en el interior del compartimiento e ingresa al compartimiento de retorno. El compartimiento de retorno contiene calentadores eléctricos para calentar el aceite. El aceite es evacuado del estanque de retorno por medio de bombas de baja presión y es enviado a un circuito de acondicionamiento. El circuito de acondicionamiento contiene filtros e intercambiadores de calor enfriados por agua para acondicionar el aceite. El aceite fluye a través del circuito de acondicionamiento y hacia el interior del compartimiento acondicionado. Esta sección del depósito contiene dos calentadores termostáticamente controlados que aseguran que el aceite se caliente lo suficiente para iniciar el sistema después de una detención. Sin embargo, el aceite que retorna del molino está generalmente suficientemente tibio por lo que el calentamiento se hace innecesario durante la operación del molino.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Acondicionamiento de aceite: El acondicionamiento de aceite implica la filtración y el enfriamiento del mismo. Una de las dos bombas de recirculación (una operando y la otra en reposo) bombea aceite a través de los intercambiadores de calor. Los intercambiadores de calor utilizan agua para enfriar el aire si fuera necesario. La tasa del flujo de agua de enfriamiento que fluye a los intercambiadores de calor es automáticamente ajustada por una válvula de control de temperatura en la línea de retorno de agua de enfriamiento. Es extremadamente importante mantener constante la temperatura del aceite. La viscosidad del aceite cambia significativamente cuando varía la temperatura. No sólo la viscosidad del aceite debe permanecer en el rango adecuado para protección de los cojinetes sino porque los cambios de viscosidad también afectan la presión diferencial a través de los cojinetes. El operador depende de las mediciones de la presión del cojinete para controlar la carga del molino. La válvula de control de temperatura es controlada por un elemento de temperatura montado en el flujo de aceite que sale de los intercambiadores de calor. Después de ser enfriado, el aceite ingresa a uno de los dos filtros (uno es una unidad en reposo). Un interruptor de presión diferencial en los filtros activa una alarma cuando el filtro está obstruido y necesita ser cambiado. El aceite acondicionado (filtrado y enfriado) entonces pasa al sector acondicionado del depósito y fluye sobre el deflector dentro del compartimiento de retorno. Sistema de Cojinete de Empuje: Cada divisor de flujo está compuesto por cinco válvulas de control de flujo. Cuatro de ellos alimentan los cuatro cojines del cojinete en cada extremo del molino. La quinta válvula de flujo en cada divisor de flujo alimenta uno de los carriles de empuje del extremo de alimentación. Este flujo de aceite y presión evitan que las caras de empuje del cojinete hagan contacto, lo que podría causar que el cojinete se calentara y desgastara. El cojinete de empuje impide que el molino se mueva paralelamente a su eje. El aceite de los cojinetes del muñón drena dentro de los colectores de aceite del muñón y luego retorna al compartimiento de asentamiento del depósito. El sistema de lubricación está equipado con varios interruptores o switches de flujo, presión y temperatura y/o transmisores. Estos elementos sirven para dar la alarma al operador sobre cualquier condición que pudiera poner en peligro el equipo. En muchos casos también pueden detener el equipo y/o evitar su puesta en marcha. Sistema de Cojinetes del Muñón: Existen tres unidades de “Bombas espiral” de alta presión, dos en línea y una en reposo,

que proporcionan aceite al sistema de alta presión. Las bombas envían aceite a los divisores de flujo dedicados. Los divisores de flujo en las líneas de descarga de la bomba distribuyen el flujo a los ocho cojines del cojinete del muñón y dos carriles de empuje. Los divisores de flujo son esencialmente un número de bombas de engranaje, montadas en un eje impulsor común accionado por la entrada de presión de aceite. Al conectar las bombas a un eje asegura la misma rotación de cada bomba de engranaje. Esto asegura, además, que la misma cantidad de aceite llega a cada una de las conexiones en los cojinetes. Sin los divisores de control de flujo, las diferencias en las presiones de las conexiones resultarían en que las conexiones con mayor presión quedarían sin suministro suficiente de aceite.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El aceite tiene suficiente presión para levantar el molino y su contenido sobre de los cojinetes del muñón. Cuando el molino está rotando, se soporta sobre esta capa de aceite. Circuito de Lubricación de Emergencia: En el caso que exista una pérdida de flujo o presión en los cojinetes, el circuito de emergencia suministra aceite a los cojinetes. Este circuito suministra aceite presurizado a los cojinetes por el tiempo suficiente para que el molino logre detenerse. El circuito consiste de acumuladores cargados con nitrógeno, una válvula de descarga, un acumulador de carga/bomba reductora, y un conjunto divisor de flujo. El aceite del compartimiento de acondicionamiento del depósito es bombeado por la bomba reductora/acumulador de carga y cargado a los acumuladores que también contienen nitrógeno suficiente para presurizar el aceite hasta que el molino se detenga. Cuando el sistema es activado por cualquier condición de alarma, la válvula de descarga activada por solenoide libera el aceite a través de los divisores del flujo dentro de los cojinetes. Los acumuladores se mantienen a una presión más alta que la que normalmente se requiere en el sistema. Cuando se requiere que el sistema de emergencia suministre aceite, la expansión del nitrógeno fuerza aceite hacia los cojinetes hasta que la presión del nitrógeno descienda. Existe suficiente presión para mantener el flujo de aceite a los cojinetes del muñón del molino hasta que los frenos hayan detenido el molino. Aunque el flujo de aceite del sistema de descarga a los cojinetes es menor que el normal cuando las bombas de lubricación están operando, el flujo de aceite de descarga y la presión son suficientes para proteger el cojinete del muñón durante la detención del equipo. 

Sistemas de frenos. El molino SAG está equipado con dos juegos de frenos de calibración con calibradores de resortes en cada juego. Estos se utilizan para impedir que el molino oscile durante la mantención y para detener el molino en caso de emergencia. Los calibradores se sujetan a las estructuras a cada costado del molino. Abrazaderas de resorte sujetan firmemente cada calibrador a la parte mecanizada exterior de la pletina principal de la cabeza de descarga. Para liberar los frenos se aplica presión hidráulica de manera que supere la presión del resorte. Para suministrar esta presión se usa una unidad hidráulica (consiste de una bomba, filtro y un juego de acumuladores de nitrógeno). Los acumuladores almacenan líquido hidráulico presurizado de frenos y cuando los frenos son liberados, las válvulas dirigen el fluido presurizado a los frenos soltándolos. La presión del acumulador es mantenida por la bomba que se inicia y detiene a solicitud. Para aplicar los frenos y detener el molino, se purga el fluido hidráulico del sistema, permitiendo que los resortes se abracen a las zapatas del freno sobre el disco de frenos (pletina). La tasa de liberación de aceite (aplicación de los frenos) puede ser controlada. Para una detención normal a partir de velocidad de operación, se utiliza un método de detención gradual controlada. Cuando se usan los modos de Movimiento de Ajuste Lento o Deslizamiento, los frenos se aplican o liberan rápidamente


Características técnicas principales en dos modelos y marcas de molinos SAG. ESPECIFICACIONES DE MOLINOS SAG FFE MINERALS. FLSmidth.

Fabricante. Modelo.

SAG.

SAG.

Tipo de molienda.

Húmeda.

Húmeda.


4700 TPH.

2300 TPH.

Dimensiones.

40 pies x 22 pies.

36 pies x 19 pies.

Velocidad de giro.

9.00 rpm (variable).

9.83 rpm (variable).

Abertura parrilla interna.

65 mm.

76 mm.

Potencia.

24000 kW.

12000 kW.

Carga de bolas (% del volumen).

20 %.

13 %.

Carga total (% del volumen).

30 %.

28 %.

Tamaño de bolas.

5”.

5”.

Tabla 15.

Comparación entre molino SAG FFE Minerals y FLSmidth.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.2 Zaranda vibratoria húmeda. Es un equipo electromecánico de clasificación, que separan la alimentación en dos flujos: Gruesos (oversize) y finos (undersize), cada uno conteniendo partículas de un rango de tamaños diferentes. La separación ocurre al permitir que part ículas finas pasen a través de los paneles de la zaranda. Estas zarandas reciben el mineral proveniente del trommel del molino SAG, usando dos niveles de superficie de zarandeo (primer y segundo piso “deck”) para aceptar o rechazar partículas de

mineral de acuerdo al tamaño, al tipo de mineral y a la disposición de las mallas en el segundo piso (deck). El producto grueso es enviado mediante fajas al área de chancado de pebbles, mientras que el producto fino descarga en un cajón, desde donde será enviado al área de molienda de bolas. 

Partes principales de la zaranda vibratoria.

Figura 134.

Partes principales de la zaranda.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La zaranda vibratoria funciona accionado por un motor eléctrico de transmisión indirecta por poleas y correa, que induce la vibración a través de un eje y tres excitadores.

Figura 135.

Transmisión del movimiento generado por el motor a los excitadores.

El peso muerto de la estructura y la fuerza centrífuga generada por el movimiento, es resistido por soportes exteriores o amortiguadores estacionarios adheridos a la estructura del soporte (resortes helicoidales de alta resistencia). La Zaranda Vibratoria cuentan por lo general con dos decks (niveles) que permiten la clasificación del mineral en tres flujos: el oversize del 1° y 2° piso (deck) es enviado al área de chancado de pebbles, mientras que el undersize del 2° piso (deck), se deposita en el cajón de descarga desde donde luego será enviado al área de molienda de bolas. Para acelerar el proceso de separación, la zaranda vibra con pequeños movimientos circulares. Los movimientos vibratorios son alcanzados gracias a que las zarandas están equipadas con tres excitadores. Los excitadores, están compuestos básicamente de un eje largo apoyado sobre rodamientos de rodillos, sobre los cuales las masas excéntricas son montadas en los extremos

Figura 136.

Excitador.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Los ejes de cada mecanismo son accionados para rotar en sentidos opuestos, a la misma velocidad. De esta forma, los componentes de la fuerza centrífuga F1 y F2, generados por los contrapesos se suman para formar la fuerza de excitación del equipo a lo largo de la línea de acción (Fr) y los componentes que actúan perpendicularmente a ella se cancelan mutuamente. Figura 137.

Movimiento de los contrapesos.

La masa excéntrica es el resultado de la sumatoria de la masa de todos los contrapesos multiplicados por la distancia entre el centro de gravedad y el punto de giro (centro del eje). La masa excéntrica y, consecuentemente, la fuerza de excitación generada por el mecanismo vibratorio, pueden ser ajustadas gradualmente por el desfase angular entre el contrapeso fijo y el contrapeso móvil. Cuando mayor es el desfase angular, menor es el momento excéntrico, por lo tanto menor es la amplitud. Una amplitud pequeña origina que las partículas se mantengan en las aberturas de las mallas. Una amplitud grande hará que las partículas salten mucho más, proporcionando una alta producción y evitando los riesgos de la obstrucción de los paneles. En general se usa una amplitud grande con partículas gruesas o cuando la carga en los paneles es alta y una amplitud pequeña para el caso de material fino. El sistema de lavado consiste solamente de tubos y conexiones controladas por válvulas de bola y válvulas de mariposa, y su función es lavar el material que se clasificará. Las válvulas de bola están distribuidas en todas las líneas transversales de lavado, lo que permite controlar la posición de lavado en cada deck. En cuanto a las válvulas de mariposa, permiten abrir o cerrar el suministro general de agua para el primer y segundo deck. Figura 138.

Sistema de lavado.

Se debe verificar que el sistema de lavado este bien ajustado a la cantidad de material que está siendo clasificada. Si es necesario, ajustar el flujo de agua a través de las válvulas de bola de cada línea de pulverización.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.3.3 Bombas Centrífugas. Las bombas centrifugas son equipo electromecánicos, que convierten la energía mecánica proporcionada por el sistema de accionamiento (motor-transmisión), en energía cinética, para posteriormente proporcionar presión y caudal constante al fluido bombeado (pulpa de mineral). Las bombas centrifuga se encargan de transportar la pulpa de mineral proveniente de los cajones de descarga del molino SAG, hacia la alimentación de la batería de hidrociclones primarios, para su posterior clasificación de partículas. Figura 139. Imagen de una bomba centrífuga.



Partes de una Bomba Centrífuga. 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07. 08. 09. 10.

Carcasa Campana (lado succión) Campana (lado motor) Impulsor Revestimiento Interior (lado succión) Revestimiento Interior (lado motor) Tubería de Ingreso de Agua de Sello Prensaestopas Eje Caja de Rodamientos

Figura 140.

Partes principales de una bomba centrífuga.

La pulpa contenida en el cajón, sale desde el fondo de este, a través de las tuberías de succión y penetra axialmente hasta la entrada de la bomba centrifuga. Al llegar la pulpa al impulsor, el flujo de pulpa experimenta un cambio de dirección un tanto brusco, es decir, pasa de un flujo lineal a un flujo radial. Los alabes del impulsor, cambian la dirección del movimiento de la pulpa, sometiéndola a un movimiento de rotación muy rápido; de tal forma, que encamina la pulpa hacia la tubería de descarga de la bomba, por acción de la fuerza centrífuga. El movimiento centrífugo provoca una depresión, que es capaz de aspirar más pulpa, para luego bombearla.


Figura 141.

Izquierda: Funcionamiento de una Bomba centrífuga / Derecha: Distribución de la presión en el impulsor.

La bomba centrifuga, cuenta con sello de prensa estopa, para evitar que la pulpa salga fuera de la carcasa. El sello se encuentra montado sobre el eje. Este sello, consiste en anillos de material de empaquetadura, que se envuelven alrededor del eje, los cuales son comprimidos contra el eje y la caja de empaquetaduras mediante un collar que se desliza hacia el espacio que está detrás de éstas.

2.3.4 Sistema de carga de bolas. El sistema de carga de bolas al molino SAG, es un conjunto de equipos e instalaciones, que tiene la función de almacenar y dosificar medios de molienda (bolas) hacia el molino SAG, por lo general, está comprendido por:   

Tolvas de almacenamiento de bolas. Alimentador rotativo de descarga de bolas. Conjunto de fajas transportadoras.

Figura 142.

Sistema de carga de bolas al molino SAG.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS A la vez el alimentador rotativo, consta de las siguientes partes principales:        

Motor. Reductor. Conjunto Tambor (eje, chumaceras, tambor). Compuerta Neumática. Canaleta de Descarga. Contador de Bolas. Chute. Tolva de Almacenamiento.

Tolva/s de almacenamiento, abastecerán bolas al molino SAG, vía descarga directa del alimentador rotativo sobre fajas, que transportarán las bolas hasta descargarlas en la faja de alimentación al molino SAG. Las bolas son descargadas por volquetes en la tolva/s de almacenamiento, el cual se encuentra provisto de una compuerta ajustable, accionada neumáticamente que se abre o cierra según se requiera alimentar o dejar de alimentar bolas. El tambor de alimentación que gira por acción del sistema de accionamiento, retira las bolas atrapándolas en las perforaciones y las descarga vía una canaleta, hacia una faja que transportarán las bolas hasta otra faja/s o directamente en la faja de alimentación al molino SAG. El contador de bolas registra el número de bolas que se agregan, y esta señal es enviada a un controlador. El controlador también recibe una señal del peso de mineral proveniente de la balanza, en la faja transportadora de alimentación al molino SAG. Se calcula la relación entre el régimen de alimentación de mineral y los kilogramos de bolas que se agregaron inicialmente a la faja transportadora. Luego un controlador modula la velocidad del alimentador de bolas. Durante el proceso de la molienda ocurre un desgaste de las bolas, por lo cual se tiene que agregar bolas de acero para restitución de acuerdo al tonelaje tratado y la poten cia requerida. Si el mineral se pone más duro y/o más abrasivo, aumenta el desgaste de las bolas y; si el mineral es más suave, el desgaste de las bolas disminuye. El alimentador de bolas se opera diariamente para alimentar las bolas junto con la carga en la faja transportadora que alimenta al molino SAG.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3. MOLIENDA DE BOLAS Y CLASIFICACIÓN (MOLIENDA SECUDARIA). 3.1

Introducción.

El área de molienda de bolas y clasificación, tiene el objetivo de continuar con la reducción del tamaño de partícula procedente del área de chancado terciario, o del área de molienda SAG; esto dependiendo del diseño de la planta concentradora. En caso de que reciba el mineral desde el área de chancado terciario, este será extraido desde tolvas de alimentación a los molinos de bolas.

Figura 143.

Diagrama de flujo del área de molienda de bolas y clasificación, luego de la etapa de chancado terciario.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En caso de ser alimentado desde la etapa de molienda SAG, lo que se alimenta a la molienda de bolas y clasificación, es pulpa procedente del cajón de descarga del molino SAG.

Figura 144.

3.2

Diagrama de flujo del área de molienda de bolas y clasificación, luego de la etapa de molienda SAG.

Descripción del área de Molienda de Bolas y Clasificación.

En este caso, se describe el proceso de molienda de bolas, considerando que la alimentación es desde el circuito de chancado terciario (como se ve en la figura 115), por lo que el mineral procedente de esta área, se almacena en las tolvas de alimentación de molinos, con una granulometría aproximada de 12 mm a 21 mm. Para luego, ser extraído por medio de alimentadores de fajas que transportan el mineral y lo descargan en fajas de alimentación a los molinos, y estas a su vez, descargan el mineral en un cajón de acondicionamiento, donde el mineral se mezcla con agua a fin de formar una pulpa. Desde este cajón, se puede descargar la pulpa sobre una zaranda vibratoria húmeda, o directamente en el cajón de alimentación a las baterías de los hidrociclones. En caso de descargar la pulpa sobre la zaranda, se obtienen dos productos, uno grueso (over size), y uno fino (undersize), el grueso, retorna por un conjunto de fajas al área de chancado terciario, mientras que el fino, junto con agua, pasa al cajón de alimentación hacia la batería de hidrociclones, con un porcentaje de sólidos aproximadamente de 30 %. En este cajón también ingresa la descarga del molino de bolas con un porcentaje de sólidos de aproximadamente 55 %.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El otro caso, el de la figura 116, la alimentación al molino de bolas, se da desde el cajón donde se descarga la pulpa del undersize de la zaranda vibratoria ubicada en la descarga del molino SAG, aquí se une con el flujo de descarga del molino de bolas y agua de proceso, para luego impulsar la pulpa con un porcentaje de sólidos aproximado de 55 % hacia la batería de hidrociclones.

Figura 145. Área de molienda de bolas.

Para ambos casos descritos anteriormente; la pulpa debe ser impulsada a una determinada presión (110 a 160 kPa), que asegure la correcta clasificación y separación en los hidrociclones. Luego en los hidrociclones, el material fino (overflow), es enviado hacia el área de flotación, con un porcentaje de sólidos aproximado de 0 a 5% y una granulometría de 165 a 185

μm;

mientras que el mineral grueso (underflow), descarga por gravedad sobre el chute de alimentación al molino de bolas con un porcentaje de sólidos de aproximadamente 65 a 70%.

Figura 146.

Batería de hidrociclones.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La función del molino de bolas, es reducir el tamaño de mineral proveniente de chancado terciario, clasificarlo en un circuito cerrado con hidrociclones y enviar el producto obtenido P80 entre 165 – 185 μm como alimentación a las celdas de flotación primar ia (Rougher). Al molino también ingresa agua de proceso a fin de regular el porcentaje de sólidos hacia flotación, así como también reactivos como lechada de cal y colectores, con el fin de acondicionar la pulpa para el proceso de flotación. De igual forma, también se adiciona al chute de alimentación del molino, bolas de acero de 1.5” a ”, el peso total de bolas que se agrega al

molino está en relación directa con el tonelaje que procesa. En la descarga de los hidrociclones hacia flotación, podemos observar por lo general que se instala un sistema de muestreo, a fin de poder cortar flujo del proceso y retirar una muestra representativa hacia los analizadores, los que se encargan de analizar en línea elementos claves para el proceso de flotación como por ejemplo Cobre, Hierro, Molibdeno; así como también, la densidad de la pulpa para el control del proceso aguas abajo y el tamaño de la partícula en tiempo real.

3.3

Principales equipos del área de Molienda de bolas y clasificación.

3.3.1 Molino de bolas. El molino de bolas, es un equipo de rotación que reduce el tamaño de las partículas de mineral; utilizando medios de molienda (bolas de acero), generando una combinación de impacto y abrasión en la pulpa, para obtener un tamaño de partícula requerido, para su posterior recuperación en el circuito de flotación.

Figura 147.

Molinos de bolas.

El molino de bolas funciona entre 35% a 45% de nivel de llenado. Su medio de molienda está constituido por bolas de acero forjado, y generalmente opera en circuito cerrado con un clasificador. Su principal característica es que permite moler material más fino que otros tipos de

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS molino. Esto es debido a que las bolas presentan más superficie de contacto con el mineral, lo que permite alcanzar con mayor facilidad partículas más finas. El mecanismo de funcionamiento del molino de bolas es básicamente el dejar caer bolas de acero sobre el material producto de la rotación del molino. La rotación del molino se logra al igual que el molino SAG, por accionamiento Piñon Corona o por accionamiento por GMD. La adición de agua de proceso tiene lugar en el chute de alimentación al molino, canaleta de descarga del mismo. La conminución en la molienda de bolas, es una combinación de impacto y abrasión. El blindaje interior especial (liners/lifter) del molino, provoca el levantamiento de los cuerpos moledores con el material a moler. El material molido se descarga con el agua de proceso a través de la salida mediante el chute de descarga del molino. 

Partes más importantes del molino de bolas. A continuación se muestran las partes más importantes del molino de bolas:

Figura 148.

Partes más importantes del molino de bolas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las bolas de acero de 3 pulgadas, llenan el molino, hasta un promedio de 35% del cuerpo y la pulpa llena el vacío entre las bolas, cubriendo un 35% a 45 % del volumen total del cuerpo del molino. Cuando el molino gira sobre sus chumaceras (apoyos), por acción del motor, las bolas junto con el mineral son elevados por acción de rotación y por la forma ondula de las chaquetas (revestimientos interiores). El mineral junto con las bolas de acero, sube hasta una altura determinada, de donde posteriormente caen, girando y/o golpeándose entre sí y contra las chaquetas. El ciclo se repite, cuando vuelven a subir y bajar, el mineral junto con las bolas, dando como resultado el proceso de molienda. Figura 149.

Movimiento de la carga en el interior del molino.

Hay que tener presente, que en un molino con una velocidad de giro demasiada lenta (movimiento de cascada) ocasionaría que el proceso de molienda se realice por fricción y/o cizallamiento y con una baja eficiencia. Mientras que una velocidad de giro demasiada rápida (movimiento de catarata), realiza un proceso de molienda por impacto, de baja eficiencia y dando origen a un producto más grueso. Lo ideal, para el giro de un molino, es una velocidad de aproximadamente 11.40 RPM (75% velocidad Critica).

Figura 150.

Movimiento del mineral, según velocidad de giro.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El agua y el mineral en forma de pulpa, rebalsan del muñón de descarga del molino y fluye hacia los cajones de las bombas de alimentación a los hidrociclones donde se encuentra con la corriente de pulpa procedente de la descarga del molino SAG. Aquí se agrega agua a esta pulpa para ajustar su densidad antes de que sea bombeada al sistema de clasificación en ciclones. El producto de la molienda en forma de pulpa, aumenta en volumen, hasta que rebalsa a través del muñón de descarga, dirigiéndose hacia las mallas del trommel. El material que es más pequeño que las aberturas de la malla, pasa a través de ellas y f luye hacia la siguiente etapa del proceso. El material mayor al tamaño de las aberturas de la malla del trommel, se mueve hacia el extremo de la malla para luego ser enviado al silo para la recepción de los residuos de molienda. Vale la pena mencionar, que parte de este material pueden ser bolas de acero, que se han gastado pero que aun así, no pueden pasar por la malla del trommel.

ESPECIFICACIONES DE MOLINOS DE BOLAS Outotec. FLSmidth.

Fabricante. Modelo.

De bolas.

De bolas

Tipo de molienda.

Húmeda.

Húmeda.


700 TPH.

2800 TPH.

Dimensiones.

24 pies  x 34 pies L.

26 pies  x 40 pies L.

Velocidad de giro.

11.90 rpm. (74% Vel. Crít.).

11.30 rpm. (75% Vel. Crít.).

Potencia.

8950 kW.

16400 kW.

Carga de bolas (% del volumen).

25 %.

35 %.

Carga total (% del volumen).

26 % - 32 %.

35 % - 45 %.

Tamaño de bolas.

2.5”.

”.

Tabla 16.

Especificación técnica de modelos de molino de bolas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.3.2 Batería de Hidrociclones. La batería de hidrociclones (nido de ciclones), son un conjunto de ciclones distribuidos en un número determinado de posiciones, de los cuales un número determinado de ciclones se encuentran en operación, otros en stand by y otros se encuentran en blanco, para actividades de mantenimiento. Los hidrociclones, son equipos empleados para la clasificación de pulpa, destinados a separar las partículas finas (overflow) de las partículas gruesas (underflow). De tal modo, que los hidrociclones entregan dos flujos separados:

Primer flujo: Llamado Overflow, conformado por las partículas finas, de bajo peso y de un tamaño menor. Este flujo sale por la parte superior del hidrociclón hacia el proceso de flotación. Segundo Flujo: Llamado Underflow, conformado por las partículas gruesas, de gran peso y de un tamaño mayor que el anterior. Este flujo sale por la parte inferior del hidrociclón hacia el cajón de alimentación del molino de bolas, para seguir con el proceso. 

Partes de la batería de hidrociclones. La batería de hidrociclones, consta de las siguientes partes principales: 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07. 08. 09. 10.

Tubería de Alimentación. Distribuidor. Compuerta de Inspección. Válvula Cuchilla Neumática. Hidrociclón. Tubería de rebalse del Ciclón. Canaleta de Rebalse (overflow). Tubería de Salida del Rebalse (overflow). Canaleta de la Descarga (underflow). Tubería de Salida de la Descarga (underflow).

Figura 151.

Partes principales de la batería de hidrociclones.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El hidrociclón, consta de las siguientes partes principales: 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07. 08.

Adaptador de Alimentación Cabezal Vórtex Finder Adaptador de Rebalse Sección Cilíndrica Sección Cónica Ápex Revestimiento Interior

Figura 152.

Partes principales de un hidrociclón.

La pulpa proveniente de las bombas de alimentación de los ciclones, ingresa por la parte inferior del distribuidor de alimentación cilíndrico. En dicho distribuidor, se encuentran distribuidas de forma simétrica las tuberías de alimentación a los ciclones. En cada línea de alimentación a los ciclones, se encuentran montadas válvulas neumáticas automáticas tipo cuchilla, que son las encargadas de dar paso a la pulpa de alimentación a cada ciclón. Estas válvulas pueden operarse en forma independiente y de manera remota, desde el DCS. Al ingresar la pulpa a través de la tubería de alimentación en la sección cilíndrica del hidrociclón, esta se desplaza en forma descendiente en un espiral, forzado por la nueva alimentación que ingresa detrás. La fuerza centrífuga, creada por el movimiento circular dentro del hidrociclón, separa las partículas finas de las partículas gruesas en dos flujos, como ya se indicó anteriormente.

Figura 153.

Funcionamiento de un Hidrociclón.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.3.3 Estación de muestreo Thermo Scientific Samstat-20C/30C. La estación de muestreo de flujo Thermo Scientific SamStat-20C/30C está diseñada para proporcionar una muestra de flujo representativo. La estación admite todo el flujo de interés y proporciona flujos de muestreos continuos, proporcionales y representativos, permite a los operadores seguir con precisión las tendencias del proceso en tiempo real.

Figura 154.

Estación de muestreo Thermo Scientific SamStat

La estación de muestreo SamStat-30 consta de:         

Cajones de diferentes tamaños para un mejor manejo de cualquier caudal. Cortadores de muestras ovalados fijos que son reemplazables en línea, provista con una válvula de descarga que permiten el drenaje y limpieza de la misma. Un deflector y vertedero para purgar la suspensión. Agitadores de velocidad variable en el último tanque para asegurar la homogeneidad de la muestra. Muestreador de corte transversal en la salida del tanque de muestreo de la etapa final para el control del proceso y muestreo metalúrgico. Un diseño abierto y visible que permite un fácil monitoreo. Una malla de seguridad diseñado para la línea del overflow de los ciclones, ubicado en el primer tanque para asegurar el cribado de todo el flujo. Una válvula de descarga automatizado debajo de malla, el cual se apertura mediante un temporizador ajustable, devolviendo cualquier partícula de mayor t amaño al molino. Un interruptor flotante que anula el temporizador para la apertura de la válvula de descarga cuando sea necesario.


Figura 155.

Partes de la estación de muestreo.

La pulpa se mezcla apropiadamente en el cajón de muestreo, presentándose hacia los cortadores uniformemente, de forma que las densidades y tamaños de partícula se obtienen de forma proporcional al flujo principal, estas muestras son enviadas a un analizador multi-flujo y/o a un analizador de tamaño de partículas.

Figura 156.

Corte del flujo de muestreo.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las válvulas de descarga pueden ser accionadas por un actuador neumático cuando el tanque de muestreo esta obstruido por depósitos de sedimentos en el cajón de la estación de muestreo. La estación de análisis cuenta con pulverizadores de agua (Ø3.3mm de boquilla) que se accionan manualmente con el fin de suprimir la espuma en exceso a razón de 11,7 l/min por boquilla, con una presión de 300kPa. Durante el funcionamiento no debe salir pulpa por el deflector del tanque, podría indicar sobretensión u obstrucción de espuma bajo el deflector, el paso de flujo no debe tener acumulación de sólidos, los pulverizadores deben estar libres de obstrucciones al utilizar agua de planta que contiene un elevado nivel de impurezas. Una sonda de inmersión multielemento dedicada es añadida a la etapa final del SamStat-30 para formar la estación de muestreo y análisis integrado conocido como el Thermo Scientific AnStat230. La pulpa que es captada por el analizador debe ser totalmente homogénea para garantizar el correcto funcionamiento del sistema de análisis en línea. El diseño del analizador permite mostrar al analizador una muestra representativa del flujo principal de pulpa. El analizador puede incorporar dos fases de muestreo, de forma que se pueda obtener una muestra estadísticamente correcta que permita una calibración precisa de la sonda, conforme a los principios fundamentales de la teoría del muestreo para ofrecer muestras compuestas representativas. La primera fase consta de una serie de cajones colectores y de cortadores de flujo de muestreo ubicados en la barrera de rebose. El corte de la muestra final produce la muestra representativa que los metalúrgicos de planta necesitan para optimizar la recuperación de los minerales valiosos. La pulpa muestreada es homogénea gracias al diseño del cajón de la estación de muestreo. En zonas más pequeñas, se puede usar un agitador para garantizar el paso de las partículas más pesadas. La pulpa es desairada forzando su paso por un deflector situado en el cajón de muestreo. Después, la pulpa se deriva a los cortadores uniformemente, de manera que las muestras de las densidades y tamaños de las partículas y, lo que es más importante, toda la espuma que pueda haber presente sean proporcionales al flujo principal. Un pequeño muestreador de corte transversal que atraviesa el flujo desde el último grupo de cortadores de muestras recoge la muestra final. Figura 157.

Estación de muestreo y análisis integrado

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.3.4 Analizador de doble flujo en línea Thermo Scientific Anstat – 230 Duplex. El analizador incluye una sonda multielemento (MEP) de XRF que facilita el análisis continuo en línea y en tiempo real de los elementos clave y la densidad de pulpa para el control en tiempo real en plantas de procesamiento de minerales. El analizador permite que la MEP mida la densidad y hasta 20 elementos en cada uno de los dos flujos. La información se presenta de forma gráfica y numérica para cubrir las necesidades de los responsables del proceso. El Thermo Scientific AnStat dúplex funciona moviendo la sonda entre dos flujos de pulpa adyacentes, captándolos en una sola localización. El analizador consiste en dos cajones de análisis a los que se conectan la sonda, el elevador de la sonda, los muestreadores, los mezcladores y el resto de equipos asociados para formar una unidad de análisis en línea completamente autónoma. La unidad proporciona una medición del flujo intermitente con tiempos de sondeo actualizados de dos minutos y un tiempo de transición entre flujos de un minuto. Estos tiempos pueden cambiarse a través del ordenador central y del Thermo Scientific WinISA. La MEP está suspendida en un elevador neumático que permite sumergirla en el cajón de análisis. Este mecanismo transporta la sonda dentro del cajón de análisis (un cajón de análisis por flujo) en un tiempo mínimo. Los movimientos verticales y horizontales de la MEP son producidos por cilindros neumáticos que elevan la sonda de análisis y extraen la pulpa, la alejan del cajón de análisis y después la rotan hacia el siguiente cajón. Un anillo rociador limpia la sonda conforme asciende, lo que previene la contaminación entre flujos. El controlador está montado por separado y dirige las funciones del analizador como el movimiento de la sonda, la obtención de muestras metalúrgicas y el f uncionamiento del agitador. El panel frontal es una interfaz del operador. El tiempo de medición del flujo se selecciona desde el ordenador central. El analizador se calibra para cada flujo de acuerdo con un conjunto de muestras obtenidas durante un periodo de tiempo que cubren una amplia gama de variables de funcionamiento de la concentradora y de condiciones de cada flujo. Los datos del analizador se envían a través de una red Ethernet al ordenador controlador situado en una sala limpia y sin polvo de la concentradora (control room). Este ordenador registra los datos de entrada, calcula los ensayos en línea mediante ecuaciones de calibración predeterminadas y muestra la información del ensayo en tablas y gráficos de tendencias. La información se puede imprimir y distribuir a un sistema de control de procesos de la concentradora. En la salida del cajón de análisis se colocan muestreadores metalúrgicos. Estos muestreadores disponen de dos modos de funcionamiento: manual y automático (cambio y calibración). Figura 158.

Thermo Scientific AnStat-230 dúplex

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La MEP (sonda multielemento) es un dispositivo fluorescente de rayos X de dispersión de energía (EDXRF) con una elevada sensibilidad y capacidad de selección que permite realizar mediciones de densidad y de hasta 20 elementos de forma simultánea. La MEP utiliza un detector de rayos X de estado sólido de Si-Li refrigerado con nitrógeno líquido (LN2). Su sensibilidad permite la medición de concentraciones muy bajas de elementos, como las que se encuentran en los flujos de relaves. Las comunicaciones y el control de la MEP se realizan a través del controlador. Cada elemento de la pulpa emite rayos X fluorescentes de una energía e intensidad que son características de dicho elemento y su concentración. Los rayos X dispersos y fluorescentes de la pulpa impactan en el detector y producen pequeños impulsos eléctricos que toman forma y se amplifican. La amplitud máxima del impulso es proporcional a la energía del rayo X incidente. Los rayos X dispersos se utilizan para proporcionar mediciones de la densidad de la pulpa. El número de rayos X es proporcional a la concentración elemental de la pulpa. La resolución del espectro de energía suele ser superior a 200 eV (medida en el pico de FeK α). Figura 159. Vista ampliada de una MEP

El cajón de análisis o zona de análisis es un tanque especialmente diseñado para desairar y mezclar homogéneamente la pulpa a medida que pasa por la sonda, presentando así a la sonda de medición una muestra representativa de la pulpa. Hay dos tanques de análisis, cada uno de ellos incluye un agitador para mezclar la pulpa. En la sección de salida de cada tanque de análisis hay un muestreador metalúrgico. Cada cajón de análisis dispone de un sistema de muestreo de dos fases. La primera fase consta de un sistema de cortador fijo y la segunda es un muestreador de corte transversal metalúrgico. El muestreador metalúrgico permite seleccionar dos modos de funcionamiento (cambio y calibración), son ideales para la calibración y recolección de muestras compuestas. El propio cortador de muestras es de tipo horizontal fijo con ranuras. El muestreador de corte transversal metalúrgico dispone de un sistema de bloqueo cuando el agitador está en modo de muestreo remoto y automático para garantizar que no se puedan realizar cortes si el agitador está detenido por algún motivo.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En la sección de análisis del tanque se tiene instalado un agitador para garantizar una muestra homogénea a la MEP y al muestreador metalúrgico. El funcionamiento del agitador se dirige desde el controlador. El controlador alimenta y activa el muestreador. Permite cortes de muestras manuales, cortes automáticos (programados), para extraer muestras compuestas de turnos, y cortes remotos (activados desde el PLC del cliente). El controlador actúa como «arranque» del agitador e incluye una protección de sobre-intensidad. El controlador contiene el PC con procesador integrado y un Easy Controller. El muestreador metalúrgico se controla desde el PC integrado mediante el Easy Controller. El PC integrado activa y procesa el resto de controles. El procesamiento de las señales de la sonda se realiza mediante un módulo de procesamiento de señales de rayos X digital (μDXP) que incorpora un módulo electrónico de asistencia de la

sonda (PSEM) y una fuente de alimentación de baja tensión (LVPS). Los datos se transmiten a un ordenador central mediante una red Ethernet 10/100 Base-T. Todos los controles se ubican en el panel frontal del controlador para restringir el acceso al interior.

Figura 160.

Disposición del controlador.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El equipo central incluye un ordenador central instalado en el control room de la planta y ejecuta el software Thermo Scientific WinISA. Este ordenador central ejecuta el analizador y puede conectarse por interfaz al sistema de control de procesos. WinISA registra los datos del Thermo Scientific AnStat dúplex y muestra los ensayos en línea, calculados a partir de las señales de la MEP.

Figura 161.

Panel de control.

3.3.5 Analizador de Tamaño de Partícula PSI 300TM. El Analizador de Tamaño de Partículas PSI 00™ es un sistema de medición en línea para

pulpas de mineral, útil para el monitoreo y control de la pulpa en molienda, clasificación o en la etapa de espesamiento. El PSI 00™ capta automáticamente las muestras que provienen de uno a tres flujos del proceso y mide el tamaño de las partículas en la pulpa en el rango de 251000 µm, puede ser optimizado de acuerdo a la aplicación. Recopila hasta 40 datos de fracciones de tamaño de partículas, flujos de muestreo primario, densidad (opcional), y medición de pH (opcional) con una precisión de 1-2% (Abs) para cada fracción de tamaño de partícula P80, la exactitud del sistema permite la correlación de los datos de medición con otras mediciones a través de muestras de calibración independientes. El resultado de las mediciones son dadas como densidad (g/l) o como porcentaje de sólidos (%) para cada línea de muestra. La exactitud absoluta de una sigma es típicamente 5 g/l para densidad y 1 % para sólidos en peso. El pH del flujo de pulpa de la muestra secundaria es medido por un sensor de pH opcional. (Rango 0 - 14 pH, 0 - 80 °C).

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El analizador usa un sensor de alta precisión para medir el tamaño de partículas seleccionadas aleatoriamente, este sensor envía la información a un PLC que convierte en lecturas de porcentaje passing por tamaño de malla o micrones seleccionados. El resultado es actualizado una vez por segundo en base a 120 mediciones efectuadas durante los 60 segundos anteriores. Una revisión cero por cada turno verifica el funcionamiento y compensa la desviación del muestreo.

Figura 162.

Principio de operación del analizador de tamaño de partícula.

La recolección de muestras de los flujos de proceso asegura la representatividad de la muestra así como también la operación y el transporte de la muestra hacia el analizador. El sistema del analizador reporta los resultados del análisis de una muestra representativa al sistema de automatización de la planta para el monitoreo y control del proceso en tiempo real. EL muestreo primario se da por medio de válvulas neumáticas, estas son controladas por el equipo, estas válvulas actúan cerrando la línea de muestreo y lavando a presión el muestreador y la línea con agua presurizada, para mantener la línea de retorno de la muestra operativa. El PSI 00™ puede controlar de 1 a 

entradas de muestreo, cada una con flujo recomendable de 70 a 170 l/min. La configuración del control del colector de muestras primario define el modo de operación para cada línea de muestreo. El modo puede ser sin controles (manualmente) o de manera autónoma por el PSI 300 (Automático)

Figura 163.

Analizador PSI 300

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Una purga periódica de la toma muestras primario se establece para cada línea de muestreo de acuerdo a una combinación de las secuencias de detención e inicio. El control remoto de las válvulas de agua y de muestreo permite el lavado automático de los muestreadores primarios a intervalos especificados por el usuario. La recolección de muestras secundarias del PSI 300 es controlada por medio de un interruptor de nivel y la aplicación del programa del PSI 300. El objetivo de la recolección de muestras secundarias es proporcionar una muestra representativa para su análisis en laboratorio y mantener un flujo de compuesto viscoso constante en la sonda de medición. En base a la señal del interruptor de nivel, el flujo de muestreo es llevado al tanque de flujo. La alimentación del compuesto viscoso se adapta automáticamente a la disponibilidad del flujo de muestreo desde el colector de muestras primario. La cantidad de muestra está basada en pulsos breves con el fin de mantener el nivel en el interruptor de nivel. El sistema aumenta o disminuye el índice de pulsos breves automáticamente basado en el porcentaje de flujo de muestras primarias. Luego de la medición, se guarda la duración de pulso usada en el valor de parámetro “Pulse Duration” (Duración de Pulso).

El muestreador secundario consiste de un tamiz de auto-limpieza y un tanque pequeño de nivel controlado, los cuales se utilizan para remover partículas de gran tamaño y las burbujas de aire de la muestra. Pueden ser instalados hasta un máximo de 03 muestreadores secundarios. Durante el muestreo secundario el flujo de la muestra primaria es reducida a un flujo estable de 10-20 l/min y fluye por gravedad a través de los sensores del PSI 300. Un sistema automático con una válvula de descarga-un flush y un rociador de agua eliminan la espuma. Los bloqueos en las líneas de muestreo pueden ser debido a tres causas:   

Impurezas. sedimentación de la pulpa cuando la muestra fluye. sedimentación de la pulpa cuando el flujo se para.

El programa del PSI 300 controla la operación de limpieza del muestreador de la línea y trabaja automáticamente sin ninguna alarma. El aire de instrumentación es útil para operar el mecanismo de muestreo primario y secundario y las válvulas neumáticas. La presión de aire de instrumentación debe estar entre 5 y 10bar. El consumo de aire de instrumentación en operaciones normales es 1.8 GPM. El agua presurizada que necesita el PSI 300 debe estar libre de partículas para la limpieza de los módulos de manipuleo de muestras, la sonda de medición y medidores de densidad y de pH. El consumo de agua presurizada es de 10 l/min en operación normal, si no hay lavado a presión o no está suficientemente limpio, la revisión cero o el peso de la tara de Densidad producen resultados incorrectos. El PSI 300 está equipado con una manguera de agua extra para lavado manual de la unidad de muestreo, cuando se requiera.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El PSI 300 es calibrado por medio de la medición de una serie de muestras y la correlación de las lecturas enviadas por las señales del sensor con los análisis de mallas de laboratorio correspondientes. Una vez iniciado el procedimiento de calibración las lecturas del sensor son almacenados y la muestra medida es desviada por el muestreador de calibración a un recipiente de muestras. Una calibración rápida requiere sólo un par de muestras y para una calibración más exacta se requiere un rango de 20 muestras aproximadamente.

Parámetros del sistema del analizador Para una muestra de calibración:   

Nº de cortes. Intervalo de tiempo entre cortes de muestras. Retraso del cilindro en el corte de la muestra.

Para una muestra de flujo (pulpa):  

Nº de cortes. Intervalo de tiempo entre cortes de muestras (cero significa que no se llevó a cabo ninguna muestra de flujo)

Durante la revisión cero: 

Intervalo de tiempo entre revisión cero (cero significa que la revisión cero no se ha realizado)

  

Límite alto nivel cero (por defecto 1,100 μm). Límite bajo nivel cero (por defecto 100 μm). Límite desviación estándar (por defecto 5 μm).

Durante la limpieza del tanque de estabilización de flujo:      

Tiempo de drenaje del flujo de muestreo. (Antes de purgar). Tiempo de purga extra antes de la revisión cero. Tiempo de purga entre cada muestreo Tiempo de drenaje de agua (después de la purga). Tiempo de Preparación de la Muestra. Intervalo de purga (modo línea simple). Cuando se activa sólo una entrada, el tanque es purgado en intervalos regulares.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 4. CHANCADO DE PEBBLES. 4.1

Introducción.

El circuito de Chancado Pebbles (pebbles = guijarros, piedras pequeñas) es un conjunto de estructuras, equipos, sistemas, instrumentos, etc. destinados a realizar un proceso de acondicionamiento del mineral proveniente del Oversize de la zaranda vibratoria, ubicada en la descarga del molino SAG, transportarlos hasta el área de chancado de Pebbles, reducirlos y luego recircularlo hacia la alimentación del molino SAG. El Circuito de Chancado Pebbles es el que se encarga por medio de acciones mecánicas de la fragmentación del mineral, reduciéndolo por acción de compresión a partículas más pequeñas, de tal forma que pueda ser reincorporado (como carga circulante) al circuito de molienda SAG y procesado nuevamente, obteniendo un incremento de la producción de la molienda.

Figura 164.

Diagrama de flujo del área de chancado de Pebbles.


Descripción del área de Chancado de Pebbles.

El oversize de la zaranda vibratoria a la descarga de la molienda SAG, es transportado por un conjunto de fajas transportadoras hasta una pila de acopio o en su defecto hasta tolvas donde se almacena temporalmente los pebbles, estas fajas, cuenta con electroimanes que cumplen la función de retirar los restos de medio de molienda (bolas) para evitar daños posteriores a los equipos aguas abajo, así como balanzas a fin de registrar el tonelaje que va pasando hacia la pila de acopio o hacia las tolvas de almacenamiento. La descarga de los pebbles, desde la pila de acopio o de las tolvas, es realizada por medio de alimentadores de faja o fajas alimentadoras, en las que encontramos de igual forma balanzas y detectores de metales, los que cumplen la función de desviar la descarga de los alimentadores hacia un bypass en caso de existir la presencia de restos metálicos que puedan poner en riesgo la seguridad de los Chancadores de Pebbles y enviar el material sin chancar nuevamente hacia la alimentación del molino SAG. Luego los Pebbles, son descargados desde los alimentadores por medio de cajas de alimentación, hacia los chancadores, donde el pebbles es reducido a aproximadamente 13 mm, para luego descargar el producto a fajas, las que transportan y descargan los pebbles reducidos a la faja alimentadora del molino SAG. En estos circuitos, se instalan by pass en la alimentación a los chancadores de pebbles, el que permiten evitar el chancado de pebbles y recircular el material, hacia la alimentación del molino SAG, esto por motivos de mantenimiento de los chancadores, o porque el detector de metales provoca el desvió del pebbles hacia el bypass y así evitar que cualquier resto metálico pueda producir daño a los equipos. Podemos citar como ejemplo de Chancadoras de Pebbles a las de marca METSO, modelo MP800 con una capacidad nominal de 580 TPH, y una potencia de 750 kW.

4.3

Principales equipos del área de Chancado de Pebbles.

4.3.1 Chancadora de Pebbles. Los chancadores de pebbles, son equipos electromecánicos, empleados para la reducción del mineral proveniente del circuito de molienda, a tamaños más finos, preparándolos de este modo para su recirculación al molino SAG.

Figura 165. Imagen de la chancadora de pebbles.


Partes de la Chancadora de Pebbles. La Chancadora de Pebbles, cuenta con las siguientes partes principales:

Figura 166.

Figura 167.

Sistema de engrase del HPGR.

Partes principales de la chancadora de pebbles.

La acción de chancado se produce, debido a que la cabeza gira dentro de la cámara de chancado con un movimiento excéntrico. Cuando el mineral es alimentado, la cabeza alternadamente se acerca y retrocede respecto de la cámara de la chancadora. El movimiento de la cabeza se muestra en la siguiente Figura: Figura 168.

Principio de funcionamiento de la chancadora cónica.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Conforme la carga de alimentación se acerca al revestimiento del tazón, las partículas de mineral son atrapadas y trituradas entre éste y el manto, para luego caer en la abertura hacia la faja transportadora. Para producir el movimiento excéntrico de la cabeza, un motor eléctrico a través de un conjunto de poleas y correas, se acopla al contraeje que le transmite el movimiento rotatorio a la excéntrica por medio del conjunto piñón-corona. El piñón está montado sobre el contraeje y la corona sobre la excéntrica, formando de este modo una transmisión por engranajes cónicos de dientes helicoidales. El eje principal pasa a través de la excéntrica y se acopla a ésta por medio de un buje excéntrico interior (buje de la excéntrica). La cabeza gira sobre la excéntrica por medio del buje inferior de la cabeza. Ambos bujes sirven como elementos de desgaste y deben ser reemplazados periódicamente. Figura 169.

Acople piñón - corona.

La excéntrica cuenta con un lado más grueso que el otro, por lo tanto, cuando la excéntrica gira por acción del contraeje, el extremo inferior de la cabeza gira progresivamente (se mueve hacia atrás y hacia adelante en pequeños movimientos circulares dentro de la cámara de chancado), retrocediendo y aproximándose al revestimiento del tazón. La abertura más pequeña entre el manto y el revestimiento del tazón se conoce como abertura del lado cerrado (CSS). De manera similar, la mayor abertura entre el manto y el revestimiento del tazón se denomina abertura del lado abierto (OSS). Estas aberturas son las que un metalurgista normalmente especifica con el fin de obtener un producto de un tamaño deseado. Para regular el CSS, las chancadoras están equipadas con un motor hidráulico (hydraulic motor) que permite que el tazón gire, modificando de este modo la relación entre el manto y el recubrimiento del tazón. Adicionalmente, la chancadora está equipada con un sistema de lubricación circulante que lubrica y enfría las partes (internas) en movimiento. Este sistema cuenta con interruptores de flujo para detectar si la cantidad de aceite enviada a los puntos de lubricación es la adecuada. Un bajo flujo de lubricante a cualquiera de los puntos de envío, manda una señal de alarma al sistema de control, que detiene la chancadora y el sistema de lubricación. Finalmente, la línea de retorno de aceite desde la chancadora al depósito, está equipada con un interruptor de temperatura que detiene la chancadora si la temperatura del aceite es alta.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5. VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE MOLIENDA. 5.1

En Molienda SAG.

5.1.1 Granulometría de alimentación. Una de las principales características de la molienda semiautógena es el empleo del mineral como medio de molienda y como medio sometido a molienda. Debido a esto siempre se ha dado especial interés a la distribución de tamaños en la alimentación al molino, puesto que incide sobre la distribución de los tamaños de mineral contenido en el molino y, por lo tanto, en la capacidad de molienda del mismo. Además también se modifican las características del movimiento de la carga interna. Los tamaños mayores son esenciales para producir la fractura de los tamaños pequeños, de modo que una ausencia de los primeros genera una acumulación de los tamaños intermedios, considerados de tamaño crítico. Por otra parte, el aumento de tamaños críticos produce una distribución inestable de tamaños en la carga interna y una disminución en la capacidad de tratamiento del equipo. Se debe tomar en cuenta también que la presencia de tamaños mayores es importante para mantener un volumen de carga interna adecuado al interior del molino, lo que permite operar con velocidades mayores sin arriesgar la integridad de los revestimientos. El nivel de llenado de medios de molienda y su tamaño de recarga permiten controlar la acumulación excesiva de los tamaños críticos. La experiencia operacional operacional ha mostrado que para un flujo de alimentación alimentación fijo, el volumen de la carga en el molino es mayor, mientras mayor es la proporción de gruesos en la alimentación. Es decir, para un volumen de carga constante, una mayor capacidad de tratamiento se logra cuando hay presencia de gruesos, considerando que hay finos e intermedios.

5.1.2 Dureza del mineral. Mientras más duro sea el mineral, mayor será el tiempo que toma su reducción de tamaño, de modo que operando a un flujo de alimentación constante se producirá un incremento en el nivel de llenado volumétrico de carga, lo que se traduce en la disminución de la tasa de procesamiento, y viceversa. Es posible demostrar que el índice de dureza de Bond no explica correctamente las variaciones producidas en la capacidad de procesamiento de un molino semiautógeno, como se presenta en la experiencia experiencia de distintas plantas. En resumen, la dureza del mineral, es algo sobre lo cual el operador no tiene control. Mientras más duro sea el mineral, mayor será el tiempo que tome su reducción, pero este tiempo se ve aumentado y multiplicado con el aumento de la granulometría.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.1.3 Nivel de llenado del molino. En el molino SAG, el nivel de llenado de carga total (definido como la fracción del volumen efectivo del molino que es ocupado por la carga interna) está formado por los medios de molienda metálicos (bolas) y el material de tamaño grueso (colpas) e intermedios. Normalmente se considera que el agua y el mineral fino se alojan en los intersticios del lecho de bolas y colpas, siendo su aporte no significativo a la fracción de volumen del molino que ocupa la carga, pero afectando su densidad aparente. La forma más utilizada para estimar el nivel de llenado de carga total, es haciendo una relación entre mediciones puntuales del nivel de llenado volumétrico con el molino detenido y la presión de inyección de lubricación en los descansos del molino al momento de detenerlo. Así, al variar la presión en los descansos, se considera que ha ocurrido variaciones en el peso de la carga interna y ello debe reflejar variaciones en el nivel de llenado volumétrico del molino. Esta forma de estimar el nivel de llenado de carga total, deja fuera diferentes aspectos, como: o

o

o

o

o

Importantes variaciones variaciones que ocurren durante el tiempo tiempo que transcurre la operación. Estas variaciones son la pérdida de peso y cambios en la forma de los revestimientos, revestimientos, bruscas variaciones en el nivel de llenado de bolas, variaciones variaciones en el sistema de lubricación y del lubricante mismo. Variación de la densidad densidad aparente aparente de la la carga interna, interna, por la la modificación modificación de la la relación entre las masas de medios de molienda, mineral y agua. Sobrellenado típico del molino: que consiste en la acumulación excesiva de carga interna del molino, producto de la disminución de la capacidad de molienda y evacuación, y que en la operación se observa como un brusco aumento de la presión en los descansos y disminución del consumo de potencia del molino. Operación con bajos niveles de carga: lo que implica que el molino trabaja con un llenado volumétrico definido por los medios de molienda metálicos exclusivamente. El resultado de esta situación, bastante común a lo largo de la operación del molino, se refleja en una alta tasa de fractura de bolas (que genera consumos de aceros mayor a lo normal) y daños severos en los revestimientos internos. Flujo de alimentación fresca: El grado de llenado de un molino SAG, depende del flujo de alimentación de mineral mineral fresco con que opera. Mientras mayor mayor sea el flujo de alimentación, mayor será el volumen de la carga con que trabajo el molino. Es decir, si las condiciones operacionales del molino permanecen constantes, las masas de mineral molido y descargados por unidad de tiempo, son proporcionales a la masa presente en el molino. En consecuencia, para balancear balancear un aumento de flujo en la entrada, la cantidad de mineral presente en el molino necesariamente debe aumentar. Esto ocurre así hasta un cierto valor del llenado del molino por sobre el cual el proceso se revierte necesariamente, porque hemos llegado a nuestro nivel de llenado de trabajo y pasamos a la zona de sobrecarga.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.1.4 Nivel de llenado de bolas bolas y carga de bolas. bolas. 

Nivel de llenado de bolas. Un factor que influye mucho en la operación de un molino semiautógeno, es el volumen de la carga de bolas. Este volumen se expresa como una fracción del volumen total del molino y puede variar de 8% hasta 20%, siendo el rango más usado de 12% a 15%. Los fabricantes de molinos restringen la masa de bolas que debe haber en el molino, en consideración a variables mecánicas estructurales y a características del sistema de lubricación de los descansos del molino semiautógeno. na vez definido el nivel de bolas “óptimo”, durante la operación de los molinos no

existen ninguna certeza sobre la cantidad real de medios de molienda contenidos en la carga interna. En la práctica se usan dos alternativas para controlar el nivel de llenado de bolas de un molino semiautógeno en operación: o

o



Grind-Out: Que consiste en operar el molino sin alimentación de mineral, con un determinado flujo de agua en la alimentación, hasta que se evacua el mineral contenido en el molino, quedando la carga interna formada sólo por medios de molienda. Inferencia en base a la potencia: Que consiste en operar el molino en una condición de relativa estabilidad a una velocidad definida previamente (si el molino es de velocidad variable) durante un lapso de tiempo adecuado, anotando el consumo de potencia promedio del molino. Posteriormente, detener instantáneamente los flujos de alimentación de mineral y agua, y el molino. Una vez se mide el nivel de llenado volumétrico de carga total, correspondiendo el nivel de bolas a la curva que corresponda la potencia medida al momento de detener el molino.

Carga de bolas. Existen dos casos generales en los cuales es deseable agregar bolas adicionales al molino: o

o

Cuando se tiene una excesiva acumulación de fino e intermedio, debido a falta de colpas grandes en la alimentación al molino, que permita formar una carga apta para moler esos tamaños. Cuando existe existe una acumulación acumulación de rocas grandes, grandes, debido a la incapacidad incapacidad de la carga para romper esos tamaños.

Algo muy importante es no realizar situaciones extremas como: agregar, en un turno específico, una gran masa de bolas de reposición para recuperar disminuciones y/o ajustar el nivel de llenado de bolas. Todo sabemos que las bolas tienen una tasa de desgaste y que toda la masa de bolas cargadas en un lapso tiempo tendrá el diámetro de la parrilla y tendremos un problema serio en nuestra descarga por parrillas tapadas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.1.5 Densidad, porcentaje de sólido y viscosidad de la pulpa. La comprensión del concepto densidad asociado al porcentaje de partículas sólidas es un aspecto muy importante importante de la operación de de la planta. Los flujos de suspensión suspensión o pulpas en la planta contienen una determinada fracción de partículas sólidas de mineral c on una determinada densidad. Esta parte de la suspensión que contiene las partículas sólidas del mineral se expresa como porcentaje de partículas partículas sólidas por peso y la densidad en unidad de peso en volumen. volumen. Si una muestra de suspensión se mide utilizando una escala de densidad resulta un valor de porcentaje de partículas partículas sólidas sólidas o densidad de suspensión. suspensión. La densidad de de suspensión es el peso en gramos de un centímetro cúbico de suspensión. suspensión. La medida más útil es el porcentaje de partículas sólidas. Del peso total de suspensión, ésta es la cantidad que corresponde a partículas de mineral sólido. Por ejemplo, si la muestra de suspensión arroja 60 por ciento de partículas sólidas, esto significa que por cada 100 gramos de suspensión, hay 60 gramos de partículas de mineral sólido y 40 gramos de agua. Una gran parte del flujo de suspensión suspensión de la planta debe estar en un rango rango determinado de porcentaje de partículas sólidas antes de que se considere que está operando adecuadamente. adecuadamente. Durante el turno, se miden frecuentemente frecuentemente muchos muchos flujos de suspensión suspensión importantes. Si la medición medición del porcentaje porcentaje de partículas partículas sólidas está está fuera de la cantidad cantidad proyectada, se deben hacer ajustes al circuito.  



Controlando la viscosidad de la pulpa podemos controlar la velocidad de evacuación o descarga de la pulpa. La granulometría granulometría afecta la viscosidad viscosidad y densidad densidad de la pulpa, a mayor granulometría granulometría menor viscosidad. Una manera muy eficaz de controlar la viscosidad es a través del porcentaje de sólido y nuestro principal control pasa por ahí. El porcentaje de sólido es controlado agregando agua proporcionalmente con la tasa de alimentación de mineral, con esto se logra un control eficaz del porcentaje de sólido y densidad de la pulpa al interior del molino. Un aumento aumento de agua en la alimentación del molino molino logra un aumento en la rapidez de descarga de los finos pero esto da como resultado un producto con granulometría gruesa.

5.1.6 La velocidad de Operación y Ruido. La tendencia general en el diseño de molinos semiautógenos en los últimos años es considerar accionamientos de velocidad variable, con un alto costo de inversión asociado. Esta situación permite esperar que la velocidad sea considerada una variable de operación manipulable para lograr la optimización del proceso, esperando maximizar las capacidades de procesamiento. Sin embargo, al no tener certeza sobre el nivel de llenado del molino, el operador limita la velocidad de operación del molino buscando proteger los revestimientos del impacto directo de los medios de molienda. Por ello, es común ver que a pesar de contar con velocidad variable, los molinos son operados a velocidad constante, utilizándose variaciones o aumentos drásticos del nivel de llenado volumétrico. La velocidad es de suma importancia en la operación, debido a los siguientes aspectos:  

Determina la potencia consumida por el molino (recordemos (recordem os que Potencia=Torque Potencia=Torq ue de la carga). Determina la trayectoria trayector ia de la carga de bolas y del mineral, con ello la condición de impacto y abrasión del molino.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS  

Determina las condiciones condiciones de desgaste de bolas bolas y revestimientos. Determina la condición condición de transporte de la pulpa. pulpa. Expande Expande la carga, permitiendo permitiendo que la pulpa (partículas finas + agua) penetren en los medios moledores, se muelan y puedan escurrir.

La velocidad de rotación se define en función de la velocidad crítica de rotación del molino, que es la velocidad mínima a la cual la carga se pega en las paredes del molino. La velocidad de rotación se debe establecer de modo de tener una fracción de la carga en catarata para promover el fracturamiento del mineral fino e intermedio causado por la fracción gruesa, y a su vez el mineral grueso con los impactos que aplica, se va desgastando hasta alcanzar un tamaño en el cual puede ser fracturado por las bolas o la fracción gruesa de la carga. Supongamos un molino con una carga de bolas que rota en torno a su eje; se producirá el siguiente fenómeno, al ir aumentando la velocidad:    

Solo un deslizamiento, deslizamiento , produciendo molienda sólo por fricción. Además de fricción se produce impacto por cascada. Fricción e impacto por catarata. La fuerza de gravedad gravedad se iguala iguala a la fuerza centrífuga. Cuando Cuando sucede sucede esto se dice que se llegó a la velocidad crítica. Producción de molienda solamente por fricción producto del desplazamiento entre las distintas capas de balas.

Para evitar daños a los revestimientos se ha hecho práctica común el uso de sistemas de sensado del ruido como medio de prevención.

5.2

En Molienda de Bolas y Clasificación.

5.2.1 Clasificación con zarandas húmedas. Se controla: 

%Sólidos de alimentación a las l as zarandas húmedas: -



Si la densidad del mineral mineral es muy muy alta la estratificación estratificación sobre sobre la zaranda será será inadecuada, como resultado una mala separación, gran cantidad de finos en el oversize. Si la densidad del mineral es muy baja genera una mala clasificación en la batería de ciclones. Además implica un gasto excesivo de agua.

Lavado de finos del Oversize de la zaranda húmeda: -

-

Si el flujo de agua es muy alto, como resultado se tendrá un excesivo lavado de finos y una baja en la densidad de la alimentación a batería de ciclones. Además implica un gasto excesivo de agua. Si el flujo de agua agua es muy bajo genera un lavado deficiente deficient e de los finos que se adhieren a las partículas gruesas. Aumentando el porcentaje de humedad del oversize pudiendo provocar desalineamiento de fajas aguas abajo, habrá gran cantidad de finos en el oversize.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.2.2 Alimentación a batería de ciclones: Se controla: 

Nivel en el cajón de alimentación a ciclones: -



Presión de alimentación a batería de ciclones: -

-



Un nivel bajo en cajón pone en riesgo la continuidad operacional de la bomba de alimentación a ciclones, ya que una baja presión en la succión de la bomba índica una baja eficiencia, además del riesgo de aspirar aire que provoque cavitación. Un nivel muy bajo provoca la detención de la bomba por seguridad. Un nivel nivel muy alto aumenta el riesgo de rebosar rebosar el cajón ante una falla de la bomba de ciclones.

Si la presión está está por debajo del valor valor deseado, deseado, produce produce ineficiente ineficiente clasificación clasificación porque las fuerzas de separación centrífuga son relativamente bajas, produciéndose una pulpa diluida descargada por el underflow, aumenta el by pass de finos causante de sobre molienda. Si la presión está por encima del valor deseado produce mayor desgaste en los revestimientos internos de los ciclones, si la presión es excesiva la descarga de los ciclones es en forma de cordón pudiendo obstruirse, provocando que las partículas gruesas se dirijan al overflow, esto genera pérdida del mineral valioso y produce atoros en tuberías o alimentación a las celdas de flotación.

Densidad de pulpa de alimentación a baterías de ciclones: -

-

Una densidad alta origina una ineficiente ineficient e clasificación clasificac ión del mineral, produciéndose una mayor descarga de los gruesos por el underflow, esto provoca la sobrecarga de los molinos de bolas e incremento de la carga circulante. Una densidad baja, origina una mayor descarga de finos por el underflow hacia los molinos de bolas, dando como resultado una excesiva sobremolienda, generándose costos adicionales y pérdidas.

5.2.3 Batería de hidrociclones. Se controla: 

Densidad de pulpa overflow de batería de ciclones: -



Tamaño de partícula en el overflow de batería de ciclones D80: Una molienda inadecuada produce mayor porcentaje de partículas partículas de tamaño tamaño mayor mayor al óptimo, en estas partículas el mineral valioso no está expuesto y dificulta su recuperación en la flotación. f lotación. Densidad de pulpa underflow de batería de ciclones.



Una densidad muy alta o muy baja indica una clasificación clasificac ión deficiente en la batería de ciclones. Estas condiciones provocan inestabilidad en la recuperación de cobre en la flotación.


-

Una densidad densidad muy baja baja indica indica deficiencia deficiencia en la clasificación clasificación de de ciclones, ciclones, podría podría estar descargándose demasiado material por el overflow. Una densidad muy alta indica falta de adición de agua en la alimentación a ciclones, esto podría provocar acordonamiento en los mismos.

5.2.4 Molino de bolas. Se controla: 

Consumo de potencia del molino: -



Presión en los descansos del molino: -



-

Una adición excesiva de bolas al molino provoca desgaste excesivo de las bolas al chocar entre si y de los forros del molino al recibir el impacto directo de las bolas, Una adición deficiente de de bolas provoca una molienda deficiente, no se logra el grado de conminución necesaria de la mineral.

Densidad de pulpa en la descarga del molino de bolas. -

-



Una presión presión en los descansos descansos muy baja indica indica que que el molino esta descargado, descargado, con la consiguiente caída en la producción de la concentradora. Una presión presión en los los descansos descansos muy alta podría indicar indicar una sobrecarga sobrecarga del del molino molino si si va aunada a una elevación de la potencia consumida.

Adición de bolas en el molino: -



Una potencia muy alta indica que el molino esta descargado, con la consiguiente consiguient e caída en la producción de la concentradora. Una potencia baja indica que el molino se está cargando o el mineral es duro, se debe disminuir la alimentación porque podría alcanzar la condición de sobrecarga es decir la potencia comenzara a disminuir y la presión en los descansos comenzara a elevarse.

Una densidad de pulpa muy alta indica deficiente adición de agua al molino. Luego esta pulpa provoca una variación negativa de densidad en la alimentación a los ciclones, lo que puede provocar deficiencia en la clasificación. Una densidad de pulpa muy baja puede indicar demasiada agua en el molino, lo que produce una descarga rápida y molienda deficiente. Igualmente provoca irregularidad en la clasificación en batería de ciclones.

Velocidad de giro del molino de d e bolas. -

-

Si la velocidad del molino es muy baja, la fuerza centrífuga no será suficient suficiente e para elevar la carga hasta alcanzar la zona de desprendimiento, no se produce el efecto catarata y la molienda es deficiente aumentando el P80 hacia flotación rougher. Si la velocidad del molino es muy alta, la fuerza centrífuga no permite que la carga se caiga al alcanzar la zona de desprendimiento, sino que empieza a girar continuamente pegada a las paredes del molino, resultando en una molienda nula.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 6. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE MOLIENDA. 6.1

Problemas Operativos en Molinos. 

Problema: Patinamiento y acuñamiento de fajas de feeders. Solución: Cuando la tolva este vacía, se debe colocar carga con faja operando.



Problema: Atoro en cajones acondicionadores. Solución: Monitorear ingreso de agua, evitar que cantidad de agua sea insuficiente.



Problema: Mala clasificación en zarandas húmedas. Solución: Optimización de ratio de agua. Redistribución de aspersores. Mantenimiento preventivo programado a aspersores.



Problema: Arenamiento de molino (sobrecarga). Solución: Implementar programa de inspección y cambio de paneles.



Problema: Detenciones de molinos. Solución: Evitar altas temperaturas en los e-houses de molinos primarios. Implementación de sistemas de aire acondicionado.

7. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES Y DE MANTENIMIENTO. A continuación se listan las principales tareas operacionales del área de molienda SAG.          

Inspección y operación de feeders, fajas, bombas, tuberías y cajones. Limpieza general de chutes, feeders, fajas y cajones acondicionadores. Limpieza y drenaje de cajón y tubería de bomba de ciclones. Inspección y operación de zarandas y batería de ciclones. Limpieza general de chutes oversize de zarandas, batería de ciclones y líneas de lechada de cal. Determinación de controles operativos del circuito de clasificación. Dosificación de lechada de cal en batería de ciclones. Arranque y detención de equipos del circuito de molienda. Operación de equipos auxiliares: filtros dúplex, compresoras y secadoras. Determinación de controles operativos del circuito de molienda.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 8. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE MOLIENDA. 8.1

Caracterización de pulpas. 

Cálculo del flujo másico que alimenta al molino SAG. t h



=

Capacidad nominal Disponibilidad x 2

Cálculo del tonelaje seco. GES  100

DP 

(GES  100) - (GES - 1)  PS)

Dónde: DP = Densidad de pulpa. GES = Gravedad especifica del sólido. PS = Porcentaje de sólidos. MS 

Q  PS  DP 100

Dónde: MS = Tonelaje seco t/h. PS = Porcentaje de sólidos. DP = Densidad de la pulpa. Q = Caudal m3/h. 

Cálculo del tonelaje de pulpa. MP=

Dónde: MS = Tonelaje seco. PS = Porcentaje de sólidos. MP = Tonelaje de pulpa. 

MS PS/100

Cálculo del tonelaje de agua. MW = MP - MS Dónde: MP = Tonelaje de pulpa. MS = Tonelaje seco. MW = Tonelaje de agua.



Cálculo del caudal de pulpa. QP=

Dónde: MS = Tonelaje seco. DS = Densidad del sólido. MW = Tonelaje de agua. QP = Caudal de pulpa.

MS DS

M


Cálculo del porcentaje de sólidos en volumen. MS⁄ DS PS= QP

Dónde: MS = Tonelaje seco. DS = Densidad del sólido. QP = Caudal de pulpa. PSV = Porcentaje de sólido en volumen. 

Cálculo de la densidad de pulpa. DP=

Dónde: MP = Tonelaje de pulpa. QP = Caudal de pulpa. 

MP QP

Cálculo de la densidad de pulpa conociendo el porcentaje de sólidos. DP=

100DS 100DSPS(DS1)

Dónde: DS = Densidad del sólido. PS = Porcentaje de sólidos. 

Cálculo del porcentaje de sólidos conociendo la Densidad de Pulpa. PS=

Dónde: DP = Densidad de pulpa. DS = Densidad del sólido.

8.2

(DP1)100DS (DS1)DP

Revisión de dimensionamiento del Molino SAG.

Criterio de diseño del SAG: Capacidad nominal Días de operación Utilización Tonelaje instantáneo CEE Utilización potencia del motor Tabla 17.

t/a d/a % t/h kWh/t %

55,480,000 365 95 6,667 3.2 90

Cri terios de diseño del molino S AG .

Calcular la potencia requerida del molino SAG conociendo el consumo específico de energía: Potencia Requerida = CEE * Tonelaje Instantáneo = 21,334.4 kW


Procesos=

Potencia requerida

= tilización potencia del motor

21,. 0.

=2,05=1,6 P 2,000 P

8.3 Calculo de la potencia neta del molino SAG empleando Modelo de Hogg & Fuerstenau. P



0.238 * D

3.5

L * NC * ρap * ( J * 1.065) * J 2 ) * s enα D

Dónde: D = Diámetro Interior del molino, pies (40) L = Largo Interior del molino, pies (26) Nc =Velocidad Crítica, Ncrit = 78% 3  ap = Densidad aparente de la carga, 3.925 ton/m J = Nivel aparente de Llenado, 25%  = Angulo de levante, 38°.

Figura 170.

Plantilla Moly Cop – Calculo demanda de potencia.

Como la potencia del molino es directamente proporcional a la densidad aparente de la carga, calcular:    

8.4

Potencia demandada por las bolas. Potencia demandada por las rocas. Potencia demandada por la pulpa. Calcular la densidad aparente de la carga.

Calcular el Work index de la prueba Bond. 

Calcular el Work index operacional.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS        

Calculo de carga circulante en molienda/clasificación en base a análisis granulométrico. Calculo de carga circulante en molienda/clasificación en base a porcentaje de solidos/densidad de pulpa. Determinación de eficiencia de clasificación Usando el (CycloBal_Single) de moly cop Tool. Determinación de BPf de finos Bpw de agua parámetro plitt (m) D50c. Determinación de la eficiencia Real. Determinación de la eficiencia corregida. D80 de Feed Overflow Underflow. Gráficos de Eficiencia real y corregida.

Datos de entrada correspondiente al análisis granulométrico:

Figura 171.

Plantilla de Moly Cop – Análisis granulométrico.


Figura 172.

Plantilla de Moly Cop – Cálculo de eficiencia de clasificación.

Size Distributions, % Passing Mesh

Opening 1.05 0.742 0.525 0.371 3 4 6 8 10 14 20 28 35 48 65 100 150 200 270 400

25400 19050 12700 9500 6700 4750 3350 2360 1700 1180 850 600 425 300 212 150 106 75 53 38

D80, microns Ore, ton/hr Water, m3/hr Slurry, ton/hr Slurry, m3/hr Slurry Dens., ton/m3 % Solids (by volume) % Solids (by weight) Dilucion

Tabla 18.

Mid-Size 21997 15554 10984 7978 5641 3989 2812 2003 1416 1001 714 505 357 252 178 126 89 63 45 19

Feed

U'flow

O'flow

Circulating Load,

100.00 99.36 96.31 95.47 90.80 87.85 84.92 81.91 79.18 74.72 69.89 62.58 53.29 42.50 34.44 28.58 23.16 20.16 17.91 16.05

100.00 99.15 95.06 93.95 87.71 83.77 79.86 75.83 72.18 66.23 59.77 50.06 38.19 25.84 18.10 13.51 10.04 8.40 7.32 6.49

100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 99.83 98.19 92.08 83.09 73.42 62.22 55.15 49.43 44.49

1879

3394

190.7

1667.0 1159.6 2826.6 1754.9 1.611 33.9 59.0

1248 420.3 1668.0 865.9 1.926 51.5 74.8

419 739.3 1158.6 889.1 1.303 16.8 36.2

0.70

0.34

1.76

Balance de clasificación de hidrociclones.

2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98 2.98


Figura 173.

Curva de eficiencia de clasificación.

8.5 Simulación de Trayectorias Críticas de bolas utilizando el modelo de Powell efecto de la velocidad de giro. Diámetro de Molino : 40´ Diámetro de Bolas

: 6”

Angulo Ataque Altura Lifter

: 10°

Figura 174.

Proyección de caída por variación de Vc


Figura 175.

Plantilla de Moly Cop – Trayectoria de bolas.

Efecto de la altura del lifter. Diámetro de Molino Diámetro de Bolas Angulo Ataque % Vel. Crítica

: 40 : 6”

: 10° : 76%

Figura 176.

Proyección de caída por variación de altura de Lifter


Efecto del ángulo de ataque del lifter. Diámetro de Molino Diámetro de Bolas Altura Lifters % Vel. Crítica

: 40 : 6” : 10”

: 76%

Figura 177.

Proyección de caída por variación de ángulo d e ataque

Efecto del diámetro de las bolas Diámetro de Molino Angulo de Ataque Altura Lifters % Vel. Crítica

: 40 : 10° : 10”

: 76%.

Figura 178.

Proyección de caída por variación de diámetro de bola

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 9. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE. 9.1

Seguridad. A continuación, nombramos algunas consideraciones importantes a tomar en cuenta sobre la seguridad en las instalaciones del área de Molienda de una planta concentradora: 

En el área de molienda, no se podrá ejecutar trabajos u operaciones, en los que no se hayan tomado todas las medidas de seguridad y de control de riesgos para proteger la integridad de los trabajadores, del equipo de trabajo e instalaciones y de terceros.



Es obligatoria la capacitación y entrenamiento del personal sobre los métodos correctos de operación y sobre los procedimientos de trabajo del área. Sólo las personas debidamente entrenadas y autorizadas por su jefatura, podrán operar y/o efectuar tareas con equipos, maquinarias herramientas u otros en el área de trabajo.






Todo trabajador está en la obligación de reportar a su jefe inmediato sobre defectos, fallas, condiciones inseguras o sub estándar en los equipos o instalaciones que puedan ser causa de lesiones a las personas o daño al equipo o instalaciones.









El EPP debe cumplir con 2 premisas: Debe ser de uso personal e intransferible. Debe estar destinado a proteger la integridad física de la persona que lo usa.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS EPP

SÍMBOLO

DESCRIPCIÓN

Casco de seguridad.


Guantes de cuero.











Protegen los oidos contra el ruido excesivo. Es obligatorio cuando el ruido supera los 85 decibeles. A partir de 100 decibeles se debe utilizar doble protección auditiva mientras se implementa las medidas de control necesarias

Tabla 19.

EPP Básico para el área de Molienda.



Cada persona que interviene un equipo, sistema o instalación, debe asegurar el aislamiento de la energía presente mediante un sistema de bloqueo, de tal forma que el equipo o instalación que se está interviniendo, no pueda funcionar ni contener ninguna fuente de energía principal o residual, hasta que se retire el dispositivo de bloqueo de la energía.



Cada persona es responsable de bloquear en forma individual y personal, asegurándose que el sistema bloqueado es efectivamente el que va a intervenir.


Se debe verificar que la fuente de energía efectivamente está aislada, efectuando una prueba de accionamiento del sistema y o equipo (energía cero) o medición de la fuente (potencial cero).



Las fuentes de energía consideradas entre otras, son las siguientes: Eléctrica, mecánica, neumática, hidráulica, química, térmica, nuclear, cinética y potencial.



Para un proceso de bloqueo simple se siguen los siguientes pasos: Identificar las fuentes de energía. o o Obtener el permiso de bloqueo. Aislar las fuentes de energía. o o Comprobar que la fuente de energía ha sido aislada. Eliminar energías acumuladas. o o Bloquear el dispositivo de aislamiento. Colocación de tarjetas y candados. o



Conocer los procedimientos e instructivos de aislación y bloqueo general y de los equipos que se van a intervenir por tareas de: limpieza, mantenimiento y operación.

9.2

Medio Ambiente.

Es la obligación y el compromiso de las empresas mineras a prevenir la contaminación, cumplir con las regulaciones ambientales, establecer un control voluntario aplicable, mejorar continuamente el desempeño ambiental y cooperar con las comunidades vecinas, en sus operaciones, instalaciones y hasta incluso en los entornos fuera de la empresa en donde se desarrollen sus trabajadores, colaboradores e instituciones relacionadas a esta.

9.2.1 Aspectos ambientales. Son los elementos de las actividades, productos o servicios de una organización susceptible de interactuar con el medio ambiente.   

Aspecto ambiental potencial, aspecto ambiental que podría interactuar con el medio ambiente. Aspecto ambiental real, aspecto ambiental que interactúa con el medio ambiente. Aspecto ambiental significativo, aquel aspecto ambiental que tiene o puede tener un impacto ambiental significativo.

9.2.2 Requerimiento de reportes. Los incidentes ambientales por derrames deben ser informados al departamento ambiental de la empresa, que tomará una determinación de los procedimientos requeridos. Estos pueden ser clasificados en:     

Derrames de materiales que impactan en el terreno nativo. Derrames de hidrocarburos que impactan en el terreno nativo o en cualquier lugar dentro de la instalación. Fugas de agua fresca, agua de proceso fuera de los límites operativos permitidos de la instalación. Fugas de aguas residuales del proceso productivo. Fugas de soluciones utilizadas en los procesos productivos.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 9.2.3 Control de residuos. El control de residuos consiste en la recolección, transporte, procesamiento o tratamiento, disposición y reciclaje de materiales de desecho. Lo que busca reducir los efectos perjudiciales en la salud humana, del medio ambiente y la estética del entorno, aunque actualmente se trabaja no solo para reducir los efectos perjudiciales ocasionados al medio ambiente sino para recuperar los recursos del mismo. El control de residuos tiene por objetivos: 

 

La prevención de la contaminación y el cumplimiento de normas y leyes como la ley Nº 27314, ley general de residuos sólidos y su reglamento, enmarcados principalmente en los procesos de minimización, re-uso, reciclaje y buena disposición final. El involucramiento de todos los trabajadores en los sistemas de manejo de residuos. La interrelación de todos los elementos de la cadena de residuos: generación, segregación, recolección, transporte, almacenamiento, tratamiento y disposición final.

Los residuos sólidos generados en la actividad serán clasificados por tipo, en las zonas de trabajo se contará con de envases debidamente rotulados para facilitar la segregación. A los residuos podemos clasificarlos principalmente en:    

Residuos Sólidos Inorgánicos: Aquellos que no tienen un re-uso posterior. Residuos Reciclables: Son aquellos que se someterán a un nuevo ciclo de tratamiento total o parcial. Residuos Peligrosos: Residuos con características peligrosas tanto para la salud como para el medio ambiente. Residuos Orgánicos: Es el material de origen biológico el cual se biodegradará formando sustancias útiles.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CAPITULO III: FLOTACIÓN DE MINERALES. 1. FUNDAMENTOS DE FLOTACIÓN DE MINERALES. 1.1

Introducción.

El área de Flotación es una de las secciones funcionales más importantes para el procesamiento y concentración de minerales, donde por medio de un proceso de flotación se logra obtener un producto de mayor concentración del metal valioso que deseo recuperar. El proceso de flotación se basa en la interacción entre las burbujas de aire y las partículas del solido presentes en la pulpa. La eficiencia que tienen las burbujas para atrapar en forma selectiva las partículas de mineral y luego ascender cargadas hasta el rebalse, depende de múltiples fenómenos que ocurren en la pulpa; principalmente, diferencias en las propiedades físico-químicas superficiales (tensión superficial) de las partículas. Mediante el uso de reactivos estas diferencias se acentúan y permiten la captura preferencial de algunas partículas, que son colectadas y transportadas por las burbujas de aire. El proceso de flotación se utiliza para separar y recuperar en forma selectiva partículas sólidas, finamente molidas, desde una pulpa o suspensión. Las burbujas de aire transportan los sólidos y suben a la superficie donde son recolectados y procesados como concentrado. La fracción que no se adhiere a las burbujas permanece en la pulpa y constituye la cola y/o posteriormente el relave. El circuito de flotación de cobre consta por lo general como mínimo de un circuito de flotación Rougher, un circuito de flotación Scavenger, y un circuito de flotación Cleaner. Además podemos ver otras etapas intermedias, dentro de ellas por ejemplo la remolienda de concentrado. El objetivo del área de flotación, es maximizar tanto la ley como la recuperación del metal que deseo recuperar, desde la pulpa generada en el proceso de molienda que llega desde el overflow de las baterías de ciclones ingresando al circuito de flotación Rougher con un tamaño de partícula aproximado de 160 a 200 µm y un porcentaje de sólidos aproximado de 28 a 35 %. Esta área entrega un concentrado (producto) al área de Espesamiento de concentrado y un relave al área de espesamiento y disposición de relaves.


Conceptos generales de flotación.

1.2.1 Mineral y mena. 

Mineral. Los minerales son compuestos químicos inorgánicos, de origen natural, que tienen una estructura interna y composición química definida, formado como resultado de procesos geológicos y que se encuentran en la corteza terrestre y puede estar constituido por un solo elemento (nativos, como por ejemplo: oro, plata, cobre) o, más comúnmente, por una asociación de distintos elementos (sulfuros, carbonatos, óxidos, etc).



Mena. La mena es un conjunto de minerales y rocas que contiene dos partes importantes: una especie de valor que puede recuperarse logrando un beneficio económico y otra estéril o ganga, que no tiene valor económico de interés. En general, es un término que se refiere a minerales metálicos y que designa al mineral del que se extrae el elemento de interés. La concentración de minerales valiosos en un depósito de es normalmente baja. Por ejemplo muchos depósitos de cobre contienen menos de 1% de cobre. Las menas son minerales del cual se puede obtener un metal que es valioso por un costo por el cual hace que el trabajo sea rentable.

Metal

Menas principales

Aluminio. Cromo. Cobre.

Bauxita. Cromita. Calcopirita. Bornita. Calcosina. Oro. Oro nativo. Hierro. Hematites. Magnetita. Limonita. Plomo. Galena. Molibdeno. Molibdenita. Platino. Platino nativo. Plata. Plata nativa. Argentita. Estaño Casiterita. Titanio. Ilmenita. Uranio. Uraninita. Cinc. Escalerita. Magnesio. Magnesita. Dolomita. Manganeso. Pirolusita. Mercurio. Cinabrio. Tabla 20.

Origen Geológico Producto residual de la meteorización. Segregación magmática. Yacimientos hidrotermales; metamorfismo de contacto; enriquecimiento por procesos de meteorización. Yacimientos hidrotermales; depósitos de placeres. Formaciones bandeadas sedimentarias; segregación magmática. Yacimientos hidrotermales. Yacimientos hidrotermales. Segregación magmática, depósitos de placeres. Yacimientos hidrotermales; enriquecimiento por procesos de meteorización. Yacimientos hidrotermales; depósitos de placeres. Segregación magmática, depósitos de placeres. Pegmatitas; depósitos sedimentarios. Yacimientos hidrotermales. Yacimientos hidrotermales. Producto residual de la meteorización. Yacimientos hidrotermales. Principales menas y su origen geológico.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.2.2 Partículas y granos.   

 

Una partícula es una entidad física distinguible. Una partícula se puede coger y separar de otras partículas. Una partícula puede referirse a una roca, un pequeño trozo de mineral o una diminuta partícula de polvo. Los procesos de reducción de tamaño y de separación involucran el procesamiento de partículas. Un grano es un pequeño aglomerado de un cierto mineral. En una gran partícula de mineral, los granos de los minerales valiosos están diseminados a través de la ganga. Si esta partícula se observa a través de un microscopio se verá que estos granos están muy bien delimitados, pudiéndose distinguir claramente de los otros granos que componen la partícula

Figura 179.

Partículas y tamaño de grano.

1.2.3 Liberación de mineral. La liberación se logra mediante un proceso de reducción de tamaño, denominado también conminución, que se realiza en las plantas de chancado y molienda. El producto del proceso de conminución son partículas que contienen mineral de valor, partículas que contienen gangas, y partículas parcialmente liberadas o mixtas (contienen mineral de valor y ganga). La liberación es exitosa cuando el producto que se obtiene contiene principalmente dos tipos de partículas, que son partículas compuestas casi exclusivamente de mineral de valor, y partículas compuestas casi exclusivamente de ganga. Cuando las partículas de una mena están formadas por los minerales, se habla de partículas libres; cuando ellas consisten de dos o más especies minerales se les llaman partículas mixtas.

Figura 180.

Partículas liberadas.

El objetivo de la liberación es obtener partículas que contengan solo mineral de valor de modo

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.2.4 Grado de liberación. El grado de liberación de un mineral se refiere al porcentaje de mineral presente en forma de partículas libres con respecto a la cantidad total de dicho mineral contenido mezclada con otros minerales y ganga. El grado de liberación depende del tamaño de las partículas en relación al tamaño de los granos. Si la razón entre el tamaño de las partículas y el tamaño de los granos es alta, la liberación es pobre (demasiados granos por partículas. Si esta razón es baja, es una indicación de una buena liberación (Pocos granos por partícula). Para un mismo tamaño de partícula diferentes minerales a menudo tienen diferentes minerales grados de liberación. En general, la liberación de la ganga no requiere de partículas muy finas.

Figura 181.


La curva que se muestra a continuación muestra el grado de liberación de un mineral en función de la razón entre el tamaño de partículas y el tamaño de los granos. Cuando el tamaño de partículas es el mismo que el tamaño de los granos la liberación es baja, esto se debe al hecho de que las partículas no necesariamente se quiebran siguiendo los bordes de los granos, una partícula pequeña podría contener pedazos de varios granos que fueron quebrados en vez de un solo grano entero. La liberación mejora notablemente cuando el tamaño de partículas es aproximadamente una décima parte del tamaño de los granos, así el efecto de cada grano en la composición de las partículas es mayor lo cual mejora la liberación.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El tamaño de los granos de cada uno de los minerales presente en un yacimiento es diferente, además el tamaño de grano de un mismo mineral varía de un yacimiento a otro. Como ejemplo tenemos un mineral de cobre de baja ley, con un tamaño de molienda D80=106µm (malla150).

Mineral

Tamaño de grano (µm)

Razón (tamaño de partícula a grano)

Liberación (% aproximado)

500 300 75

0.21 0.35 1.41

40 20 0

Silicatos. Pirita. Calcopirita. Tabla 21.

Ejemplo de % de liberación en un mineral de Cobre d e baja ley.

Esta tabla muestra el tamaño de los granos de tres minerales generalmente presentes en un yacimiento de cobre, para cierto tamaño de partícula por ejemplo 106 micrones malla 150 se puede observar que la liberación es muy diferente para los diferentes minerales. En este ejemplo los silicatos considerados como la ganga son liberados mucho antes que la calcopirita que es el mineral de valor. En algunos casos se puede aprovechar esta dispersión del grado de liberación, por ejemplo moliendo el mineral hasta un tamaño en que la ganga se pueda liberar fácilmente, pero que es muy grueso para liberar el mineral de valor. La ganga liberada se puede eliminar en una etapa de separación antes de moler el mineral a un tamaño más fino para eliminar el mineral de valor. Con esto se evita moler innecesariamente la ganga ya liberada reduciendo así mismo el costo de molienda

Figura 183.

Separación de partículas y granos en remolienda.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.2.5 Separación. Para recuperar y concentrar los minerales valiosos del producto de molienda se realiza por medio de un proceso denominado flotación el cual separa la pulpa de mineral en dos productos: mineral valioso (concentrado), y ganga (cola).

Figura 184.

Separación concentrado – colas.

Idealmente el concentrado debería estar formado por un 100% de minerales valiosos y las colas por un 100% de ganga. En la práctica, debido a que ni la liberación ni la separación son perfectas, el concentrado contiene algo de ganga, y las colas contienen cierta cantidad de minerales valiosos. El procesamiento de minerales combina la liberación y la separación con el fin de concentrar los minerales valiosos

Figura 185.

Etapas de liberación y separación.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.2.6 Porcentajes de sólidos. La comprensión del concepto de porcentaje de sólidos, es un aspecto muy importante en la operación de la concentradora. Todas las corrientes de pulpas en la concentradora contienen una fracción de sólidos. La fracción de pulpa que contiene los sólidos de mineral se expresa como porcentaje de sólidos en peso. La densidad de pulpa se puede expresar como el peso en kilogramos de un litro de pulpa. Si una muestra de pulpa se mide usando una balanza de densidad (Marcy), se obtiene el valor del porcentaje de sólidos o la densidad de la pulpa. La densidad de pulpa es el peso del material dividido por su volumen. La medida más útil es el porcentaje de sólidos. Del peso total de la pulpa, este es la cantidad de partículas sólidas. Por ejemplo, si la pulpa contiene un 40% de sólidos esto significa que cada 100 gramos de pulpa, hay 40 gramos de partículas de mineral sólido y 60 gramos de agua.

Figura 186.

Ejemplo de cálculo de porcentaje de sólidos.

1.2.7 El agua. El agua (H2O) juega un papel muy importante en la flotación, por lo tanto es muy importante en entender alguna de sus propiedades. El agua contiene dos elementos químicos: Hidrogeno y oxígeno. Hay dos átomos de hidrogeno y un átomo de oxigeno enlazados covalentemente en cada molécula de agua.

Figura 187.

Molécula de agua.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Polaridad: Cuando el oxígeno se une con el hidrogeno para formar el agua, el átomo de oxigeno ejerce una fuerza de atracción mayor sobre los electrones que aquella que ejercen los átomos de hidrogeno. Esta fuerza tiende a separar los electrones de los átomos de hidrogeno. Como resultado, los átomos de hidrogeno quedan con una pequeña carga positiva mientras que los átomos de oxigeno adquieren unas pequeña carga negativa. Cuando ocurre este desequilibrio al compartir electrones, el enlace es un caso especial de enlace covalente conocido como enlace polar, es por eso la molécula de agua se clasifica como molécula polar.

Figura 188.

Enlace oxígeno-hidrógeno.

1.2.8 pH. Algunas moléculas de agua se dividen o disocian en iones hidrogeno H+ y iones hidroxilo OHEl pH es una medida de la concentración de iones H+ en una solución, y describe el grado de acidez o basicidad relativa a la solución. Y varia en una escala de 0 al 14, el pH se puede cambiar cuando la concentración de iones H+ iguala a la de OH-, se dice que el pH es neutro, y se le da el valor de 7, valor característico del agua destilada pura. El pH se puede cambiar agregando ácidos o bases, al agregar bases, que es equivalente agregar iones OH-, el pH aumenta a valores entre 7 y 14. Al agregar ácidos, que es equivalente agregar iones H+, el pH baja a valores entre 0 y 7. El pH de una pulpa a menudo tiene un efecto considerable sobre el comportamiento de la flotación. La escala de pH, tal como la escala de Richter para medir las magnitudes de los temblores, es logarítmica, en otras palabras, al cambiar el pH en una unidad, por ejemplo desde pH 6 a pH 5, la concentración de iones H+ es diez veces mayor, los valores típicos en flotación están entre 4 y 12.


Proceso de Flotación Colectiva y Selectiva.

La flotación de minerales es un fenómeno físico-químico usado como un proceso de concentración de minerales que comprende el tratamiento de una pulpa de mineral creando condiciones favorables para la adhesión de partículas de un mineral determinado hacia las burbujas de aire, lo cual ocasiona la separación del mineral valioso del estéril; formándose tres fases: 





Fase gaseosa: Constituida generalmente por aire (en algunos casos por otro gas), que se introduce y dispersa en la forma de pequeñas burbujas. Fase líquida: está constituida por agua con reactivos. El agua es polar, siendo ésta la causa de la hidratación superficial de algunos minerales en soluciones acuosas. Fase sólida: constituida por partículas de mineral finamente molidas. Propiedades superficiales de minerales dependen de su composición y estructura.

Figura 189.

Separación de fases durante etapa de flotación.

1.3.1 Separación selectiva de minerales. Al coexistir las tres fases, las partículas hidrofóbicas se adhieren a la fase gaseosa (burbujas), evitando el contacto con agua. Las demás permanecerán en la fase líquida. Las burbujas con partículas adheridas, ascenderán hasta llegar a la espuma

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.3.2 Recuperación y ley. La recuperación y la ley son dos medidas de calidad de la separación. Los conceptos de recuperación y ley se aplican normalmente al metal de interés no al mineral. En el caso de la calcopirita, el metal de interés es el cobre. En este caso se habla de la recuperación y la ley de cobre, muy raramente se habla de la recuperación y la ley de la calcopirita. La recuperación compara la cantidad de mineral de valor contenido en el producto con la cantidad contenida en la alimentación. La ley se refiere normalmente a una sola corriente, tal como la ley de concentrado.

Recuperación. La recuperación es la fracción del material valioso presente en la alimentación que se reporta al concentrado. La recuperación se calcula dividiendo la cantidad de metal valioso en el concentrado por la cantidad de este metal contenida en la alimentación. Si el 90% de cobre contenido en la alimentación va al concentrado, se dice que la recuperación es del 90%. Los valores típicos de recuperación varían entre 60 % y 95%. El objetivo es que la recuperación sea tan alta como sea posible desde un punto de vista técnico económico.

Figura 191.

Recuperación.

Ley. La ley representa la pureza del producto, es el porcentaje (de masa) de un metal contenido en los sólidos.

Figura 192.

Ley

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La ley de cobre en un concentrado de calcopirita generalmente está entre 22 % y 32%. La ley es baja debido a que la calcopirita pura contiene solamente un 34.6% de cobre, el resto es fierro y azufre. CALCOPIRITA

Tabla 22.

CuFeS2

PESO

LEY 63,5

Cu

63.5 = 63.5

%Cu



Fe

55.8 = 55.8

%Fe



S2

32 x 2 = 64

%S

Total

183.3

183,3

55,8 183,3 64



183,3

x100



34,64 %

x100



30,44 %

x100



34,92 %

Ejemplo de cálculo de ley en minerales de cobre.

Estrategias de operación. Existen dos estrategias operacionales básicas en la operación de circuitos de flotación: 



Maximizar la recuperación manteniendo la ley del concentrado esto a menudo se logar minimizando la ley de las colas. Maximizar la ley de concentrado manteniendo la recuperación.

La primera estrategia es más común en el control de circuitos de flotación primaria (rougher), mientras que la segunda es más común en el control de circuitos de limpieza (cleaner). El método de control refleja el objetivo de diseño de un circuito en particular. Los valores específicos a mantener se determinan de acuerdo a factores económicos relacionados con la operación de la concentradora (costo de reactivos, precio de los metales, etc).

Figura 193.

Estrategias operacionales

Relación Ley y Recuperación. La ley y la recuperación son interdependientes para una determinada composición de la alimentación. Debido a que la liberación es normalmente incompleta, siempre existe un compromiso entre la ley y la recuperación a obtener, incluso cuando las unidades de separación operan en forma eficiente. Si la ley de un producto aumenta, la recuperación disminuye, si la ley disminuye, la recuperación aumenta, el punto de compromiso entre la ley y la recuperación depende de factores económicos.


Figura 194.

Curva de ley de recuperación.

En la figura anterior se muestra la relación entre la ley y la recuperación de cobre, el eje horizontal muestra la recuperación y el eje vertical muestra la ley. Para nuestro ejemplo particular de la calcopirita la ley que corresponde a un 90 % de recuperación es 26 %, si se modifica el proceso de separación por ejemplo cambiando las condiciones de operación en una unidad de flotación nos podemos mover sobre esta curva, podemos recuperar más mineral de valor pero al mismo tiempo estaremos recuperando más material no deseado, en este caso si se aumenta la recuperación al 93% la ley bajará al 24%.

Figura 195.

Curva de separación.

En este ejemplo para una recuperación del 90 % se obtiene una ley del 26 % si se mejora la liberación se reduce la cantidad de partículas parcialmente liberadas en las cuales los granos del mineral valioso están ligados a la ganga esto significa que en la etapa de separación una menor cantidad de mineral valioso se perderá en las colas y una menor cantidad de ganga contaminará el concentrado. Una mejor liberación resulta en una ley más alta y/o en una recuperación más alta. En este ejemplo para una recuperación del 90 % la ley de concentrado aumenta del 26% al 27% al mejorar la liberación.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.3.3 Química de superficie de las partículas. El proceso de flotación separa distintos minerales haciendo uso de las diferencias en sus propiedades superficiales. El estudio de estas propiedades superficiales se conoce como química de superficie. En flotación es necesario entender las propiedades superficiales de los minerales. En particular, que las superficies pueden ser hidrofílicas (afinidad por el agua) o hidrofóbicas (repelen el agua). Las superficies de los minerales también pueden estar eléctricamente cargadas y bajo ciertas condiciones se puede oxidar.

Hidrofóbico. Las partículas con superficies hidrofobicas prefieren evitar el contacto con el agua. Estas partículas son hidrofobicas debido a que las moleculas en su superficie no forman enlaces, en particular puentes de hidrogeno, con el agua. Las partículas hidrofóbicas prefieren adherirse a las burbujas de aire que pasan cerca de ellas, en vez de permanecer en el agua. Como ejemplo de materiales que en forma natural son hidrofobicos tenemos el grafito (carbón puro) y los hidrocarburos sólidos tal como el carbón. Las superficies de estas no son polares y por lo tanto no forman enlaces hídricos con el agua.

Figura 197.

Superficie hidrofóbicas.

Hidrofílico. Las partículas cuyas superficies son hidrofilicas prefieren estar en contacto con el agua. Tales partículas son hidrofilicas debido a que las moléculas en su superficie pueden formar puentes de hidrogeno con el agua. Las partículas hidrofilicas prefieren permanecer en el agua en vez de adherirse a las burbujas de aire. Los minerales sulfurados son ejemplos de partículas hidrofilicas.

Figura 198.

Superficie hidrofílica.

En la siguiente figura se muestra un ejemplo de comportamiento hidrofóbico é hidrofílico de las partículas. Las partículas hidrofóbicas se muestran en café oscuro y las partículas hidrofílicas en naranja. Cuando las partículas chocan con la parte superior de las burbujas comienzan a deslizarse por las paredes de las burbujas al deslizarse hacia la parte inferior las partículas hidrofóbicas

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS burbuja se desprenderá y se irá descendiendo lo mismo puede ocurrir con algunas partículas hidrofóbicas que no estén bien adheridas a las burbujas, a medida que las burbujas ascienden transportan las partículas que se le han adherido hasta la zona de espuma un proceso conocido como flotación verdadera.

Figura 199.

Partículas hidrofóbicas e hidrofílicas.

Grado de hidrofobicidad. La superficie de una partícula puede tener partes hidrofóbicas y partes hidrofílicas. El carácter global de la partícula depende del balance de estas dos propiedades. Se puede estimar la hidrofobicidad de una partícula observando la f orma en que su superficie hace contacto con una gota de agua. Si la partícula es hidrofílicas el ángulo de contacto será grande. Si la partícula es hidrofóbica, el ángulo de contacto será más pequeño. El control de la hidrofobicidad es un aspecto fundamental del proceso de flotación, Este control se logra con la adición de reactivos químicos tales como los colectores, modificadores de pH y otros agentes reguladores.

Figura 200.

Determinación de carácter de partícula, de acuerdo al ángulo de contacto.

Carga superficial. Las partículas pueden exhibir una carga eléctrica en sus superficies al ponerlas en el agua el signo y la magnitud de la carga depende de los átomos en la superficie de las partículas y de los iones en solución. Si se aplica un voltaje entre dos electrodos las partículas se moverán hacia uno u otro de los electrodos dependiendo de los signos de su carga superficial, si se altera el pH del agua se

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS puede cambiar la concentración de iones en solución lo que a su vez afectara la velocidad a la cual se mueven las partículas. Para que una partícula flote, se debe producir una serie de eventos involucrando partículas, burbujas, reactivos, agua y equipo de flotación, los sistemas de f lotación involucran dos zonas diferentes: La zona de la pulpa, donde las partículas hidrofóbicas son recolectadas por las burbujas, y la zona de espuma, donde las partículas que han sido arrastradas por las burbujas son removidas de la celda. La zona de pulpa se conoce también como zona de colección o de recuperación. Los siguientes eventos que ocurren en una celda de flotación se pueden representar mediante modelos conceptuales:     

Colisión. Adherencia. Desprendimiento. Arrastre. Drenaje.

Figura 201.

Modelo conceptual de flotación.

Colisión: Uno de los microprocesos más importantes en la flotación es la colisión de partículas hidrofobicas con una burbuja de aire lo que conduce a la adhesión y la consecuente formación de un agregado burbuja/partícula.

Figura 202.

Colisión de partículas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Probabilidad de colisión. Cuando una burbuja de aire asciende, la pulpa se ve forzada a fluir alrededor de ella formando una estela detrás de la burbuja. Esto se puede representar utilizando líneas de flujo. Este flujo tendrá a deflectar partículas y reducir la probabilidad de colisión. La probabilidad de colisión corresponde al número de partículas que realmente chocan con respecto al número de partículas que están en la trayectoria de la burbuja. Figura 203.

Probabilidad de colisión.

Colisión de partícula. El peso de una partícula depende de su tamaño y su densidad. Las partículas grandes son más pesadas y por lo tanto más difíciles de deflectar, el resultado es que las partículas más grandes se ven menos afectadas por las líneas de flujo de la pulpa de modo que es más probable que ellas choquen con una burbuja. Aquí dos partículas de un mismo mineral están en la trayectoria de una burbuja que está ascendiendo. La partícula más grande no se ve afectada tanto como la partícula más pequeña. El resultado es que la partícula grande choca con la burbuja pero no así la pequeña Figura 204.

Adherencia. La colisión entre una partícula y una burbuja no implica que la partícula se adhiera a ella. Si este fuera el caso no habría flotación selectiva, ya que todas las partículas tienen la misma posibilidad de chocar con las burbujas. Existe un segundo proceso, adhesión, por las cual las partículas que deben flotar (las hidrofobicas) se seleccionan de entre las demás partículas (las hidrofilicas). Adhesión significa que la partícula hace contacto con el aire en la burbuja y permanece ligada a ella. Mientras más hidrofobica es la partícula mayor es su probabilidad adhesión. En este caso dos partículas una hidrofóbica y una hidrofílica se encuentran en la trayectoria de colisión de una burbuja que está ascendiendo, la partícula hidrofóbica es capaz de cruzar la película de agua que rodea a la burbuja y adherirse a ella. La partícula hidrofílica se desliza alrededor de la burbuja hasta llegar a la parte inferior a ella, desde donde eventualmente continuará descendiendo.

Colisión de partículas grandes.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Tiempo de contacto. El tiempo de contacto es el tiempo que una partícula tarda en deslizarse alrededor de una burbuja. La partícula se desliza a una cierta velocidad que es función de su peso. Por lo tanto el tiempo de contacto disminuye a medida que aumenta el tamaño de las partículas. En este ejemplo dos partículas del mismo mineral chocan con una burbuja. La partícula más grande se desliza más rápido y por lo tanto no tiene tiempo suficiente para adherirse. Figura 206.

Tiempo de contacto deslizamiento de partículas.

Desprendimiento. Las partículas adheridas a las burbujas están sujetas a muchas fuerzas que pueden causar su desprendimiento, o separación de las burbujas. Las partículas están adheridas a las burbujas mediante ciertas fuerzas de adhesión, pero cualquier fuerza que actúe sobre el agregado partícula/burbuja, y que exceda esta fuerza de adhesión, podría eventualmente producir su separación. Podemos nombrar tres causas de desprendimiento: 





Turbulencia de la pulpa: Hace que una burbuja ascendente pierda algunas de las partículas grandes que tenía adheridas. Gravedad: Las partículas también se pueden desprender debido a la acción de la fuerza de gravedad. Repentina que Desaceleración: experimentan las burbujas cuando llegan a la base de la zona de espuma.

Figura 207.

Desprendimiento de partículas.

Arrastre (entrampamiento mecánico). No todas las partículas entran a la zona de espuma adheridas a las espumas (colección). Algunas partículas entran al ser arrastradas por el agua que acompaña a cada burbuja, ya sea en la película alrededor de ella o en la estela. Esto se denomina arrastre o entrampamiento mecánico.

Agua acarreada por las burbujas. Las burbujas en movimiento acarrean agua con ellas. Esta agua se transporta en forma de una película que rodea las burbujas y también en la estela que la sigue. La estela se forma debido a que las líneas de flujo de la pulpa no vuelven a su posición original inmediatamente

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS volumen de agua siga a las burbujas cuando ellas se mueven. El volumen de agua transportado por una burbuja, en la película y en la estela, es aproximadamente igual al volumen de la burbuja El agua acarreada por una burbuja no es agua pura sino pulpa compuesta por agua y partículas muy finas. Se dice que estas partículas han sido arrastradas hasta la zona de espuma, y su recuperación con la espuma se denomina entrampamiento mecánico (o arrastre), debido a que el entrampamiento no depende de la química de superficie; tanto las partículas hidrofóbicas como hidrofílicas se recuperan mediante este mecanismo. La recuperación de partículas hidrofilicas resulta en una reducción de la ley del producto de flotación. El entrampamiento mecánico es función del tamaño de las partículas, ya que, al ascender la burbuja algunas de las partículas grandes arrastradas se desprenden debido a la acción de la gravedad. Considerando que las partículas grandes sedimentan más rápido que las pequeñas, el agua que rodea a las partículas normalmente contiene solo partículas finas. Figura 208.

Entrampamiento mecánico.

En general, el entrampamiento mecánico es un problema que ocurre con partículas de menos 5 micrones.

Tiempo de Residencia. Mientras más tiempo permanecen las partículas dentro de una celda de flotación, mayor es la probabilidad de que floten. Este tiempo se denomina tiempo de residencia, y se calcula dividiendo el volumen del sistema por el flujo volumétrico a través del sistema. Por lo tanto, el tiempo de residencia depende tanto del flujo volumétrico (mientras más alto sea este flujo, más corto será el tiempo de residencia) como del volumen del sistema (mientras menor sea este volumen, más corto será el tiempo de residencia).

1.3.4 Cinética de Flotación. Las variables presentadas en las secciones anteriores afectan la rapidez (velocidad) con que flotan las partículas y la cantidad de partículas que flotan (flotabilidad). La flotabilidad depende de la hidrofobocidad de las partículas, mientras que la velocidad de flotación depende de la hidrofobocidad, del tipo de equipo de flotación utilizado, y de las condiciones operacionales de este equipo. Figura 209. Velocidad de flotación y flotabilidad.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Velocidad de flotación en la zona de pulpa. Como se discutió anteriormente, la velocidad de flotación depende de los fenómenos que ocurren en las zonas de pulpa y de espuma. De estas, la zona de pulpa es normalmente de mayor interés. Los dos factores más importantes que determinan la velocidad de flotación son el choque entre partículas y burbujas, y la adhesión. Por lo tanto las variables importantes son:    

La hidrofobicidad de las partículas. La cantidad de partículas hidrofobicas. La cantidad y tamaño de las burbujas. La distribución del tamaño de las partículas.

Velocidad de flotación en un banco de celdas mecánicas. Consideremos un banco de celdas mecánicas de flotación dentro de nuestro sistema de flotación sencillo. Si el flujo de adición de aire se mantiene constante la velocidad de flotación dependerá principalmente del número de partículas hidrofóbicas o en este caso del número de partículas ricas en cobre. Debido a que la alimentación a la primera caída contiene la totalidad de estas partículas se deduce que la velocidad de flotación más alta ocurrirá en la primera celda. La cola de primera celda corresponde a la alimentación de la segunda celda debido a que el número de partículas hidrofóbicas ha disminuido. La velocidad de flotación en esta celda será menor cuando la pulpa llega a la última celda del banco la mayoría de las partículas hidrofóbicas ya habrán flotado de modo que la velocidad de flotación será muy baja.

Figura 210.

Velocidad de flotación en un banco de celdas .

Velocidad de flotación y recuperación. La recuperación de cobre está relacionada con la velocidad de flotación. Por lo tanto, esperaríamos que el incremento en las últimas celdas del banco sea mucho mayor que el incremento en las últimas celdas. La velocidad de flotación puede cambiar debido a diferentes factores por ejemplo si se aumenta el número de burbujas producidas en una celda de flotación mecánica, la velocidad de flotación aumentará. Otro factor que afecta la velocidad de flotación es la hidrofobicidad de las partículas, si se aumenta la hidrofobicidad de las partículas tal vez aumentando la ley de alimentación o aumentando la adición de colector, la velocidad de flotación también aumentará.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Velocidad de flotación y ley. Debido a que la velocidad de flotación depende de la hidrofobicidad, las partículas con más alta ley de cobre flotan primero. Las partículas menos hidrofóbicas no flotaran tan rápidamente. Como resultado, la ley de concentrado más alta se obtiene normalmente en la primera celda. La ley disminuye a medida que nos movemos aguas abajo en el banco.

Figura 211.

Velocidad de flotación y ley.

La figura muestra la ley del concentrado de cobre para cada una de las celdas del banco. La ley de cobre en la última celda es bastante baja, cerca de un 5%.

Velocidad de flotación en la zona de espuma. La velocidad de flotación y la flotabilidad en la zona de espuma juega un papel menos importante, sin embargo, en algunos casos, la remoción de espuma puede limitar la cantidad de material capaz de reportar al concentrado. En el caso extremo en que la espuma no puede salir de la celda, la velocidad de flotación global seria cero, Un ejemplo de una condición que podría limitar la remoción de espuma es la acumulación excesiva de material en el labio o reborde de la celda.

1.4

Reactivos de flotación.

Los reactivos de flotación, son productos químicos naturales o artificiales, que aseguran que la flotación de minerales sea selectiva y eficiente y produce condiciones óptimas para mejorar este método de concentración de minerales.   



Los minerales en general no poseen, en forma natural, superficies hidrófobas. Para superar el inconveniente anterior, se recurre a reactivos químicos. Estos reactivos en la pulpa, permiten que las partículas de minerales puedan separarse de la ganga sin valor comercial. Los reactivos de flotación tienen influencia tanto en la calidad de los productos, como su selectividad y recuperación.

Se pueden clasificar en tres grupos: colectores, espumantes y modificadores.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.4.1 Colectores. Los colectores son compuestos químicos, cuyas moléculas contienen un grupo polar y uno no-polar. El anión o catión del grupo polar permite al ion del colector quedar adherido a la superficie también polar del mineral. Por el contrario, el grupo no-polar o hidrocarburo, queda orientado hacia la fase acuosa hidrofugando el mineral, ya que tal orientación resulta en la formación de una película de hidrocarburo hidrofóbico en la superficie del mineral. Por consiguiente, las partículas de mineral hidrofobadas por una película de colector se adhieren a las burbujas de aire que van subiendo, arrastrando consigo el mineral a la superficie de la pulpa. El colector, se constituye, por tanto, en el factor principal del circuito de flotación. De allí que es necesaria la combinación más apropiada del colector y modificadores para obtener los mejores resultados metalúrgicos.

Figura 212.

Colectores.

Un tipo común de colector para minerales sulfurados son los xantatos, estos usados como reactivos de flotación, son sales de sodio o potasio del ácido xántico (o ditiocarbónico) y que corresponden a la siguiente fórmula estructural.

Donde R representa el radical alquílico y X un metal alcalino.

El xantato puede adsorberse a la superficie de una partícula transfiriendo electrones a través de la superficie hacia la pulpa. Estos electrones se combinan con el oxígeno y el agua presentes en la superficie para producir iones hidroxilos (OH -). Esta transferencia o grupo de electrones crea una corriente eléctrica o un potencial que puede ser medido en la pulpa. Los tres factores más importantes que regulan la adsorción del colector son:   

La concentración de oxígeno en la pulpa. El flujo de electrones conocido como potencial de pulpa. El pH o más específicamente la concentración de iones (OH -).

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La concentración de oxígeno. Para que se produzca la adsorción del colector se requiere oxígeno por lo tanto la flotación se verá afectada si se reduce la cantidad de oxígeno disponible.

Figura 213.

Concentración de oxígeno.

Potencial de pulpa. Muchas de las reacciones que ocurren en las pulpas de flotación son de naturaleza electroquímica, lo que en otras palabras significa que se produce una transferencia de electrones de una sustancia a otra. Un flujo de electrones implica una corriente eléctrica y un voltaje.

Figura 214.

Flujo de electrones

Este voltaje se conoce también como potencial, y en sistemas de flotación se denomina potencial de pulpa, potencial electroquímico, o Eh. La flotación se produce en un medio ambiente complejo en donde ocurren muchas reacciones entre minerales sulfurados, oxigeno, iones metálicos, y diferentes reactivos de flotación. Cada reacción contribuye al potencial de pulpa global. El potencial de pulpa se puede cambiar agregando reactivos, los cuales alteran las reacciones que ocurren a en la pulpa. El oxígeno es uno de los agentes reactivos más usados comúnmente en este fin. El potencial de pulpa regula muchas de las reacciones químicas que ocurren en la flotación de pulpa, un potencial de pulpa alto (1) fomenta la adsorción del colector, sin embargo si el potencial de pulpa es demasiado alto (2) se producen reacciones que oxidan el mineral lo que

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS bajo (3) la adsorción del colector puede dejar de ocurrir, a menudo se utiliza aireación con el fin de introducir más oxígeno a la pulpa esto aumenta el potencial de pulpa fomentando así la adsorción

Figura 215.

Curva de Potencial de pulpa – recuperación.

El pH es una variable muy importante para el control de la flotación debido a que afecta directamente la adsorción del colector, la cual ocurre mediante el mecanismo de transferencia de electrones. Uno de los productos de este mecanismo de reacción son los iones hidroxilos (OH-) Si se aumenta el pH, la concentración de iones OH- aumenta. Esto disminuye e incluso puede llegar a detener completamente la reacción del colector con el mineral debido al cambio en el equilibrio químico. Cuando esto ocurre el colector deja de adsorberse sobre la superficie del mineral.

Clasificación de los colectores. Se clasifican de acuerdo a su habilidad para disociarse en una solución acuosa y considerando el tipo de ion que produce el efecto de repulsión al agua. La clasificación es la siguiente: 

Colectores no iónicos: No poseen grupos polares. Hidrocarburos saturados o no saturados, fuel Oil, kerosén. Tornan al mineral repelente al agua al cubrir su superficie con una fina película. fuertemente hidrofóbicas, se usan en flotación de minerales pronunciadamente hidrofóbicas, como carbón, grafito, azufre y en especial, molibdenita.



Colectores aniónicos: son los que convierten al mineral repulsivo al agua por acción del anión. Son los colectores que más se usan en la flotación, se caracterizan por su notable selectividad y su fuerte adherencia. Ejemplo: los del tipo THIOL, cuyo grupo polar contiene azufre bivalente. Los más caracterizados son los xantatos y ditiofosfatos. Le siguen en importancia la tiocarbonilida y el mercaptobenzotiazol, etc.



Colectores catiónicos: son aquellos donde la repelencia al agua es asegurada por el catión (carga positiva), se usan principalmente en la flotación de silicatos y óxidos, siendo su aplicación bastante limitada.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.4.2 Espumantes. Son reactivos que pueden reducir la tensión superficial del agua y producir una burbuja más fuerte. Ellos son esenciales para la producción de burbujas pequeñas, y para producir una espuma estable, ayudando a mantener a las burbujas de aire dispersas y evitando su coalescencia. Su propósito es la creación de una espuma capaz de mantener las burbujas cargadas de mineral hasta su extracción de las celdas de flotación. El objetivo principal de los espumantes es dar consistencia, rodeando de una capa adsorbida a las pequeñas burbujas de aire que se forman en la pulpa, por agitación o inyección de aire, evitando que se unan entre sí (coalescencia) y que cuando salgan a la superficie no revienten, constituyendo las espumas; además, dar elasticidad, ayudando a las burbujas ascendentes a irrumpir a través de la capa superior del agua, emergiendo intactas en la interfase agua-aire. Los espumantes son moléculas activas hetero-polares en la interfaz aire/agua.

Figura 216.

Espumantes.

La molécula del espumante se orientará en la interfaz aire-agua de tal forma que la cadena de hidrocarburos dará hacia el aire y el OH - o grupo hidroxilo dará hacia el agua.

Figura 217.

Molécula de espumante.

El grupo hidroxilo como ya hemos visto es hidrofílico, mientras que la cadena de hidrocarburos es hidrofóbica. Los espumantes son esenciales para mantener una gran población de burbujas pequeñas en la pulpa. Previenen la fusión de las burbujas, las mantiene dispersas por periodos relativamente largos. Un incremento en la concentración del espumante ayuda a la fusión (coalescencia) y tiene un efecto negativo.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La capa de adsorción del espumante en la cubierta de la burbuja, incrementa la resistencia de las burbujas a fuerzas externas. La capa de adsorción producida en la cubierta de la burbuja produce la velocidad de movimiento en la pulpa. El contacto de la burbuja con la partícula de mineral es prolongado, creando así condiciones más favorables para la adhesión. Los espumantes deben ser solubles en agua, ya que de no serlo, su distribución seria no uniforme en una solución acuosa. Los espumantes mayormente usados son los alcoholes, los poli éteres o éster poli glicoles. Los espumantes más usados son el aceite de pino, el ácido cresílico y alcoholes; en estos últimos tenemos el metil isobutil carbinol (MIBC), DF-250. Para seleccionar un espumante debemos considerar lo siguiente:  

   

Debe actuar a bajas concentraciones o pocas cantidades. Las espumas deben destruirse fácilmente a la salida de las celdas para facilitar su posterior manipuleo. El precio del espumante debe ser reducido. El poder colector del espumante debe ser lo más débil posible. El espumante debe ser poco sensible a las variaciones del pH. La eficacia de los espumantes se miden a partir de las recuperaciones y de los contenidos valiosos que se hallan conseguido en el concentrado.

1.4.3 Modificadores. Son reactivos usados en la flotación para controlar el efecto de los colectores, ya sea intensificando o reduciendo su efecto hidrofóbico en la superficie del mineral, de manera que la selectividad de la flotación sea incrementada; se divide en:

Activadores. Generalmente son sales solubles que se ionizan en solución y los iones reaccionan entonces con la superficie mineral. Un ejemplo clásico es la activación de la esfalerita por el cobre en solución. La esfalerita no flota satisfactoriamente con un xantato de colector, ya que los productos que se forman, tales como el xantato de zinc, son relativamente solubles en agua y por lo tanto no proporcionan una película hidrofóbica en el mineral, al usar sulfato de cobre como activador se disuelve rápidamente y se disocia en iones de cobre dentro de la solución. La activación se debe a la formación de sulfuro de cobre que se deposita sobre la superficie de la esfalerita que reacciona rápidamente con el xantato para formar un xantato de cobre insoluble haciéndola hidrofóbica la superficie de la esfalerita.

Depresores. Los depresores impiden la acción del colector en la superficie del mineral. Estos reactivos se usan para incrementar la selectividad de la flotación volviendo hidrofílico a ciertos minerales evitando así su flotación. Estos reactivos pueden dividirse en compuestos orgánicos y compuestos inorgánicos. Los depresores pueden actuar a través de diferentes mecanismos. Algunos depresores se absorben a la superficie del mineral antes de que lo haga el colector. En primer lugar los colectores no se pueden absorber y convertir así las partículas en

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En segundo lugar los depresores tienen grupos hidrofílicos que disminuyen aún más la probabilidad de que las partículas floten.

Reguladores de ph. Son reactivos que dan a la pulpa el carácter alcalino o ácido, en el caso del tratamiento minerales sulfurados, estos operan con una pulpa alcalina con el objeto de lograr una flotación óptima, así como evitar la corrosión de los equipos. El regulador alcalino más empleado en la actualidad es la cal. El propósito de este reactivo es incrementar o reducir la capacidad del mineral de adsorber el colector cambiando la concentración de iones hidrogeno en la pulpa, son de dos tipos:  

1.5

Alcalinizantes, como la cal, el carbonato de sodio y el hidróxido de sodio. Acidificantes, como el CO2 que se usa para la planta de Moly.

Tipos de flotación.

1.5.1 Flotación estándar. Existen muchos tipos de circuitos de flotación. El más común, al que denominamos circuito de flotación estándar, separa una sola especie valiosa de la ganga. Esto se logra flotando la especie de valor, recolectándola como concentrado, y descartando el resto como colas. Por ejemplo muchos concentradores de cobre utilizan la flotación estándar para flotar el cobre como concentrado y descartar la ganga de sílice (roca).

Figura 219.

Flotación estándar.

1.5.2 Flotación Inversa. En muchos circuitos de flotación, el concentrado contiene la especie de valor. Sin embargo, en algunos casos lo que se flota es la ganga. Esto se conoce como flotación inversa. La flotación inversa puede ser más práctica cuando se requiere flotar una pequeña cantidad de ganga contenida en un gran volumen de material. Un ejemplo de esto es la flotación de pirita contenida en un concentrado de zinc y /o plomo. Otro uso de la flotación inversa es cuando las condiciones químicas proporcionan una mejor separación utilizando este método que utilizando una flotación estándar.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.5.3 Flotación Bulk o Colectiva. En algunos casos, es mejor flotar más de una especie de valor a un mismo tiempo. Esto se conoce como flotación bulk (colectiva). La flotación bulk se utiliza cuando un mismo conjunto de condiciones se puede emplear para recuperar en forma efectiva dos o más especies de valor. Un ejemplo de esto es la flotación conjunta de cobre/molibdeno en un concentrado de cobre/molibdeno zinc. El concentrado bulk (combinado) de cobre/molibdeno se separa en una etapa posterior denominada flotación diferencial.

Figura 221.

Flotación Bulk.

1.5.4 Flotación Selectiva o Diferencial. En la flotación diferencial, un concentrado bulk se separa en dos productos. Esto algunas veces requiere de un cambio considerable en las condiciones químicas, de modo que estas afecten a un mineral más que al otro.

Figura 222.

Flotación selectiva o diferencial.

Se flota en una primera etapa una especie de interés, y luego, en una nueva fase de flotación, se recupera un segundo mineral de interés. Ejemplo: flotación de sulfuros de cobre y molibdenita, recuperados ambos en el mismo proceso, pero en distintas etapas.


Circuitos de Flotación.

Las celdas de flotación se agrupan en circuitos. Es difícil dar una visión panorámica de los circuitos, porque cada circuito industrial representa una solución económica para un mineral particular durante un periodo de explotación de un yacimiento. 

Los circuitos simples, que corresponden a un modo de operación que necesita solamente de la flotación para lograr l a separación de los minerales valiosos de los no valiosos.



Los circuitos complejos, correspondientes a otra forma de operación que necesita la flotación y otros procedimientos diferentes de los de flotación, tales como la remolienda, el deslamado, la tostación, la lixiviación, etc.

Se diseña de acuerdo a un conjunto de criterios:  

En base a características previamente determinadas en pruebas de laboratorio. Pruebas posteriores en planta piloto.

Los objetivos de la etapa de flotación son:   

Concentrar y recuperar. Objetivos que se logran ordenando los bancos de celdas. Los bancos se ordenan en circuitos recuperadores y concentradores.

El circuito de flotación cuenta con diferentes etapas que permiten recuperar las especies de cobre en forma selectiva hasta la obtención del concentrado final.

1.6.1 Etapas de Flotación. Flotación Rougher (Primaria). La flotación primaria (Rougher) es la primera etapa en un circuito de flotación. Aquí se procesa la alimentación fresca al circuito. El objetivo de la flotación primaria es el de proporcionar el tiempo de retención suficiente como para lograr la recuperación deseada. La recuperación deseada queda determinada por las partículas finas que floten lentamente. La flotación primaria elimina una gran parte del material no deseado en las colas, con lo que se reduce considerablemente el volumen de pulpa que pasa a las etapas siguientes. Las celdas mecánicas son muy apropiadas para esta etapa debido a que tienen una gran capacidad y son capaces de producir una alta recuperación. En esta etapa se recupera una alta proporción de las partículas valiosas, aún a costa de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de reactivos colectores y/o depresores del circuito, velocidades altas de agitación y baja altura de la zona de espumas. El concentrado producto de la flotación Rougher, no es un producto final, y deberá pasar a las etapas de limpieza o cleaner. En algunas plantas, el concentrado Rougher se envía a una etapa de remolienda para liberar las partículas bloqueadas con la ganga.


Figura 224.

Flotación Rougher.

Flotación Scavenger (de barrido). La etapa de flotación scavenger procesa las colas de las etapas anteriores. El objetivo de esta etapa es recuperar la mayor cantidad posible de mineral valioso y producir la cola final. Las colas de este circuito constituyen por lo general el relave general de la concentradora. Dada la naturaleza de su alimentación, el concentrado scavenger normalmente contiene una alta proporción de partículas parcialmente liberadas (medios) estas partículas se deben enviar a remolienda. Existen dos tipos principales de etapa scavenger, aquellas que procesan las colas primarias (Rougher), denominadas Scavenger primario (Rougher Scavenger), y aquellas que procesan las colas de la limpieza, denominadas Scavenger de limpieza (Cleaner Scavenger). A menudo se utilizan celdas mecánicas en la etapa Scavenger debido a que ellas pueden recuperar partículas gruesas, las cuales contienen el mineral valioso restante.

Figura 225.

Flotación Scavenger (barrido)

Flotación de Cleaner (de limpieza). En esta etapa se limpia el concentrado proveniente de etapas previas y prácticamente es la etapa final de la cual depende la calidad del concentrado. El objetivo de la etapa de limpieza es obtener la ley deseada. Esto se logra eliminando las partículas que fueron mecánicamente arrastradas hacia el concentrado en la etapa primaria (Rougher), y aprovechando la diferencia en las velocidades de flotación entre las partículas de alta ley y las partículas parcialmente liberadas (medios). En general, habrá más de una etapa de limpieza. Normalmente la primera etapa de limpieza procesa el concentrado primario (Rougher), la segunda etapa procesa el concentrado de la primera limpieza, y así sucesivamente.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las columnas de flotación son muy apropiadas para esta aplicación debido a que permiten una alta selectividad. Celdas mecánicas, de menor capacidad que las usadas en la etapa Rougher, también se utilizan en limpieza. Trabaja con características de operación diferentes a las etapas de Rougher y Scavenger. Por ejemplo, manejan un nivel de pH más alto; así mismo trabajan con una columna de espuma mucho mayor, donde se verifica la limpieza propiamente dicha.

Figura 226.

Flotación Cleaner.

Remolienda de concentrados. El concentrado producido en los circuitos de flotación Rougher y Scavenger contiene partículas de tamaño mediano (mineral de cobre que no se ha liberado de la ganga). Las partículas de concentrado son reducidas de tamaño en el circuito de remolienda. El circuito de remolienda de concentrado cuenta con molinos de remolienda verticales (Vertimill) u horizontales (Isamill), que operan en circuito cerrado con ciclones de clasificación. El concentrado es clasificado usando los ciclones y las partículas gruesas son molidas en los molinos de remolienda para liberar las partículas portadoras de cobre desde la ganga. Las partículas finas producidas durante la clasificación son enviadas al circuito de flotación de limpieza para un mayor beneficio.

Figura 227.

Foto del rebalse de concentrado en una celda Rougher.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2. FLOTACIÓN ROUGHER. 2.1

Introducción.

El circuito de flotación Rougher, es la primera etapa del área de flotación donde se colecta o recupera la mayor cantidad de minerales valiosos con una cinética de flotación rápida. Está comprendido por un conjunto de celdas mecánicas, dispuestas una a continuación de otra, formando bancos de celdas, de las que puede haber varias filas, esto de acuerdo a la configuración de diseño de la planta concentradora. El producto de este circuito es un concentrado, que será enviado a una siguiente etapa que puede ser el circuito de flotación cleaner, el circuito de remolienda, o incluso el mismo espesador de concentrado; mientras de las colas o material empobrecido, puede ser enviado al circuito de flotación scavenger o al espesador de relaves directamente.

Figura 228.

2.2

Banco de celdas Rougher.

Descripción del circuito de flotación Rougher.

El proceso se inicia con el ingreso de la pulpa procedente del overflow de la batería de ciclones del área de molienda secundaria, con un tamaño de partícula aproximado de 160 – 200 µm, y un porcentaje de sólidos de 28 a 35 %, que llega hasta un cajón acondicionador distribuidor, desde donde se alimenta a varias filas de celdas Rougher, donde se inicia el proceso de desbaste. El circuito Rougher está conformado por un conjunto de celdas, estos conjuntos son llamados bancos de celdas, en las plantas concentradoras puede haber varios bancos de celdas Rougher en paralelo, dependiendo de la capacidad de tratamiento para la que fue diseñada la planta. Las celdas de flotación rougher son celdas de tipo mecánico, que cuentan con un rotorimpulsor-dispersor, que produce una intensa mezcla y aireación de la pulpa con los reactivos y el aire. Estas celdas de acuerdo a su diseño, pueden necesitar de un sistema de ingreso de aire forzado, o un sistema de ingreso de aire desde el ambiente. Lo importante es que el aire ingrese a la celda y se distribuya de manera uniforme por la pulpa, proporcionando un óptimo contacto de aire-partícula.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El ingreso de aire puede ser regulado por el operador desde sala de control, o manualmente desde el campo. La combinación de una eficiente aireación y una óptima suspensión de sólidos proporcionan una alta recuperación de la especie valiosa y un alto rendimiento, por lo que el consumo de reactivos se hace más eficiente.

Figura 229.

Principio de funcionamiento de la celda de flotación Rougher.

Luego con ayuda de los reactivos (colectores, espumantes, modificadores), el elemento valioso, es arrastrado por las burbujas, hasta la superficie de la celda, donde por rebose se colecta en una canaleta que recopila los reboses de todas las celdas del banco; esta pulpa colectada, recibe el nombre de concentrado, y es enviada, de acuerdo a la configuración de la planta concentradora, al circuito de flotación cleaner, al circuito de remolienda o al espesador de concentrado. Lo que no flota, y se deprime, pasa a través de las celdas por la parte inferior de estas, hasta llegar a la última celda del banco, desde donde esta pulpa, que ahora se llama cola, podrá ser enviada hacia una etapa más de flotación (Scavenger), o directamente hacia el espesador de relaves, en tal caso recibe el nombre de relave.

Figura 230.

Disposición escalonada de las celdas de flotación.

Las leyes de concentrado producto de la flotación Rougher, pueden ir desde el 9 al 15 % aproximadamente. También se puede observar en este circuito, la presencia de muestreadores y analizadores, encargados de colectar muestras del proceso, así como dar data en línea sobre las leyes del elemento valioso que se está concentrando, pudiendo ser este, cobre, molibdeno, zinc,


Figura 231.

Ejemplo 1 de circuito de Flotación Rougher.

Figura 232.

Ejemplo 2 de circuito de Flotación Rougher.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3. FLOTACIÓN SCAVENGER. 3.1

Introducción.

El circuito de flotación Scavenger, es un circuito de flotación secundario; se podría decir, que es la última etapa de extracción de los valores de la pulpa por empobrecimiento o agotamiento de esta. Recibe las colas del circuito de flotación Rougher y Cleaner, y entrega un producto concentrado y una cola final, t ambién llamada relave. El sistema de flotación Scavenger es el circuito de flotación donde se colecta o recupera lo restante de minerales que no se pudo recuperar en el circuito Rougher y Cleaner, como por ejemplo los sulfuros de cobre con cinética de flotación lenta, partículas gruesas, valores entrampados o también una mala operación en el circuito Rougher.

3.2

Descripción del circuito de flotación Scavenger.

Las colas de la flotación Rougher y Cleaner, contienen aún partículas valiosas que se recuperan en el circuito de flotación Scavenger, es hasta este circuito que llegan estas colas para una etapa de recuperación final de estas pulpas agitadas, logrando dos productos, un concentrado que puede ser enviado como alimentación a las celdas Rougher, y una cola o relave que es envido hacia el espesador de relaves.

Figura 233.

Banco de celdas de flotación Scavenger.

El porcentaje de recuperación en el concentrado del elemento metálico, depende de las características del mineral, de la recuperación en la f lotación Rougher, y de la liberación de la partícula valiosa en las etapas de conminución; también es importante mencionar la adecuada dosificación de reactivos en las etapas de flotación Rougher y Cleaner. Este circuito, de acuerdo al diseño especifico de cada planta concentradora, puede tener una serie de filas y bancos de celdas, tal como lo comentamos en la flotación Rougher. Los reactivos de flotación como colectores y espumante son adicionados a estas celdas, a fin de mejorar la recuperación de concentrado. También se le agrega lechada de cal de acuerdo al tipo de mineral a tratar y a la necesidad operativa para regular el pH de la pulpa. El concentrado, así como el relave, fluyen por gravedad hacia muestreadores y analizadores, para su respectivo análisis en línea.


Figura 234.

Ejemplo 1 del circuito de flotación Scavenger.

Figura 235.

Ejemplo 2 del circuito de flotación Scavenger.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 4. FLOTACIÓN CLEANER. 4.1

Introducción.

El circuito de Flotación Cleaner, es una operación unitaria del área de flotación; esta sección está formada por una serie de estructuras, equipos, instrumentos, sistemas, etc. que reciben el concentrado desde el circuito de flotación Rougher y Scavenger y luego de una serie de procesos y operaciones, entregan un producto acondicionado hacia la siguiente etapa de espesamiento de concentrado.

4.2

Descripción del circuito de flotación Cleaner.

En el circuito de flotación cleaner, mediante varias etapas dependiendo del diseño de la planta, se logra incrementar el % de concentrado obtenido en la flotación Rougher, esto gracias a la eliminación de impurezas que han podido quedar atrapadas en el concentrado obtenido en la flotación Rougher y la flotación Scavenger, y la mayor concentración del mineral de cobre en cada una de estas etapas. El producto final es derivado al área de espesamiento de concentrado. El concentrado procedente de las celdas Rougher y Scavenger, ingresan por gravedad a la primera celda de flotación Cleaner; la cola de esta celda sale por la parte inferior con un flujo regulado por válvulas dardo hacia la segunda celda, y de esta a la tercera y así sucesivamente hasta salir por la ultima celda; desde aquí esta cola es dirigida hacia el circuito de flotación Scavenger. Dependiendo de la cantidad de circuitos de flotación cleaner, el concentrado pasa de una primera etapa de flotación cleaner, a una segunda etapa, y posteriormente a una tercera, y así sucesivamente hasta que obtener un concentrado final, que es enviado hacia el espesador de concentrado. Mientras que las colas de cada uno de estos circuitos, puede recircular a la alimentación del circuito anterior cleaner, y la cola final con el menor porcentaje del elemento valioso, puede ser enviado a la alimentación del circuito de flotación scavenger, junto con las colas de la flotación Rougher. Esta disposición de recirculación de las colas, depende del diseño de la planta concentradora, de la ley de mineral que se está tratando y de los balances metalúrgicos determinados para la mejor recuperación del elemento metálico valioso. Es normal, que los flujos de los circuitos de flotación cleaner, puedan sufrir modificaciones con respecto a donde son enviados, esto debido a un cambio en la ley del mineral, o por alguna eventualidad ocurrida en la planta de flotación, como por ejemplo la parada de un equipo por mantenimiento o por falla. Las celdas del circuito de flotación cleaner, pueden ser celdas de tipo mecánicas, o celdas de tipo neumáticas.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5. REMOLIENDA. 5.1

Introducción.

El circuito de remolienda, tiene por objetivo remoler las partículas de concentrado para liberar el elemento metálico valioso, sobre todo en partículas consideradas de tamaño mediano, donde no se ha liberado la parte valiosa del mineral; y una vez liberado, exponer su superficie a los reactivos presentes en el proceso de flotación.

5.2

Descripción del circuito de remolienda.

Por lo general, el circuito de remolienda, se ubica posterior al circuito de flotación Rougher; el concentrado producto de la flotación Rougher, es enviado por gravedad hasta un cajón de alimentación a la batería de ciclones de la remolienda, desde donde el concentrado es impulsado por una bomba centrifuga hasta la batería de ciclones de remolienda. Los ciclones, clasifican el concentrado en dos productos, un producto fino y un producto grueso; el producto fino (overflow) descarga en un cajón, desde donde por gravedad es enviado hacia el circuito de flotación cleaner, mientras que el producto grueso (underflow), es enviado hacia la alimentación de molinos de remolienda, los que pueden ser verticales (Vertimill) u horizontales (Isamill). En estos molinos de remolienda, en el caso de los Vertimill, el concentrado ingresa por la parte inferior del molino impulsado por una bomba centrifuga, para desplazar la pulpa verticalmente en forma ascendente, mientras que en sentido contrario circulan bolas de acero, que cumplen la función de por abrasión reducir el tamaño de las partículas del concentrado; las partículas finas de concentrado, salen por la parte superior del molino, para luego descargar en el cajón de alimentación a los ciclones de remolienda, mientras que las partículas gruesas, se mantienen en la parte inferior del molino, continuando con su reducción de tamaño. La carga circulante en este circuito es aproximadamente de 300%. En el caso de los molinos Isamill; estos molinos de tipo horizontal, reciben el concentrado impulsado por una bomba centrifuga, ingresando por un costado de estos, a una determinada presión. En el interior, el molino tiene discos giratorios revestidos en goma, que están montados en un eje en voladizo, que al girar, produce el movimiento de los discos, y estos a su vez, el movimiento del concentrado con las bolas, produciendo por abrasión y fricción, la reducción de las partículas, para luego por la fuerza de impulsión de la bomba, las partículas finas pasar a través de una malla, a la zona de descarga ubicada en el lado posterior de la zona de alimentación, por donde el concentrado reducido sale y descarga sobre un cajón desde donde será impulsado hacia la siguiente etapa de flotación; mientras que el material grueso que no pasa la malla, se mantiene dentro del molino a continuar su reducción de tamaño.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 6. PRINCIPALES EQUIPOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN. 6.1

Celdas mecánicas de flotación.

Son equipos mecánicos que cumplen la función de separar en forma eficiente desde una pulpa previamente acondicionada (overflow ciclones), dos productos: un concentrado y un relave (colas de la flotación Rougher); poniendo en contacto íntimo el mineral, el aire, el agua y los reactivos. Las celdas de flotación se caracterizan por tener un mecanismo rotor-dispersor, que mantiene la pulpa en suspensión y el aire disperso dentro de ella. Las celdas de flotación Rougher, por ejemplo, concentran la mayor parte del elemento valioso que llega desde el rebose de las baterías de ciclones de molienda (overflow ciclones), donde por medio de la agitación, aireación y control de niveles respectivos, se logra flotar el concentrado contenido en una columna de espumas o colchón de espumas, y luego pasar al siguiente circuito para continuar con el proceso de concentración. Las colas obtenidas desde la última celda Rougher de cada fila, alimenta a las celdas de flotación Scavenger para seguir colectando concentrado del elemento valioso, o también puede ir directamente al espesador de relaves.

Partes de las celdas de flotación mecánicas. Cada celda de flotación consiste en un tanque cilíndrico de capacidad nominal; y un mecanismo de agitación. Además tiene una canaleta periférica para la colección de espumas, y cajones de conexión y descarga con válvulas de dardo para el control de nivel. Además podemos nombrar las siguientes partes principales de una celda de flotación: 01. 02. 03. 04. 05. 06. 07. 08. 09. 10. 11. 12. 13. 14. 15. 16. 17. 18. 19. 20. 21.

Motor Transmisión Polea – Faja Reductor Entrada de aire Caja de alimentación semi – circular Canaleta radial Deflector vertical Descarga de espuma Campana dispersora Dispersor Rotor en estrella Drenaje del tanque Fondo del tanque Soportes del tubo de aspiración Fondo falso Traspaso de colas Válvulas dardo Estanque cilíndrico Tubo de aspiración cónico Canaleta periférica Direccionador de espuma Figura 236. Partes de una celda de flotación Rougher.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Funcionamiento. La pulpa ingresa al primer banco de flotación de cada fila a través del cajón de alimentación y fluye a través de la primera celda. La acción de bombeo del rotor jala pulpa desde la parte inferior de la celda, ascendiendo hasta el estator, y la saca dentro de la celda. A medida que el rotor desplaza la pulpa, se alimenta uniformemente aire desde el soplador externo hacia el flujo de pulpa a través de ranuras verticales en el rotor. A medida que el aire y la pulpa pasan a través del estator, el aire se dispersa a manera de finas burbujas. Las burbujas creadas en la zona de mezcla se van hacia la parte superior de la celda, llevando minerales valiosos. La forma cilíndrica del tanque mejora la dispersión del aire y promueve la estabilidad de la superficie. La espuma, de varios centímetros de profundidad, se forma en la parte superior de la celda.

Figura 237.

Funcionamiento de la Celda de flotación

Una placa de empuje, con la forma de un cono invertido, va pegada a la parte superior de la celda. La placa de empuje mejora el transporte de espuma hacia la canaleta de recolección. La espuma fluye sobre el borde de la canaleta interna circular en la celda. La canaleta es inclinada y la espuma fluye por la inclinación hacia una tubería de descarga. Luego que la espuma ha sido descargada por la parte superior, la pulpa que no flota pasa hacia la siguiente celda por medio de las cajas intermedias. Este proceso continúa a lo largo del banco hasta que la pulpa se descarga por gravedad a las canaletas de relaves

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS A continuación, se muestra una tabla, donde se comparan dos tipo de celdas Rougher de diferentes fabricantes.

Fabricante.

ESPECIFICACIONES DE CELDAS DE FLOTACIÓN Outukumpu FLSmidth

Modelo.

OK-130-TC

WEMCO.

Dimensiones.

6.0 m D x 5.4 m H.

8.25 m D x 5.84 m H.

Forma del tanque.

Tanque cilíndrico.

Tanque cilíndrico.

Capacidad.

130 m3.

257 m3.

Potencia.

150 kW.

300 kW.

Suministro de aire.

Forzada por sopladores.

Aire del ambiente.

Control de nivel.

Válvulas dardo.

Válvulas dardo.

Transmisión.

Reductor, poleas y correas.

Reductor, poleas y correas.

Tipo de rotor.

Estrella.

Estrella.

Tabla 23.

6.2

Datos de celdas de flotación Rougher.

Celdas Neumáticas de Flotación.

Las celdas neumáticas abarcan principalmente a las llamadas celdas columna, que son los equipos más utilizados en este grupo, especialmente en la etapa de limpieza. Funcionan con el mismo principio básico que las celdas de f lotación mecánicas. Se caracteriza esencialmente por un contacto pulpa-burbuja en contra-corriente, es decir, que el gas es alimentado por la base de la columna, mientras que la pulpa se alimenta justo por debajo de la interfase pulpa- espuma.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Partes de la celda de flotación Neumática. En la siguiente figura, se muestran las partes más importantes de una celda de flotación neumática, o una celda columna.

Figura 239.

Partes principales de una Celda Columna.

Funcionamiento. Las celdas columnas, funcionan con el mismo principio básico que las celdas de flotación mecánicas: la separación de minerales tiene lugar en una pulpa de minerales agitada y/o aireada, donde las superficies de los minerales seleccionados se vuelven hidrofóbicas por acondicionamiento con reactivos de flotación selectivos. Sin embargo, en la flotación en columna, no hay mecanismo mecánico que provoque la agitación. La separación tiene lugar también en un recipiente (conocido como columna) mucho más alto que el ancho (o sección transversal) de la celda.

La pulpa acondicionada se alimenta desde un tercio o un cuarto de distancia desde el rebose de la celda. El aire es introducido o inyectado a través de los difusores que se encuentran cerca a la base y el agua de lavado ingresa a través de una especie de ducha, la cual se encuentra sobre el rebose de la celda.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Como se muestra en la siguiente figura, se distinguen dos zonas básicas en la celda: zona de recuperación o colección y zona de limpieza.

Figura 241.

Izquierda: Zonas principales en una Celda Columna / Derecha: Funcionamiento de una Celda Columna.

Zona de colección. La zona de colección, es la región que se extiende hacia abajo desde la tobera de inyección o alimentación, hasta los difusores de aire. En esta zona, las partículas de mineral contenidas en la pulpa, chocan con una nube ascendente de burbujas de aire y son llevadas hasta el rebose. El proceso de colección en una celda columna, se sustenta en el hecho de que las partículas minerales de la especie valiosa y ganga, están moviéndose en sentido contrario a la nube de burbujas, lo cual puede explicarse en dos patrones de flujo en contracorriente: 



Un flujo descendente de partículas de mineral y burbujas ascendentes en la zona de colección. Burbujas ascendentes y un flujo descendente de agua de lavado en la zona de limpieza.

Zona de limpieza. La zona de limpieza, puede dividirse en 3 áreas, las cuales son: 



Zona de limpieza, fase espuma: región que se extiende hacia arriba, desde la interfaz pulpa – espuma hasta el rebose de la columna. Zona de limpieza, interfaz pulpa – espuma: región de longitud formada en la interfase pulpa espuma hasta el rebose de la columna.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 

Zona de limpieza, fase pulpa: región que se extiende hacia abajo desde la interfaz pulpa – espuma, hasta la tobera de inyección del material de alimentación.

Las partículas de mineral contenidas en la pulpa, una vez que se han adherido a las burbujas, son llevadas hasta el rebose, donde al pasar por encima del punto de alimentación, se encuentran con un flujo suave descendente de agua fresca que lava las partículas de mineral no valioso (ganga) adheridas a ellas. El concentrado de este modo, emerge por el rebose de la celda y los relaves se descargan por la parte inferior de ésta.

Flujo de gas (aireación de la celda). El sistema de inyección de aire, es la parte fundamental de la celda y se realiza mediante inyectores internos o externos que buscan mejorar la producción del enjambre de burbujas y el tamaño de las mismas; así, por ejemplo, se han usado inyectores cerámicos, tubos perforados, cubiertos con lonas de filtro, etc.

Figura 242.

Sistema de inyección de aire.

Flujo de agua de lavado. El agua de lavado se agrega sobre la capa de espuma en forma de débil ducha, de modo de eliminar desde la espuma, el material no mineralizado que viene atrapado físicamente, contribuyendo con ello al efecto limpiador que caracteriza a la columna de flotación. Adicionalmente, el agua de lavado permite ajustar el balance de pulpa. En la celda-columna el agua de lavado tiene funciones muy importantes:   

Formar el bías. Limpiar el concentrado. Lubricante de las partículas minerales.

Con respecto al bías, se suele trabajar con un bías positivo (>1), es decir, el flujo de agua de lavado es mayor que el agua que se encuentra en el concentrado recuperado. Esto genera una recuperación de concentrados más limpios, ya que, este flujo de agua, asegura que cualquier partícula de ganga liberada, será reportada preferencialmente a la cola de la columna. Lo anterior mencionado, da como resultado un aumento de la ley del concentrado en un promedio de 2% más que en una celda mecánica convencional.

Altura de espuma. La altura de espuma o fase espuma, en las celdas columna, es mayor que una celda mecánica convencional. Esta mayor altura, permite que la limpieza con agua de lavado tenga


Molinos de remolienda verticales (Vertimill).

Es un equipo rotatorio vertical que reduce el tamaño de mineral mediante el uso de bolas de acero; consiste en un cilindro vertical equipado con un tornillo giratorio, el tornillo está unido al reductor por medio del eje motriz; el cual cuenta con dos rodamientos que se encargan de soportar las fuerzas axiales y radiales; el eje se encuentra unido por un acople rígido al reductor que se encarga de disminuir la velocidad de giro generada por el motor eléctrico. La parte inferior del cuerpo del molino tiene revestimientos magnéticos, que atraen y sostienen las bolas de acero en la superficie de revestimiento, protegiendo con esto el desgaste de la coraza. Los molinos de remolienda son equipos que reciben el concentrado proveniente de un cajón de alimentación desde donde es impulsado por bombas centrifugas; el producto es descargado al cajón de alimentación a la batería de ciclones.

Partes de un molino vertical. En la siguiente figura, podemos ver las principales partes de un molino vertical.

Figura 243.

Partes principales de un molino vertical (Vertimill).

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Funcionamiento. El movimiento giratorio del conjunto de tornillo es generado por el motor eléctrico y reducido por un reductor; la pulpa ingresa por el ducto de alimentación ubicado en la parte inferior del molino; la pulpa se desplaza verticalmente, las partículas más pequeñas de desplazan hacia arriba y salen del molino, las partículas más pesadas (gruesas) se asientan; el tipo de molienda que se genera es por abrasión, esta abrasión se produce cuando las bolas, que fueron ascendidas por el conjunto tornillo, caen lentamente por las paredes del molino, y al encontrarse con las partículas finas de la pulpa, las desgastan, haciendo de esta forma que se reduzca el tamaño de las partículas.

Figura 244.

Funcionamiento de un molino vertical.


Molinos de remolienda horizontales (Isamill).

Los molinos de remolienda Isamill, son equipos empleados en la reducción de tamaño de concentrado, produciendo partículas lo suficientemente finas como para liberar las especies valiosas. El IsaMill es un molino horizontal-cerrado, de gran velocidad, con agitación, que opera con rangos de potencia muy altas en comparación a los molinos de bolas o los molinos verticales. Está diseñado para procesar partículas gruesas a tamaños de partículas finas empleando medios de molienda pequeños a un alto rendimiento.

Partes del molino de remolienda horizontal. En la siguiente figura, se muestran las principales partes del molino de remolienda horizontal.

Figura 245.

Partes principales del molino de remolienda horizontal.

Funcionamiento. La acción de giro de los discos del molino (discos giratorios desechables revestidos en goma), se logra a través de un eje en voladizo, que se encuentra acoplado al motor y este a su vez a una caja reductora. Cuando la pulpa proveniente de los cajones ingresa al molino de remolienda, viaja a través de él, en un patrón de “flujo pistón” por entre los discos de molienda . El giro de los discos, agita los medios de molienda, haciendo que recirculen entre los discos giratorios que distribuyen la acción de molienda por el molino.


Figura 246.

Distribución del concentrado en el interior del molino Isamill.

La molienda se realiza mediante la fricción y la abrasión de la pulpa, en contacto con los pequeños medios de molienda que circulan a gran velocidad. La pulpa de alimentación tiene que pasar a través de cada uno de los discos (8 discos de molienda en serie) antes de que llegue al separador de producto.

Figura 247.

Reducción del concentrado.

Cuando la pulpa y los medios de molienda llegan al separador de producto (en el extremo de descarga del molino), los medios de molienda se centrifugan hacia la periferia de la carcasa de la cámara de molienda y retornan con algo de pulpa al extremo de alimentación del molino. Esta acción retiene los medios de molienda en el molino sin la necesidad de mallas finas, mientras que la pulpa molida pasa a través de la malla de clasificación del separador (cuerpo de desplazamiento), el cual posee orificios de descarga por donde sale el concentrado hacia el centro del separador. Figura 248.

Funcionamiento del separador de productos.

El motor de arranque, cuenta con una Resistencia Líquida (LRS), la cual permite que el molino pueda partir con carga. Las br idas (“flanges”) de alimentación y de descarga y la carcasa del molino están revestidas de goma y su mantenimiento es sencillo.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 7. VARIABLES QUE SE CONTROLAN EN EL ÁREA DE FLOTACIÓN. Se controla.

7.1

Dosificación de reactivos.

Se controla: 

Colector: Cantidades menores a las requeridas, disminución de la recuperación por ausencia del efecto de hidrofobicidad. Cantidades mayores a las requeridas, aumentará el porcentaje de la ganga en el concentrado, reduciendo la recuperación metalúrgica del concentrado.



Espumante: Al agregar poco espumante produce una mala calidad de espuma que no es capaz de soportar el concentrado en la superficie de la pulpa de las celdas de flotación. Esto produce una pérdida de mineral en las colas finales. Al agregar mucho espumante al circuito de flotación también puede llevar a una mala calidad de espuma y a un mal soporte del mineral en la espuma superficial de la pulpa en las celdas de flotación.

7.2

Porcentaje de Sólidos. Altos porcentajes de sólidos, pueden generar embancamientos de celdas, produciendo una baja recuperación del mineral valioso. Pueden generar daños a componentes mecánicos y eléctricos de las celdas. Reducción de la velocidad de flotación y la disminución de las recuperaciones. Se observa de manera más pronunciada el efecto negativo de las lamas. Su adhesión a las partículas minerales y depresión de ellas, es mucho más pronunciada que en pulpas más diluidas, los concentrados obtenidos son mucho más sucios. Altos y bajos porcentajes de sólidos generan pérdidas metalúrgicas.

En celdas columnas, una densidad muy alta en la alimentación produce la sobrecarga en la espuma de la columna, llevando a un transporte deficiente de la espuma hacia el borde. Una densidad muy baja en la alimentación baja el tiempo de retención en la celda de columna, lo que produce una recuperación de cobre en la columna por debajo del rango deseado.

7.3

pH. Si aumenta el pH, la concentración de iones OH- aumenta. Esto disminuye e incluso puede llegar a detener completamente la acción del colector con el mineral debido al cambio en el equilibrio químico, es decir el colector deja de adsorberse sobre la superficie del mineral. Si baja el pH pueden flotar elementos no valiosos como por ejemplo la pirita u otros con alto contenido de fierro, la pirita es un mineral de hierro sulfurado que tiende a ser recuperado por los colectores de cobre a menos que se mantenga un pH alto. Bajo condiciones de pH neutro, la pirita puede flotar con los minerales de cobre y producir un concentrado de baja ley. Esto reduciría la productividad de la operación. En la flotación de cleaner, mantener el pH de preferencia sobre 11.0 ayuda a deprimir la

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El mineral de cobre continúa flotando, y la pirita fluye por las colas de la flotación scavenger que van al sistema de disposición de relaves de la concentradora. En las celdas columna, un pH muy bajo puede producir problemas de sedimentación de las partículas de concentrado en el espesador de concentrado. Un pH muy alto es un desperdicio de reactivo y puede crear problemas de viscosidad aguas abajo.

7.4

Flujo de agua de lavado en celdas columna. El flujo descendente del agua de lavado separa la ganga de la espuma y desplaza el agua sucia atrapada en la espuma. Esta agua atrapada contiene el material de limos de ganga que puede reducir la ley de concentrado. Al aumentar el flujo de agua de lavado por lo general se aumenta la ley del concentrado, pero un exceso de agua de lavado puede disminuir la recuperación de la celda. Al disminuir el flujo de agua de lavado, no permite el desplazamiento del agua sucia atrapada en la espuma, quedando retenida y arrastrando limos de ganga en su contenido, lo que reduce la ley de concentrado.

7.5

Flujo de aire en celdas columna. El flujo de aire afecta la recuperación de mineral en la celda columna. Un flujo de aire muy bajo puede producir una espuma inestable, pesada, e inamovible. Las burbujas son muy finas, y la recuperación es baja. Un flujo de aire muy alto a la celda de columna puede provocar poca dispersión de aire y causar erupciones violentas en la superficie de la espuma. Un flujo de aire alto puede llevar a un concentrado de baja ley.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 8. PRINCIPALES PROBLEMAS OPERATIVOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN.  

Problema: Arenamiento de celdas mecánicas. Solución: Aperturar válvulas dardo. Introducir lanzas de aire por la parte superior de la celda de flotación, direccionadas a las válvulas dardo y a los costados de las celdas. Mover las lanzas de un lado a otro de tal manera que se genere turbulencia. Mantener en todo momento la lanza con la boquilla apuntando al fondo de la celda de flotación.

 

Problema: Falla de sensor de nivel en celdas y cajones. Solución: Causa instrumental: Si los valores de nivel de celda oscilan permanentemente o quedan fijos, se coordinará con personal de Instrumentación para que revisen el sensor de nivel, quienes a su vez coordinarán con personal de Control de Procesos la revisión de la sintonía de control del nivel de la celda. Causa mecánica: Si el eje de boya y plato se traba en su recorrido, afectará el valor de nivel proporcionado por el sensor de nivel, entonces se deberá coordinar con personal mecánico para su revisión.

 

Problema: Arenamiento de celdas columna. Solución: Abrir la válvula automática de drenaje de la columna. Continuar adicionando agua de lavado a la columna y línea de cola, de ser posible hasta llenar en su totalidad la celda para poder ejercer presión sobre la línea de cola y pueda ser desarenada. De no haber resultado el paso anterior, colocar una manguera a la línea de cola y proceder a inyectar aire para poder desarenar la línea, probar hasta desarenar la línea. De no resultar lo anterior proceder a drenar la columna para que personal mecánico desacople la línea de cola para realizar su limpieza.

 

Problema: Arenamiento de Cajones. Solución: Realizar la limpieza desde la parte superior de los cajones, con lanzas de aire. Las lanzas y mangueras deben asegurarse firmemente. Abrir la válvula de agua o aire de forma gradual y pausada, a fin de evitar golpes en distintas partes del cuerpo. Direccionar las lanzar a distintas puntos del cajón (succión, centro). Aperturar válvula de descarga del cajón en caso se requiera.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 9. PRINCIPALES TAREAS OPERACIONALES. A continuación, se listan las principales tareas operacionales del área de flotación.

9.1

Tareas operacionales.    



 

     

 

Arranque y detención de equipos del área de flotación. Inspección y operación de celdas mecánicas. Dosificación y verificación de flujo de reactivos a líneas de flotación. Determinación de controles operativos: medición de alcalinidad, pH % sólidos en el overflow. Limpieza general de celdas mecánicas: interior, exterior, canaletas, tubos de succión y desarenamientos. Inspección y operación de celdas columnas, distribuidores, cajones y bombas Limpieza general de celdas columnas: interior, exterior, canaletas radiales y desarenamientos de tuberías de colas. Inspección y operación de batería de ciclones. Limpieza general de batería de ciclones: canaletas y exterior. Arranque y detención de equipos del circuito de remolienda. Inspección y operación de cajones, tuberías, bombas, distribuidores y Vertimills Dosificación y verificación de flujo de reactivos en cajones de la remolienda Limpieza general de remolienda: Vertimills, exterior de equipos, lavado y desarenamientos de cajones, tuberías y distribuidores. Limpieza interna y descarga de bolas de Vertimills. Determinación de controles operativos de remolienda.

10. PRINCIPALES CALCULOS DEL ÁREA DE FLOTACIÓN. 10.1

Balances metalúrgicos.

Cualquiera que sea la escala de tratamiento de una concentradora, sea ésta grande, pequeña, automatizada o rústica, al final de la operación diaria, semanal, mensual, anual, o por campañas, requiere de la presentación de los resultados obtenidos (datos) en forma objetiva, en la que se incluye los cálculos para determinar el tonelaje de los productos de la flotación, contenido metálico de los elementos valiosos en cada uno de los productos, la distribución porcentual y los radios de concentración; todos ellos condensado en lo que se denomina el "Balance Metalúrgico", que muestra también la eficiencia del proceso.

10.1.1 Peso neto seco. Es el peso del mineral de cabeza, concentrado o relave, sin humedad. Se sabe que el mineral que se extrae de mina tiene una cierta cantidad de humedad. Para los cálculos es necesario conocer el peso neto seco. Para determinar el Porcentaje de humedad se prepara una muestra, se pesa, se somete a secado a 100° C durante un tiempo suficiente como para eliminar toda el agua. Una vez fría la muestra se pesa nuevamente. La diferencia entre uno y otro peso corresponde el peso de agua contenido en la muestra. Por una relación simple se puede determinar el % de humedad de la muestra.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 10.1.2 Contenido metálico. Se refiere el contenido de elemento valioso ya sea en el mineral de cabeza, concentrado o relave. Se determina multiplicando el tonelaje del producto por la ley correspondiente: Contenido metálico = tonelaje x ley Cabe hacer notar que la suma del contenido metálico de los productos (concentrados y relave) debe ser exactamente igual al contenido metálico de la cabeza. De no ser así deben efectuarse cálculos de reajuste para cumplir con la ley de conservación de la materia. Otra cuestión importante es que las leyes que se reporten en porcentaje deben dividirse entre 100 para hacer el reemplazo en la relación para determinar el contenido metálico.

Cabeza calculada. Se refiere a la ley que tiene un mineral después de un proceso de concentración; se obtiene sumando los contenidos metálicos de cada uno de los productos.

Cabeza. Es el mineral proveniente de la explotación minera. La cabeza para un circuito de flotación está constituida por el mineral finamente molido y mezclado con el agua, formando una pulpa, y tiene una ley determinada de elementos valiosos.

Concentrado. Es el producto final del proceso de concentración. Tiene valor comercial y reúne la mayor parte de la mena. Este producto tiene una ley mucho mayor que la de cabeza.

Relave. Es el producto final del proceso de concentración pero que no tiene valor comercial y su contenido de elemento valioso es insignificante. Está constituido en su mayor parte por material estéril, motivo por el cual se lo desecha. En una concentradora donde existen varios circuitos de flotación, cada uno de ellos tiene un relave que pasa a constituir la cabeza del siguiente circuito, a excepción del último circuito cuyo relave se desecha definitivamente. Tanto el mineral de cabeza, como el o los concentrados así como el relave final tiene leyes y pesos correspondientes en base a los cuales se puede realizar la cuantificación del proceso. Pasamos a definir algunos conceptos:

Recuperación. La recuperación es una medida de la eficiencia del proceso de flotación. En el proceso se busca tener una alta recuperación del mineral valioso, pero se debe tener en cuenta que a medida que aumentamos la recuperación baja la ley. La razón que explica lo anterior es que al aumentar la recuperación se va ensuciando el concentrado con ganga. La recuperación se puede expresar como: MS R

3

MS 1

Dónde: MS3 = tonelaje de concentrado. Fi3 = ley de cobre en el concentrado. MS1 = tonelaje de alimentación.



F i3



F i1



100

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Razón de concentración. (Radio de concentración o relación de concentración o ratio de concentración): (RC) Es la relación existente entre el N° de toneladas de mineral de cabeza y el N° de toneladas de concentrado producido. Se interpreta como el N° de toneladas del mineral de cabeza que se requiere para obtener una tonelada de concentrado.

K

F i3



F i2



MS 1 

F i1



F i2

MS

3

Estado estacionario. Normalmente las operaciones de un proceso de flotación consisten en varias celdas de flotación, ya sean agrupadas o separadas. Las celdas de flotación normalmente tienen tres flujos de pulpa asociados. Estos flujos se llaman: alimentación, concentrado y relaves (colas). La corriente de alimentación entra en la celda y es tratada para recuperar los minerales de cobre. La corriente de concentrado es donde los minerales de cobre son recogidos y recuperados. La corriente de colas contiene los sólidos sin valor económico y son los que quedan después que los minerales de cobre son concentrados y recuperados. Una operación estable favorece la flotación. Un sistema estable significa que no hay cambios en el flujo de entrada o de salida, y que la carga en el sistema no aumenta ni disminuye. Esta condición se conoce como estado estacionario. La noción básica de que todo lo que entra tiene que salir, se utiliza para calcular los balances de masa en estado estacionario. El cálculo de un balance de masa involucra medidas de flujos y otras propiedades de un sistema relacionadas con la masa.

Figura 250.

Ejemplo de balance en estado estacionario.

Flujo másico. Muchas veces el mineral que se alimenta o descarga de un equipo se encuentra en forma de pulpa y el sistema de control automático debe realizar un cálculo de las toneladas secas de mineral (típicamente llamado cálculo de flujo másico). Este cálculo usa los valores medidos de densidad de pulpa y flujo de pulpa. Este tipo de cálculo se hace generalmente en las plantas de proceso. Sin embargo, inherente en este cálculo está la suposición de la gravedad específica del mineral seco. Este valor es determinado en trabajos de prueba de laboratorio y es ingresado directamente en el DCS y en todos los computadores de terreno que calculen flujo másico. El flujo de pulpa por la tubería es medido generalmente por un medidor de flujo. Este instrumento transmite una señal proporcional al flujo hacia el transmisor indicador de densidad o hacia el sistema de control. Simultáneamente, la densidad de la pulpa es medida

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS valor ya conocido de la gravedad específica de los sólidos secos, permiten calcular el flujo másico. En el siguiente ejemplo, se desea calcular el tonelaje seco correspondiente al concentrado rougher de las dos primeras filas a partir de: Caudal, Q= 302m3/h Gravedad específica del sólido, GES: 3.65 Porcentaje de sólidos de 27.4% En primer lugar se calcula la densidad de la pulpa: DP 

GES  100 (GES  100) - (GES - 1)  %S)

Dónde: GES= Gravedad especifica del sólido = 3.65. PS= Porcentaje de sólidos. DP = Densidad de pulpa. DP 

3.65  100 

(3.65  100) - (3.65 - 1)  27.4)

1.248

Conociendo la densidad de la pulpa podemos calcular el flujo másico de concentrado rougher: MS 

Q  PS  DP 100

Dónde: MS = Tonelaje seco t/h. PS = porcentaje de sólidos. DP =Densidad de la pulpa. Q = Caudal m3/h.

MS 

3 3 302m /h  27.4  1.248t/m 

103.2t / h

100

El uso del análisis químico en el balance de materiales. Muchas de las máquinas de flotación, producen un buen grado de separación del mineral valiosos de la ganga, donde la leyes de los elementos pueden frecuentemente ser usados en forma efectiva para el cálculo de tonelajes secos. Por ejemplo para el cálculo de tonelaje de concentrado producido en la etapa rougher de las dos primeras filas se calcula de la siguiente manera:

MS

En una celda MS1 = MS2 + MS3

3



MS (F - F ) 1 i1 i2 (F - F ) i3 i2

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS MS1 = Tonelaje de alimentación F1 = Ley de cabeza MS2 = Tonelaje relave F2 = Ley de cola MS3 = Tonelaje de concentrado F3 = Ley de concentrado MS1 = 3,610 t/h F1 = 0.40% F2 = 0.125% F3= 9.74 MS

3,610(0.4- 0.125) 3



(9.74 0.125 )

= 103.2 t/h



Caracterización de pulpas. Las Pulpas (Mineral + Agua) en los distintos flujos alrededor del circuito pueden ser caracterizadas por una o más de las siguientes propiedades:      

Tonelaje Seco de Sólidos, t/h (MS). Tonelaje de pulpa, t/h (MP). Flujo de agua, m3/h (MW). Flujo volumétrico de Pulpa, m 3/h (Q). Densidad de pulpa, t/m 3 (DP). Porcentaje sólidos, en peso (PS).

Para el cálculo de estos flujos es importante conocer los siguientes parámetros:

VARIABLE Tonelaje seco Porcentaje de sólidos Densidad del sólido Tabla 24.

Concentrado Rougher MS PS GES

103.2 t/h 27.4% 3.65

Ejemplo de parámetros en flotación Rougher.

Cálculo del tonelaje de pulpa. Para este cálculo se toma como dato el tonelaje seco y el porcentaje de sólidos en peso. Aplicamos la siguiente fórmula: MP

MS 

PS/100

=

MP

103.2 



376.6t / h

27.4/100

Cálculo del caudal de agua. Es necesario conocer el tonelaje de pulpa. Se aplica la siguiente fórmula: MW = MP – MS

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cálculo del caudal de pulpa. Es necesario conocer el tonelaje seco, densidad del sólido, y caudal de agua. Se aplica la siguiente fórmula: QP 

QP 

MS GES

103.2 3.65



MW



273.4



302m

3

/h

Calculo de la densidad de pulpa. Es necesario conocer el tonelaje de pulpa y el caudal de pulpa. Se aplica la siguiente fórmula: DP

MP 

QP

DP

376.6t/h 

3 302m /h



3 1,247t/m

Cálculo de la densidad de pulpa conociendo el porcentaje de sólidos: DP 

DP 

100  GES 100  GES - PS(GES - 1) 100  3.65 

3 1,248t/m

100 (3.65) - 27.4(3.65- 1)

Cálculo del porcentaje de sólidos conociendo la densidad de pulpa: PS 

PS 

(DP  1)100  GES (GES - 1)DP

(1,248  1)100  3.65 

(3.65 - 1)1,248

27.4%

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Ejemplo aplicativo. A continuación veremos un diagrama de los flujos de una planta de flotación, a fin de realizar los balances metalúrgicos del proceso.

FLUJO F1 F2 F3 F4 F5 F6 F7 F8 F9 F10 F11 F12 F13 F14 F15 F16 F17 F18 F19

Figura 251.

Flujos de un área de flotación.

DESCRIPCIÓN

LEY Cu (%)

TONELAJE (t/h)

0.400 0.125 9.740 0.044 2.000 4.790 28.730 0.246 11.680 0.240 0.270 9.220 15.160 14.020 16.950 9.575 2.796 0.055 23.713

10,829 10,519 310 10,084 436 363 91 737 211 587 150 144 173 106 67 454 948 10671 158

Cabeza circuito rougher cobre. Colas rougher cobre. Concentrado rougher cobre. Colas scavenger. Concentrado scavenger. Colas columnas. Concentrado columnas. Colas primer cleaner. Concentrado primer cleaner. Colas cleaner scavenger. Concentrado cleaner scavenger. Colas del primer recleaner. Concentrado recleaner. Colas segundo recleaner. Concentrado segundo recleaner. Alim. columnas. Alim. 1er cleaner. Relave general. Concentrado final.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Por ejemplo para calcular el tonelaje de relave final (MS18) se procede a sumar el tonelaje MS4 de colas scavenger con las colas del cleaner/scavenger MS10. MS18 = MS4+ MS10 MS18 = 10,084t/h + 587t/h = 10,671t/h Para calcular la ley de relave general usamos la siguiente ecuación:

F18



(MS4F4 - MS10F10 ) MS18

x100

Dónde: F18 = Ley de relave general MS4 = Tonelaje de colas scavenger, F4 = Ley de colas scavenger MS10 = Tonelaje de colas cleaner/scavenger F10 = Ley de colas cleaner/scavenger F18



(10,084 0.044 587  0.240) 10,671



0.055%

Cálculo de la recuperación global en circuito de flotación en base a leyes:

R

R

(F1 - F18 )  F19 (F19



F18 )  F1



100

(0.4  0.055)  23.71  100  86.5% (23.71- 0.055)  0.4

En base a tonelajes. R

R

MS19F19 MS1F1

158  23.71 10,829  0.4





100

100  86.5%

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 11. CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO AMBIENTE. 11.1

Seguridad.

A continuación, nombramos algunas consideraciones importantes a tomar en cuenta sobre la seguridad en las instalaciones del área de Flotación de una planta concentradora:















En el área de flotación, no se podrá ejecutar trabajos u operaciones, en los que no se hayan tomado todas las medidas de seguridad y de control de riesgos para proteger la integridad de los trabajadores, del equipo de trabajo e instalaciones y de terceros.

Es obligatoria la capacitación y entrenamiento del personal sobre los métodos correctos de operación y sobre los procedimientos de trabajo del área. Sólo las personas debidamente entrenadas y autorizadas por su jefatura, podrán operar y/o efectuar tareas con equipos, maquinarias herramientas u otros en el área de trabajo.


Todo trabajador está en la obligación de reportar a su jefe inmediato sobre defectos, fallas, condiciones inseguras o sub estándar en los equipos o instalaciones que puedan ser causa de lesiones a las personas o daño al equipo o instalaciones.



El EPP debe cumplir con 2 premisas: Debe ser de uso personal e intransferible. Debe estar destinado a proteger la integridad física de la persona que lo usa.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS EPP

SÍMBOLO

Casco de seguridad.


Guantes de cuero.

Protegen las manos de los riesgos que se generan al manipular herramientas o materiales filosos, bordes cortantes, virutas metálicas, ciertos golpes y otros tantos riesgos físicos. En el caso de reactivos permiten que no haya un contacto directo con la piel, ya que muchos de estos podrían ocasionarnos quemaduras al contacto.






Diseñados con cintas reflectivas para que puedan ser vistos por los operadores de los equipos.Estas no deben ser amplias o sueltas, ya que pueden generar atrapamientos por los equipos móviles ó manejo de sustancias químicas (reactivos) del área.


Protegen las vías respiratorias a la exposición contra las sustancias químicas (reactivos) que se tiene en el área.


Protegen los oídos contra el ruido excesivo. Es obligatorio cuando el ruido supera los 85 decibeles. A partir de 100 decibeles se debe utilizar doble protección auditiva mientras se implementa las medidas de control necesarias Tabla 26.





DESCRIPCIÓN

EPP básico para el área de flotación.

Cada persona que interviene un equipo, sistema o instalación, debe asegurar el aislamiento de la energía presente mediante un sistema de bloqueo, de tal forma que el equipo o instalación que se está interviniendo, no pueda funcionar ni contener ninguna fuente de energía principal o residual, hasta que se retire el dispositivo de bloqueo de la energía. Cada persona es responsable de bloquear en forma individual y personal, asegurándose que el sistema bloqueado es efectivamente el que va a intervenir.






Se debe verificar que la fuente de energía efectivamente está aislada, efectuando una prueba de accionamiento del sistema y o equipo (energía cero) o medición de la fuente (potencial cero). Las fuentes de energía consideradas entre otras, son las siguientes: Eléctrica, mecánica, neumática, hidráulica, química, térmica, nuclear, cinética y potencial. Para un proceso de bloqueo simple se siguen los siguientes pasos:



11.2

Identificar las fuentes de energía. Obtener el permiso de bloqueo. Aislar las fuentes de energía. Comprobar que la fuente de energía ha sido aislada. Eliminar energías acumuladas. Bloquear el dispositivo de aislamiento. Colocación de tarjetas y candados.

Conocer los procedimientos e instructivos de aislación y bloqueo general y de los equipos que se van a intervenir por tareas de: limpieza, mantenimiento y operación.

Medio Ambiente.

Es la obligación y el compromiso de las empresas mineras a prevenir la contaminación, cumplir con las regulaciones ambientales, establecer un control voluntario aplicable, mejorar continuamente el desempeño ambiental y cooperar con las comunidades vecinas, en sus operaciones, instalaciones y hasta incluso en los entornos fuera de la empresa en donde se desarrollen sus trabajadores, colaboradores e instituciones relacionadas a esta.

11.2.1 Aspectos ambientales. Son los elementos de las actividades, productos o servicios de una organización susceptible de interactuar con el medio ambiente. 

Aspecto ambiental potencial, aspecto ambiental que podría interactuar con el medio ambiente.

 

Aspecto ambiental real, aspecto ambiental que interactúa con el medio ambiente. Aspecto ambiental significativo, aquel aspecto ambiental que tiene o puede tener un impacto ambiental significativo.

11.2.2 Requerimiento de reportes. Los incidentes ambientales por derrames deben ser informados al departamento ambiental de la empresa, que tomará una determinación de los procedimientos requeridos. Estos pueden ser clasificados en:  





Derrames de materiales que impactan en el terreno nativo. Derrames de hidrocarburos que impactan en el terreno nativo o en cualquier lugar dentro de la instalación. Derrames de concentrado desde las celdas de flotación o desde los cajones distribuidores. Fugas de agua fresca, agua de proceso fuera de los límites operativos permitidos de la

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS  

Fugas de aguas residuales del proceso productivo. Fugas de soluciones utilizadas en los procesos productivos.

11.2.3 Control de residuos. El control de residuos consiste en la recolección, transporte, procesamiento o tratamiento, disposición y reciclaje de materiales de desecho. Lo que busca reducir los efectos perjudiciales en la salud humana, del medio ambiente y la estética del entorno, aunque actualmente se trabaja no solo para reducir los efectos perjudiciales ocasionados al medio ambiente sino para recuperar los recursos del mismo. El control de residuos tiene por objetivos: 





La prevención de la contaminación y el cumplimiento de normas y leyes como la ley Nº 27314, ley general de residuos sólidos y su reglamento, enmarcados principalmente en los procesos de minimización, re-uso, reciclaje y buena disposición final. El involucramiento de todos los trabajadores en los sistemas de manejo de residuos. La interrelación de todos los elementos de la cadena de residuos: generación, segregación, recolección, transporte, almacenamiento, tratamiento y disposición final.

Los residuos sólidos generados en la actividad serán clasificados por tipo, en las zonas de trabajo se contará con de envases debidamente rotulados para facilitar la segregación. A los residuos podemos clasificarlos principalmente en:  





Residuos Sólidos Inorgánicos: Aquellos que no tienen un re-uso posterior. Residuos Reciclables: Son aquellos que se someterán a un nuevo ciclo de tratamiento total o parcial. Residuos Peligrosos: Residuos con características peligrosas tanto para la salud como para el medio ambiente. Residuos Orgánicos: Es el material de origen biológico el cual se biodegradará formando sustancias útiles.

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS CAPITULO IV: ESPESAMIENTO Y FILTRACIÓN DE MINERALES. 1. FUNDAMENTOS DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE MINERALES. 1.1

Introducción.

El objetivo de ésta etapa es minimizar el porcentaje de agua contenida en el concentrado para la etapa siguiente de filtrado y maximizar la recuperación de agua, para su posterior recirculación al proceso. Al maximizar la recuperación de agua trae como consecuencia la concentración optima de los sólidos en la descarga de los espesadores. El concentrado obtenido del Circuito Normal o Eventual (dependiendo de la configuración activada), es enviado hacia el área de espesamiento cuya función es recibir pulpa y concentrarla aproximadamente a 60% de sólido la que es descargada por el underflow de los espesadores de concentrado. El agua recuperada de los espesadores de concentrado es enviada hasta el pozo de impulsión o tanque de agua recuperada. La eliminación de agua requiere de varias etapas sucesivas, ya que no es factible hacerlo en una sola etapa, normalmente se utilizan las siguientes etapas:   

1.2

Espesamiento que elimina alrededor de 70 a 80% de agua. Filtrado, que elimina entre 25 a 15% de agua residual; y eventualmente. Secado, que disminuye el contenido de humedad de la fase sólida por debajo de 8% en peso, tomando como referencia el peso de los sólidos. Principio de la Autodilución.

. La auto - dilución usa el agua de la zona de rebose para diluir la alimentación fresca de la pulpa no espesada a niveles donde la floculación puede tomar lugar. La recirculación de la auto – dilución aprovecha la diferencia de niveles entre la zona de rebose y el nivel de la pulpa alimentada. Esto se debe a la diferencia entre las densidades del rebose (agua) y el flujo de pulpa alimentado. (Ver Figura Nº 1).

Figura 1. Esquema del flujo de auto-dilución Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El espesamiento implica el mecanismo de asentamiento de las partículas sólidas suspendidas en un líquido y la eliminación de la mayor parte del líquido, en un menor tiempo posible. por otra parte, se caracterizan por una interfase líquido claro /sedimento y la capacidad está limitada por las condiciones de descarga inferior. 1.3

Coagulación

Se define como la desestabilización de suspensiones mediante la reducción de la carga potencial en la interfase sólido – líquido, para permitir su efecto a las fuerzas de Van Der Walls que causan la unión de partículas en coágulos. Se llaman coagulantes a los agentes químicos agregados al agua para facilitar el asentamiento de sustancias coloidales o finamente desmenuzadas que se encuentran en suspensión, las partículas se unen, aumentan de peso y sedimentan, la aglomeración de esas partículas se llaman flóculos. Este tratamiento tiene por objeto clarificar el agua o sea eliminar la turbiedad. La coagulación implica tres etapas: adición de coagulante, desestabilización de la partícula coloidal y formación de flóculos. La adición de sales coagulantes como sulfato de aluminio, sulfato férrico o cloruro férrico, produce cationes poliméricos tales como [Al 13O4(OH)24]7+ y [Fe3(OH)4]5+ cuyas cargas positivas neutralizan las cargas negativas de los coloides, permitiendo que las partículas se unan formando aglomerados pequeños denominados flóculos. (Ver Figura N° 2)

Figura 2. Mecanismo de coagulación


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Es el proceso de aglomeración de partículas previamente coaguladas para formar partículas más grandes llamadas flóculos. En otras palabras, es el proceso de agitación lenta, por medio del cual se permite un contacto más estrecho entre las partículas y así producir el aglutinamiento de las mismas, facilitando su remoción ya sea por sedimentación y/o filtración. La floculación es pues un proceso de desestabilización de una dispersión coloidal hidrófoba mediante la unión de partículas coloidales utilizando polímeros, generalmente sintéticos, de elevado peso molecular, denominados floculantes. (Ver Figura N° 3)

Figura 3. Mecanismo de floculación

Se tiene los siguientes tipos de floculantes: 







Floculantes minerales: Son compuestos muy coloidales que reaccionan por absorción o por neutralización de las cargas de las partículas en suspensión, sílice activada, bentonita, hidróxido férrico, etc. Floculantes naturales: Son polímeros solubles en agua, los más comunes son: los derivados amiláceos, los polisacáridos, los alginatos (extractos de algas). Floculantes sintéticos: Son polímeros sintéticos de peso molecular muy alto, solubles en agua, los floculantes sintéticos incluyen tipos no iónicos, aniónicos y catiónicos, de varios tamaños de moléculas todo ello para proporcionar un rendimiento óptimo en cualquier tipo de suspensión. Floculantes catiónicos: Un floculante catiónico reaccionara con una suspensión electronegativa (potencial zeta negativo), estos son particularmente eficientes en los sistemas que contienen sólidos orgánicos o con un pH bajo.


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Floculantes aniónicos: Un floculante aniónico reaccionara con una suspensión electropositiva (potencial zeta positivo), estos son eficientes en las mayorías de las suspensiones que contienen minerales u otros sólidos inorgánicos, particularmente bajo condiciones neutras o alcalinas.

Estas reglas no son absolutas, ya que no solo la variación del potencial zeta tiene importancia en el proceso de floculación, ya que las fuerzas de Van Der Walls pueden ser más importantes. El floculante usado en el proceso es un poliacrilamida de cadena larga con un alto peso molecular. Se agrega a la corriente de la pulpa para coagular las partículas finas en agrupaciones más grandes partículas llamadas los flóculos. La formación de flóculos aumenta el índice de velocidad de sedimentación a un punto donde es mayor, que el índice de la subida del líquido, permitiendo que los sólidos se depositen en el fondo del espesador. El floculante se agrega a una concentración muy baja de 1-2 ppm la cual se mezcla con agua fresca de alimentación, donde las moléculas de floculante se adhieren y salen del sistema con los sólidos 1.4

Reactivos.

El sistema de floculante concentrado aniónico, proporciona una solución de floculante al distribuidor de concentrado, Cajón de alimentación al espesador de concentrado final y al espesador de concentrado de Cu para llevar a cabo la sedimentación de los sólidos de relave. El floculante sólido contenido en sacos de 25kg se mezcla con el agua fresca en una correcta proporción y suministra la dosis requerida para cada punto. El sistema de adición de floculante sólido tiene una unidad de adición, la cual consta de: • • • • •

Tolva de alimentación de floculante concentrado. Alimentador de tornillo de floculante concentrado. Venturi de floculante de relave. Soplador de floculante de relave. Cámara de disolución de floculante de relave.

La tolva de alimentación de floculantes concentrado está diseñada para contener un volumen de 0.311m 3 de polvo de floculante. A la salida de la tolva se halla una válvula de cuchilla, la cual se utiliza para aislar la tolva del alimentador para mantenimiento del alimentador de tornillo. El alimentador de tornillo extrae el floculante de la tolva de alimentación a una razón fija de 0.47kg/h. El blower de floculante concentrado proporciona un flujo de aire seco para el transporte neumático de partículas sólidas de floculante. El venturi es un dispositivo en el que se reduce la sección transversal de la tubería, con lo cual se incrementa la velocidad de flujo de aire y ocasiona el arrastre de las partículas sólidas del Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS polímero dentro de la misma, que alimenta a las cámara de disolución de floculante concentrado , ubicada en el tanque de mezclado. La cámara, está diseñada para asegurar que se obtenga un mezclado eficiente del polvo y más aún evitan la formación de grumos. El agitador del tanque de mezclado de floculante concentrado mezcla el polímero humedecido con agua fresca. (Ver Figura N° 4) Una vez que la solución de floculante es adecuadamente homogenizada, para asegurar una disolución completa de las moléculas de floculante en el tanque de mezclado de capacidad 1.25m3, es transferida al tanque de almacenamiento de floculante concentrado por gravedad.

Figura 4. Sistema de alimentación de floculante seco.

Del tanque de almacenamiento de floculante de capacidad 1.5m 3, la solución de floculante es bombeada al: 



Cajón de alimentación al espesador de concentrado final o al espesador de concentrado final, mediante la bomba dosificadora. Cajón de alimentación al espesador de Cu y al cajón de alimentación de clarificador ubicados en el distribuidor de concentrado, espesador de concentrado de Cu, mediante la bomba dosificadora.

A lo largo del recorrido la solución de floculante es diluida a una concentración desde 0.5% hasta 0.1% mediante una inyección continua en línea y un mezclado con agua de proceso.


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Figura 5. Diagrama de flujo dosificación del floculante


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2. ESPESAMIENTO DE MINERALES 2.1

Introducción.

Los espesadores son equipos de separación sólido-líquido en los que una suspensión de sólidos formando una pulpa, se alimenta a un tanque provisto de un mecanismo interno que mediante la acción de la gravedad permite concentrar los sólidos en el fondo y hace fluir el agua clarificada hacia la superficie para ser recogida en el rebose del tanque. Con el paso de los años, los espesadores de pulpa han experimentado una gran reducción en el tamaño y en el diámetro requerido para una misma tasa de alimentación de sólidos (Ver Figura N° 6).

Figura 6. Tipo de espesadores y características.

Así como se ha desarrollado una alta eficiencia de los floculantes de polímeros sintéticos, se ha conseguido una reducción en el tamaño y diámetro de los espesadores comparados con los primeros diseños convencionales que no usaban floculante; y donde los modernos espesadores maximizan su efectividad con el uso de diversos sistemas de alimentación.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.1.1 Partes principales de un espesador. 















El tanque, los espesadores esencialmente están constituidos por un tanque cilíndrico sobre una porción de un cono invertido de muy poca profundidad, hay que señalar que los diámetros de estos tanques circulares son mucho más grandes comparados con su altura, el cono en el fondo ayuda al movimiento de los sólidos concentrados hacia el punto de descarga, el área del tanque circular debe ser lo suficientemente grande como para que ninguna partícula sólida salga por el overflow y la altura lo suficiente como para lograr una pulpa a la concentración deseada, de todo esto podemos afirmar que la función principal del tanque es el de proporcionar un tiempo de permanencia para producir una pulpa a la concentración deseada y un líquido claro en el overflow. La rastra, está formado por un conjunto de varillas de acero y la estructura va unida al eje principal. Su movimiento es lento y gira con el eje, siendo impulsado por un motor eléctrico a través de una catalina y un piñón. La rastra sirve para arrimar la carga asentada hacia el centro del tanque, justo sobre el cono de descarga, evitando de esta manera que se asiente demasiado, la pulpa facilitando la descarga asentada del espesador. El eje de rastras, sirve de apoyo a las rastras y comunica el movimiento a éste. El recibidor de carga, es un tanque cilíndrico de poca altura. Sirve para disminuir la velocidad de entrada de la pulpa, dejarla caer suavemente sin producir agitación, está en la parte superior del eje. El cono de descarga, se encuentra en el centro del fondo del tanque del espesador, sirve para sacar la carga asentada hacia las bombas de salida de la pulpa, para ser enviada a los filtros o cochas en caso de tratarse de concentrados. El canaleta deO/F, está colocado alrededor de la parte superior del tanque, sirve para recibir el, agua recuperada, agua limpia y clara. El mecanismo de elevación de rastras, sirve para evitar que la rastra se plante cuando el espesador está haciendo fuerza. Estos mecanismos pueden ser manuales y/o automáticos, y proporcionan un medio para levantar las rastras hacia arriba del contacto de la pulpa con mayor concentración de sólidos para así reducir la fuerza de movimiento demandada por el mecanismo de movimiento, la operación de levantamiento se puede hacer mientras las rastras están girando. Mecanismo de movimiento, el mecanismo de accionamiento y los espesadores son diseñados de varios tipos dependiendo del tamaño y tipo de soporte de este mecanismo como también del tipo de espesador, su función es la de proporcionar la fuerza de accionamiento (torque) para mover los brazos de las rastras y paletas contra la resistencia de los sólidos sedimentados.

2.1.2 Zonas de un Espesador.



Zona de clarificación, es la zona comprendida entre la zona de sedimentación de la pulpa y el rebose (overflow) donde se tiene agua clara o con mínima proporción de sólidos que fluyen hacia arriba y rebosan por los bordes del espesador.


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



Zona de sedimentación, es el lugar donde la pulpa ingresa para su sedimentación, se caracteriza porque el porcentaje de sólidos es igual al porcentaje de sólidos de la alimentación. Es la zona donde la alimentación se distribuye a lo largo del espesador. Zona de transición, es un estado intermedio en la cual la pulpa está en un estado de transición entre la sedimentación y la compresión (aumento de % de sólidos). Zona de compresión, se caracteriza porque la concentración de sólidos aumenta al aproximarse al centro del fondo del espesador. En ella el movimiento de las rastras que lleva los sólidos hacia el centro, al romper la masa sedimentada, facilita la salida de la pulpa en forma continúa. (Ver Figura N° 7)

Figura 7. Zonas de sedimentación de un espesador.

2.1.3 Tipos de espesadores. Espesador Convencional. Se caracterizan porque su bandeja de alimentación se encuentra en la parte superior del equipo y, al entrar al espesador, el flujo de alimentación se mezcla con parte del agua recuperada y se diluye a un valor denominado concentración conjugada. Esta suspensión diluida sedimenta a velocidad constante forma un manto de altura variable, para transformarse en sedimento en la parte inferior del equipo. (Ver Figura N° 8)


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Figura 8. Esquema del funcionamiento de un espesador convencional

Espesador HIGH RATE/CAPACITY Se caracterizan por tener un sistema de autodilución, esto a diferencia del espesador convencional. Este tipo de espesador es alimentado por la parte superior mediante una tubería (feed pipe) la que desemboca en la parte central del espesador (feed well). Esta pulpa es mezclada con floculante, el cual se adhiere a las partículas sólidas para formar grandes flóculos, los que son precipitados por fuerza gravitacional. El líquido aclarado (agua) rebosa a una canaleta periférica en la parte superior del espesador y se recupera para otros procesos. La pulpa espesada se va acumulando en un cono central abajo, en la base del espesador, mediante un mecanismo de rastra; luego se bombea a la siguiente etapa del proceso. El desarrollo de los espesadores de “alta capacidad” ha mostrado que con su modo de operación

y características se obtienen importantes beneficios y se optimiza el uso de floculante, principalmente por los siguientes factores:  







Se produce una mezcla rápida entre el floculante y la pulpa. La adición por etapas del floculante se debe realizar en al menos tres etapas. La introducción de los sólidos floculados se hace en la parte superior del lecho de pulpa para una máxima floculación y mejor claridad del rebose. En la zona de placas inclinadas y en la parte superior de la entrada de la alimentación se produce la ruptura de las fluctuaciones que pudieran existir en la alimentación. Suficiente volumen de compresión sobre la entrada de la alimentación proporciona mayor densidad del cono de descarga. El diseño HCT /HRT optimiza la efectividad en el desarrollo de la operación de espesamiento, mientras se minimizan los costos de operación.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El espesador está provisto de brazos (rastras) equipados con cuchillas dispuestas para barrer la totalidad del fondo. Las rastras desplazan los sólidos hacia el centro (cono), ayudando también a mantener en movimiento la cama y compactar los sólidos en el mismo. (Ver Figura N° 9)

Figura 9. Esquema del funcionamiento del espesador de alta capacidad

2.2

Diferencias entre un espesador convencional y un espesador HRT

Figura 10.

Diferencias entre un espesador convencional y un espesador HRT.


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Figura 11.

2.3

Comparación entre espesador Convencional y HRT.

Clarificador.

Un clarificador consiste de un tanque cilíndrico de gran diámetro, un puente o un paso, un mecanismo de rastras, una rastra o una estructura de soporte. La nueva pulpa de alimentación es alimentada continuamente en el tambor de circulación cerca del centro del clarificador. Conforme la pulpa de alimentación ingresa al clarificador, los sólidos más gruesos (más pesados) empiezan a asentarse en el clarificador. Las partículas más finas tienden subir e irse a los extremos hacia el perímetro del tanque del clarificador donde también se asientan en la parte inferior. Los sólidos se asientan y se compactan para formar una cama o interfase. Conforme los sólidos se asientan, se libera el líquido de la pulpa y se recolecta en la parte superior del tanque clarificador. Este líquido más ligero que la pulpa de donde proviene, flota en la pulpa. Como el tanque del clarificador está lleno de líquido y pulpa mientras está operando, la nueva alimentación que ingresa fuerza el líquido claro que flota en la parte superior para rebasar del tanque clarificador. Un canal o canaleta de O/Fse coloca al lado del perímetro del tanque clarificador para recolectar el líquido que rebalsa y llevarlo al siguiente paso del proceso. Se agrega floculante para mejorar el régimen de asentamiento de sólidos y proporcionar un O/F claro del clarificador. La pulpa espesada que forma la cama en la parte inferior del clarificador debe ser eliminada continuamente para evitar que la cama se haga muy profunda y que los sólidos permanezcan en el O/F. El clarificador está equipado con rastras que llevan el flujo de pulpa hacia el cono de descarga central. Las rastras consisten de cuchillas anchas colocadas en uno o más brazos que se extienden en la parte inferior del clarificador. Los brazos de las rastras se extienden hacia fuera desde el centro del clarificador, y el motor rota las rastras alrededor del centro. Las rastras están colocadas en la parte inferior de los brazos a cierto ángulo, de manera muy similar a la forma en que la cuchilla de un nivelador de carretera formando ángulo con el borde de la carretera. Conforme los brazos de las rastras r otan dentro del clarificador, las rastras empujan la pulpa espesada hacia el cono de descarga en el centro del clarificador donde están ubicadas las líneas de pulpa espesada. Las bombas están conectadas a la línea de pulpa espesada para eliminar la pulpa y llevarla al siguiente paso del proceso. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Los brazos de las rastras son accionados desde el centro del clarificador por un motor eléctrico o hidráulico ubicado sobre una plataforma sobre el cajón de alimentación. Los motores accionan el eje central, o tubo, a través de cajas de engranaje de reducción. Los motores de accionamiento usualmente son del tipo de velocidad variable. Algunos, como las unidades de accionamiento hidráulico, son reversibles para avanzar lentamente las rastras durante el arranque y cuando las rastras se atracan en una falla operacional. (Ver Figura 12)

Figura 12.

Partes principales del clarificador

2.3.1 Diferencias entre clarificadores y Espesadores. Si bien constructivamente clarificadores y espesadores son similares, presentan diferencias referidas al proceso efectuado en cada uno de ellos. ÍTEM

CLARIFICADORES

ESPESADORES

Meta principal

Producen reboses con muy Producen pulpa espesada con densidad bajo contenido de sólidos. uniforme relativamente alta.

Alimentación

Agua sucia o pulpa muy diluida, generalmente menos de 5% de sólidos.

Reboses

Muy bajo contenido de Se toleran algunos sólidos, el monto sólidos, generalmente depende del destino del O/F. menos de 50 ppm.

Pulpas de densidad bajas a medias, generalmente de 10 a 25% de sólidos.

Pulpa de densidad media, Pulpa espesadas o Pulpa de alta densidad, generalmente de generalmente de 25 a 40% lodos 50 a 70% de sólidos. de sólidos. Tabla 1. Diferencia entre espesador y clarificador. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En la práctica, las diferencias son un asunto de grado, y un clarificador puede ser operado como espesador, y viceversa, en la medida que el equipo esté diseñado para manejar pulpas de alta densidad. El clarificador de tratamiento de efluente es un espesador de rastras rotativo que remueve los sólidos del efluente tratado. El floculante se agrega al clarificador para aumentar el régimen de sedimentación de partículas y ayudar a producir un rebalse limpio para que fluya por gravedad a la tubería de rebalse de tratamiento de efluente. 2.4

Descripción del circuito de espesamiento.

El concentrado obtenido en flotación segunda limpieza, correspondiente a la flotación columnar es enviado en forma gravitacional a espesadores 001y 002, pasando primero por un cajón distribuidor de carga. Los espesadores son dos, de 46 m de diámetro. La pulpa que llega al distribuidor contiene un 19.8% de sólido con un flujo de 96 t/h en condiciones normales de operación y ley de 35% Cu. El material espesado, a aproximadamente 60% de sólido, es impulsado por dos bombas 001/002 de 37 kW (1 operando + 1 reserva) para el espesador 001, y con las bombas de 003/004 para el espesador 002, hacia un estanque agitado con capacidad para 2.75 h de autonomía (278 m³) que permitirá enviar el material, a través de bombas de 56 kW (dos operando + una en reserva), para alimentar los filtros. El agua de rebose de los espesadores será conducida gravitacionalmente hacia el pozo que contiene el sistema de impulsión de agua recuperada del espesamiento de relaves. En caso que la operación considere sólo un espesador para obtener el porcentaje de sólido establecido, la descarga de agua de rebose será realizada hacia un cajón el cual, a su vez, impulsará el agua hacia el espesador que no opera para utilizarlo como clarificador. La condición de operación para que la descarga del espesador alimente a próxima etapa que es la filtración, es tener un porcentaje de sólido adecuado (de diseño 60%), de lo contrario, se deberá recircular el espesador para aumentar los niveles de inventario, ocupándose las mismas bombas de la descarga del espesador para esta operación. La operación en el espesador deberá ser analizada constantemente observando variables como son alimentación, porcentaje de sólido en la descarga del espesador, torque de rastra, inventarios y altura de rastras para evitar embancamientos en estos equipos. La sección que recibe el concentrado contempla un medidor de nivel del tipo ultrasónico y cada una de las secciones de alimentación hacia espesadores contempla dos válvulas tapón. En operación normal, se utiliza una válvula tapón por cada espesador, pero cuando uno sólo está funcionando, se abre la segunda válvula al espesador que está funcionando.


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Figura 13.

Diagrama de flujo de la bomba de impulsión de concentrado

Descripción

Unidad

Valor

Área Unitaria de espesamiento

m²/t/d

1.45

Solido descarga

%

60

Diámetro de espesadores

m

45.7

Tabla 2. Parámetros de operación espesamiento de concentrado

2.5

Principales equipos del circuito de espesamiento.


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Descripción de equipo Clarificador de concentrado de Cu Tanque de overflow del clarificador Espesador de concentrado de Cu Tanque de overflow del espesador de concentrado de Cu Zaranda de seguridad de concentrado de Cu Tanque de alimentación a filtros Tanque de lavado de manifold Secador de filtro Acumulador de aire Filtro de concentrado de Cu

2.5.1 Espesador de concentrado de Cu La función del espesador de concentrado de Cu es realizar la separación sólido-líquido del concentrado, recuperando el agua por el overflow e incrementando el porcentaje de sólidos desde 31% en la alimentación hasta 64% en la descarga del espesador. En esta etapa se adiciona el floculante aniónico. La alimentación proveniente de los relaves de la etapa de flotación rougher, ingresa con un flujo de 386m3/h y un porcentaje de sólidos de 31%, la descarga del espesador pasa como alimentación a los filtros, mientras que el rebose fluye hacia el clarificador. El espesador de cobre, es fabricado con acero al carbono A36, tiene un diámetro de 45.7m, una altura de 2.134m y una capacidad de 3,560m 3. Tanque O/F del espesador de Cu A este tanque recibe los siguientes flujos: - O/F del espesador 001 de concentrado de Cu, con un flujo de 300m 3/h. - O/F del espesador 002 con un flujo de 302m3/h. Estos flujos son enviados por medio de las bombas hacia el cajón de alimentación del clarificador ubicado en el distribuidor de concentrado con un flujo total de 565m3/h. El tanque de almacenamiento mide 5.1m de diámetro y 6.25m de altura tiene una capacidad de 98m3, es fabricado con acero al carbono. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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Piscina de Decantación Este tanque recibe el overflow del clarificador para enviarlo por medio de las bombas para su distribución hacia diferentes puntos de la concentradora. El tanque de almacenamiento mide 15.5 m de largo, 5.10 de ancho y 7.60m de altura tiene una capacidad de 600m 3. 2.6

Principio de operación

El espesador de alta capacidad es uno en el cual la pulpa de alimentación es floculada y luego inyectada por debajo de la superficie de una cama de pulpa fluidizada profunda La superficie de la cama de pulpa y el líquido sobre ella forman una interfase bien definida

Figura 14.

Principio de operación

2.6.1 Tanque de alimentación Flocmiser La pulpa de alimentación entra en el tanque de alimentación circular de manera tangencial, promoviendo una mezcla suave de la pulpa. El tamaño del tanque de alimentación esta calculado para permitir la salida del aire de la pulpa de alimentación. El floculante diluido puede ser inyectado a la línea de alimentación o al tanque de alimentación desde tubos dispersores. La dispersión eficiente del floculante se asegura mediante la acción mezcladora de la pulpa. La alimentación se inyecta a la cama de pulpa a un ángulo controlado por el cono deflector. Las partículas sólidas quedan atrapadas en la cama mientras que un líquido transparente surge hacia la superficie, donde es removido por la canaleta de rebalse circular. El diseño Flocmiser, permite una adecuada floculación así como una distribución uniforme de la alimentación dentro del espesador. Las características más saltantes son: • Sistema "Autodilution" patentado. Permite alcanzar una densidad de sólidos en el Pozo,

de manera que maximiza la sedimentación y minimiza el uso de floculante. • Actúa como una cámara de de-aereación. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS • Puntos de inyección de floculante ajustables y mezclado de pulpa para máxima eficiencia

de floculación. • Plato de distribución. La descarga restringida disipa la energía de alimentación de la pulpa y controla la velocidad de inyección de la pulpa al seno del tanque para optimizar la distribución de la alimentación. 2.6.2 Accionamiento de la rastra El cabezal impulsor se compone de una unidad motriz hidráulica que impulsa un motor hidráulico, el cual esta acoplado directamente a una caja de engranaje planetaria de múltiples etapas que sirve de reductor final

Figura 15.

Unidad motriz hidráulica

El eje de salida de la caja de engranajes se acopla al eje impulsor mediante un anillo de soporte de rotación llamado también slewing ring (solo en algunos modelos) El accionamiento hidráulico incluye: Selección de movimiento hacia delante/neutro /reversa El transmisor de presión hidráulica suministra una señal de 4 – 20 mA (estándar) que entrega una medición de torque precisa,. El panel de control de espesador monitorea la señal de 4 – 20 mA de torque e inicia la alarma/alzamiento/bajada automáticos. La válvula de alivio de lata presión actúa como respaldo para la protección eléctrica mencionada y elimina la posibilidad de sobrecargar el mecanismo  





2.6.3 Mecanismo reductor Outokumpu fue pionero en el uso de Cajas de Engranajes Planetarias en los espesadores. Este diseño ha resultado en un bajo requerimiento de potencia y bajo mantenimiento. El mando hidráulico de las rastras se ha convertido hoy en día, en el estándar. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Todos los espesadores Supaflo® diseñados para aplicaciones Heavy Duty, emplean mandos hidráulicos con leva de rastras automática. Este provee una serie de protecciones a todo el sistema así como mayor flexibilidad en la operaciones.La leva automática de rastras es parte estándar de este diseño. Este efecto automático responde a situaciones de alto torque, protegiendo a todo el mecanismo de potenciales daños mecánicos Ventajas del uso de la caja de engranaje planetaria Menor desgaste mecánico Aceite Rotación Ambos sentidos de rotación Monitoreo de torque Sensor electrónico •

•

•

•

•

•

2.6.4 Rastras El espesador está provisto de cuatro brazos rastras provistos de paletas distribuidas de forma tal que barren el fondo entero del espesador.

Figura 16.

Rastras del espesador

Las rastras empujan las partículas sólidas hacia el centro pero también ayudan a mantener la cama móvil y compactan las partículas sólidas en la cama. Las rastras están soportadas por un eje conectado con el anillo de rotación. Se utilizan dos (02) brazos largos o rastrillos con 10 paletas cada uno y dos (02) brazos cortos o rastrillos con 3 paletas cada uno Nota: La dirección de rotación normal de la rastra es en el sentido del movimiento de los punteros del reloj cuando se mira desde arriba


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Rastras se caracterizan por: •

•

•

•

Diseño patentado ‘Low Drag’, de bajo perfil.

Efecto de Flotabilidad Tubo triangular sellado e interior hueco. La fuerza ascendente reduce los esfuerzos de rodamientos de la caja de engranajes

2.6.5 Medición del torque La presión hidráulica está indicada en el panel de control local. La señal es generada por un transductor/transmisor de presión montado en la unidad motriz hidráulica. La presión es directamente proporcional al torque de rastra. 2.7

Estrategia de control.

En las siguientes secciones se presentan las estrategias de control para el espesamiento de concentrado: 2.7.1 Alimentación a espesador El cajón distribuidor de concentrado tiene tres secciones; una sección recibe el concentrado desde canaleta de concentrado final y dos secciones de descarga hacia los espesadores. 2.7.2 Control del Espesador Concentrado Los espesadores deben mantener una cierta carga en su interior “inventario” (sólidos), por lo que será necesario monitorear esta variable a través de mediciones indirectas como son torque de rastra, altura de rastras, corriente de motor, altura de nivel de cama y deberá tenerse en líneas las indicaciones de estas mediciones. En los espesadores se mide el torque y la posición de la rastra con los instrumentos transmisor de torque y transmisor de posición, respectivamente para el espesador ESP-001. En el espesador ESP-002 se efectúan las mismas mediciones con los mismos instrumentos. Para ambos espesadores con las mediciones entregadas por los instrumentos mencionados, permitirá contar con alarmas, por torque alto ((50% del máximo torque operacional) y alto-alto, de tal forma que la rastra se levante dependiendo del porcentaje de torque medido, de forma automática. En caso que siga aumentando el torque, continuará subiendo la rastra del espesador con problemas de reología para proteger el sistema y aumentar la velocidad de las bombas de descarga de los espesadores. Cuando se llega al valor límite de torque, entonces se detiene la rastra, para evitar el daño de ésta. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En las líneas de descarga de espesador deben existir válvulas para conexión de mangueras para limpieza de las líneas. 2.7.3 Descarga del espesador. En la descarga del espesador se proyectan dos circuitos independientes de recirculación y/o Impulsión a filtrado, dependiendo del valor del porcentaje de sólido en el “underflow”. El valor que activa uno u otro circuito debe ser dado por la operación y configurarse en el sistema de control. La instrumentación que debe existir en la descarga es la siguiente: A) Medición de flujo y densidad. Se medirán densidad (porcentaje de sólido) y flujo en la descarga de espesador, y el SCC controlará el variador de frecuencia de las bombas del under del espesador. Si el porcentaje de sólido es bajo, la velocidad de las bombas bajará a su valor mínimo, permitiendo que se produzca la recirculación de concentrado (manteniendo un flujo mínimo para sensar densidad). Si el densímetro detecta un aumento en la densidad (porcentaje de sólido), se detiene la recirculación y se envía concentrado hacia el estanque de alimentación a filtros de concentrado. El set point de densidad (porcentaje de sólido) lo establece la Operación, desde la sala de control. Para no llegar a valores críticos en torque, se medirá en forma continua la densidad de under de espesador y parámetros indirectos mencionados anteriormente y operacionalmente se deben analizar estos datos para evitar esta situación. Junto con lo anterior permitirá alarmar por baja densidad al operador para que ajuste la densidad B) Válvulas de salida de las bombas de descarga de los espesadores y que permiten la impulsión hacia la recirculación o la filtración. Si el porcentaje de sólido en la descarga de los espesadores alcanza el nivel bajo-bajo (58%), el sistema automáticamente deberá cerrar las válvulas de alimentación a la planta de filtro habilitando el sistema de recirculación. Overflow del Espesador El rebose de los espesadores de concentrado se puede enviar a los siguientes puntos: Cajón de rebose para recirculación a espesadores. Piscina de decantación de rebose El desvío de los reboses puede realizarse mediante válvulas que deben ser operadas en terreno.   


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Estanque de Rebose para recirculación. La instrumentación del cajón que recibe el rebose de los espesadores de concentrado consiste en medición de nivel, cuya señal se utiliza para monitorear y configurar el nivel bajo para protección de las bombas 001/002. La instrumentación de bombas consiste en un manómetro en cada descarga y válvulas en la descarga y succión de cada bomba. La piscina de decantación tiene un medidor de nivel de tipo ultrasónico cuya señal se utiliza para monitoreo de la piscina y enclavamiento de una bomba vertical que envía el agua recuperada hacia el pozo del sistema de impulsión de agua recuperada. Control de sólidos en over: Como estrategia de control de las aguas de rebalse de los espesadores de concentrado, se buscará mantener el contenido de sólidos en las aguas en valores inferiores a 50 ppm, para lo cual existe la alternativa de decantar sólidos con la dosificación de floculante con bombas desde planta de floculante y la alternativa de cambiar a la configuración de espesador-clarificador. 3. FILTRADO DE CONCENTRADOS 3.1

Introducción

La filtración es la separación de las partículas sólidas de un fluido, haciendo pasar el fluido por un medio filtrante en el que se acumulan y retienen los sólidos en forma de torta o queque de filtración. La capacidad del equipo de filtración está determinada por el área de tela filtrante necesaria para procesar una determinada cantidad de producto filtrado. La filtración es, esencialmente, una operación mecánica como se muestra en la Figura N° 15, donde se aprecia el medio filtrante, el soporte, la capa de sólidos o queque, la suspensión y el filtrado.

Figura 17.

Esquema de del proceso de filtración


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Desde el punto de vista de la mecánica de fluidos es un sistema en el que por medio de una diferencia de presión aplicada entre la entrada de la suspensión y la salida del filtrado, se obliga al líquido a circular a través del aparato. Durante la filtración, los sólidos de la suspensión permanecen sobre el filtro y forman un lecho de partículas a través del cual tiene que fluir el filtrado. Este líquido pasa a través de tres clases de resistencias en serie; las cuales juntas forman la caída total de presión:   

La resistencia del filtrado desde que sale del medio filtrante. La resistencia del propio queque. La resistencia asociada al medio filtrante.

En un sistema bien diseñado, la caída de presión en la entrada y salida del sistema, es despreciable si se le compara con las otras caídas de presión y podrían omitirse. La resistencia del medio filtrante o tela al filtrado, es más alta cuando se tiene una tela usada, que cuando se trata de una tela limpia; esto se debe a que los sólidos se depositan en los agujeros de las telas e incrementan la resistencia al pase del filtrado. Finalmente, la resistencia que ofrece los sólidos depositados sobre la tela es la “resistencia del cake” esta resistencia es cero al inicio de la

filtración pero conforme ya tomando lugar la deposición de partículas e incrementa el depósito de sólidos sobre la tela, esta resistencia aumenta; llegando a ser la predominante y más significativa. La filtración es un Proceso en el cual una mezcla de sólido y líquido (pulpa) es forzada a pasar a través de un medio filtrante semipermeable que permite retener los sólidos y deja pasar el líquido. 3.2

Gradientes de fuerzas - - - -

Gravitacional Centrífuga Vacío Presión

Figura 18.

Gradientes de fuerzas de filtración


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Características del filtrado a presión 

-









  

Gran fuerza de separación presión de bombeo de pulpa prensado mecánico secado por flujo de aire Flexibilidad ajuste a voluntad de las combinaciones indicadas arriba opción de incorporar un eficiente lavado de torta Torta lo más seca posible acción de alta presión y secado final con aire Líquido filtrado limpio empleando una tela de tejido apretado Desplazamiento del lavado con un consumo mínimo de líquido de lavado Altas producción/recuperación Calidad mejorada del producto final y consistencia Mínimo costo por tonelada

3.4 Proceso de Filtración El proceso de filtración, consiste en formar un queque soportado por un medio filtrante eliminando el líquido contenido en la pulpa. Cuando todo el líquido de la suspensión ha pasado por el queque y los poros de éste están llenos de líquido, entonces el queque se ha saturado y ha terminado la formación de éste. Para eliminar más líquido, se sopla aire a través del queque, el que desplaza al líquido disminuyendo su humedad. La fuerza impulsora de la filtración, es un gradiente de presión el cual puede ser la presión hidrostática del líquido a filtrar o un gradiente de presión exterior impuesto por una bomba. Las variables más importantes en la filtración son la porosidad y la permeabilidad del queque, esto es la facilidad con que escurre el agua a través de él. La filtración puede ser ayudada o dificultada por la sedimentación.

Figura 19.

Filtrado


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En general la suspensión a filtrar se impulsa hacia un recipiente y se hace pasar a través de un medio poroso denominado medio filtrante. Si el filtro es horizontal, la sedimentación de las partículas ayudarán a la filtración, en cambio si el filtro es vertical, las partículas sedimentarán en la dirección perpendicular a la dirección de la filtración. Se pueden distinguir tres clases de filtración: Filtración con formación de queque Filtración sin formación de queque Filtración profunda   

Para el caso de los filtros horizontales, estos trabajan bajo el sistema de filtrado con formación de queque. Este tipo de filtración, se caracteriza porque el sólido es retenido en la superficie del medio filtrante como una capa denominada queque. Esto se produce naturalmente cuando los poros del medio filtrante tienen un tamaño menor que las partículas. Cuando este no es el caso, es necesario cubrir el medio filtrante con una delgada capa de material fibroso, denominado ayuda de filtración , que bloquea el paso de las partículas a través del medio filtrante. En este tipo de filtración, el flujo de suspensión es perpendicular a la superficie del medio filtrante.

líquido

sólido

Figura 20.

Presión ejercida en los diferentes tipos de filtros

La filtración con formación de queque, se utiliza para las suspensiones que poseen más de un 10% de sólidos en volumen y es, sin duda, el proceso de filtración más importante en la industria minera.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.5 Métodos de Filtración. Filtración a presión constante, la velocidad de flujo es máximo al comienzo de la filtración y disminuye continuamente hasta el final. Filtración a velocidad constante, consiste en mantener constante la velocidad de flujo, aumentando progresivamente la presión de entrada. Método mixto, empleando velocidades constantes hasta que la presión alcance el máximo y luego continuar la operación a presión constante. Este método reduce las pérdidas de sólidos a través del medio filtrante cuando la resistencia es baja y evita que los sólidos se incrusten en el medio. 3.5.1 Filtración a presión constante: Mantiene un presión constante, de manera de que el régimen de flujo disminuye lentamente desde un máximo al inicio del ciclo. Puede considerarse que la mayoría de los filtros continuos trabajan con base en este principio, utilizando un vacio para compensar la diferencia de presión. (algo de presión adicional puede provenir de la carga hidráulica del sistema. PRESIÓN

Queque (sólidos)

Cámara del filtro

Filtrado (agua)

Figura 21.

Operación de filtración

3.5.2 Filtración a régimen constante: Requiere de un incremento gradual de la presión a medida que se engruesa la torta y aumenta la resistencia al flujo Un procedimiento común consiste en utilizar un régimen de flujo constante hasta que la presión aumente a un cierto nivel, y efectuar la filtración a presión constante durante el resto del tiempo. Este ciclo puede lograrse convenientemente utilizando bombeo centrífugo y tiene la ventaja deformar una torta inicial de estructura mas bien suelta, la cual minimiza la cantidad de sólidos que se forza dentro y a través del medio.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.6 Medios de Filtración. La selección del medio filtrante, frecuentemente, es la consideración más importante de la operación eficientemente de un filtro. Su función generalmente es servir como soporte para el cake filtrado, mientras las capas iniciales de cake proveen el verdadero filtro. El medio filtrante de cualquier filtro debe cumplir los siguientes requisitos: 1. Retener los sólidos que han de filtrarse, dando un filtrado suficientemente claro. 2. No debe obstruirse o cerrarse. 3. Ser resistente a la corrosión y tener la suficiente consistencia para soportar las condiciones del proceso. 4. Ofrecer la menor resistencia al flujo del filtrado. 5. Permitir la descarga limpia y eficiente de la torta formada. 6. No tener un alto costo. En la filtración, en procesamiento de minerales, el medio filtrante común es lona, principalmente por su bajo costo inicial, su buena resistencia mecánica y su disponibilidad en una amplia variedad de tejidos; pudiendo usarse para filtrar sólidos tan finos como 20 micrones. Existen otros tipos diferentes de tejidos; por ejemplo. Los líquidos corrosivos requieren el uso de otros medios filtrantes tales como, tela metálica de acero inoxidable, fibra de vidrio, nylon, polipropileno etc. En una tela de un tamaño de malla dado, esta luz no es la que constituye el verdadero filtro, si no las primeras capas de sólidos depositados; por eso al inicio el agua filtrada pasa algo turbio y después de algunos segundos recién se obtiene un filtrado claro. 3.7 Clasificación de los equipos industriales de filtración Una manera de clasificar las operaciones de filtración es atendiendo a la fuerza impulsora que provoca la misma (forma de obtener la diferencia de presión necesaria), según se observa en la tabla N°3.

LA PRESION DE FILTRACION LA DETERMINA,

TIPO DE FILTRO

La carga hidrostática del propio filtro Depresión producida por una succión practicada por la parte opuesta del material filtrante. Presión adicional obtenida mediante bomba. La fuerza centrífuga.

Filtro de gravedad Filtro de vacío Filtro de presión. Centrífugas.

Tabla 3. Clasificación de la operación de filtración


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Los equipos de filtración pueden ser continuos y discontinuos, los primeros tienen gran capacidad; sin embargo, si es preciso utilizar altas presiones se requieren sistemas discontinuos. Los factores más importantes al seleccionar un filtro son: • • •

La resistencia específica de la torta filtrante. La producción. La concentración de sólidos.

Como norma general. Si el filtrado no requiere condiciones extremas se recomiendan filtros rotativos a vacío que ofrecen una gran capacidad con relación a su tamaño y no necesitan mucha atención manual. Si la resistencia específica de la torta es elevada, en cuyo caso se necesitaría un filtro a presión; y sobre todo cuando el contenido en sólidos no es muy elevado. Si se precisa un lavado eficaz se utilizará un filtro a presión de hojas Si la concentración de sólidos es muy reducida se empleará un filtro de gravedad. 3.8

Descripción del circuito de filtrado de concentrado

El sistema de filtración realiza el proceso de separación de las partículas sólidas de un fluido de pulpa de concentrado de mineral proveniente del sistema de espesamiento con una densidad de1300 a 2100 gr/lt (30 a 70% sólidos), hasta lograr un concentrado seco con una humedad < al 10%. La filtración se realiza haciendo pasar el fluido por un medio filtrante (tela de filtración) en el que se acumulan y retienen los sólidos en forma de torta o queque de filtración. La capacidad del equipo de filtración filtro de placas horizontal está determinada por el área de la tela filtrante, por la capacidad de la cámara de la placa de recepcionar pulpa a filtrar y del número de placas del filtro. El queque de filtración o concentrado seco sale con una humedad < al 10% como producto final del proceso de planta concentradora. Usa como flujos auxiliares energía eléctrica, agua fresca, aire comprimido, lubricantes. Se desecha material partículado y ruido. El circuito de filtrado de concentrado consta de:          

Tanque de concentrado. Agitador del tanque. Bombas de alimentación a filtros. Filtros de presión placas horizontales. Tanque y bombas de agua presurizada de agua fresca al filtro. Fajas transportadoras de concentrado. Tanque y bombas de retorno de agua presurizada. Grúa puente. Almacén de concentrados. Control de pantalla DCS.

La descripción de su funcionamiento lo podemos resumir desde cuando la pulpa de concentrado es recepcionada en el tanque de almacenamiento de concentrado, desde la descarga del espesador por medio de las bombas. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS La pulpa de concentrado espesada, contenida en el estanque de alimentación de filtros de concentrado es alimentando mediante un arreglo de dos bombas y una en stand by a cada filtro (001/002) independientemente; estos filtros tienen una capacidad diseño total para procesar 113 t/h de concentrado. En la etapa de filtrado, el concentrado bombeado a las cámaras del filtro es secado a través de una tela filtrante, recolectando el agua contenida en el concentrado con presión de aire y secado del concentrado posteriormente. El “queque” se forma presiona ndo mediante el inflado de los diafragmas con presión de aire prensado (12 bar), produciéndose la salida del agua a través de la tela. El secado del “queque” se logra mediante la inyección de aire de secado (10 bar). El

queque se descarga mediante la apertura de la unidad del filtro y el movimiento de la tela hacia adelante, produciendo la descarga del queque sobre las correas respectivas 001/002. Descargado el queque, se procede al lavado de la tela mediante chorros de agua de lavado de tela contenida en el estanque de lavado de tela e impulsada por 3 bombas 004/006, 005 en (stand by). Como etapa intermedia se encuentra la limpieza del manifold con agua contenida en el estanque de lavado de manifold impulsada por tres bombas de lavado de Manifold 007/009, ( 008 en stand by) a 60l/s @ 7bar. El concentrado filtrado será descargado a través de chutes a las fajas transportadoras de descarga respectivamente, las cuales mediante los chutes de descarga descargan sobre otra faja transportadora que llevará el concentrado seco sobre una pila de almacenamiento.

Figura 22.

Diagrama de flujo de filtración de concentrado


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.9 Principales equipos del circuito de filtrado de concentrado La Filtración en equipos tradicionales, tales como filtros rotatorios y filtros de banda, están siendo menos aceptables en la industria minera y a menudo son considerados inadecuados debido a su alto contenido de humedad, obligando hacer uso de secadores antes de obtener un producto final. Es así como los filtros de presión son considerados de una tecnología largamente reconocida como un método confiable y eficiente para lograr más bajas humedades y mejores rendimientos demostrando ser una solución eficaz para este problema. Los filtros a presión son equipos inherentes discontinuos. Al igual que los filtros rotatorios trabajan en ciclos, pero al contrario de estos deben detenerse para cargar la suspensión y para descargar el queque seco. En la filtración podemos identificar tres tipos de equipos: a) Filtros prensa de placas verticales, b) Filtros prensa de placas horizontales, y c) Filtros prensa de disco.

3.9.1 Filtro prensa de placas verticales En los filtros de presión de placas verticales la separación toma lugar en cámaras formadas entre las superficies de drenaje de placas filtrantes moldeadas que se mantienen unidas entre sí. Estas placas poseen orificios para la alimentación de pulpa y el drenaje líquido filtrado, las placas están fijas entre sí mediante una presión hidráulica, están montadas verticalmente sobre y entre dos barras laterales o suspendidas de vigas. Estas barras o vigas están conectadas en un extremo a un cabezal fijo o alimentador, mientras que por el otro extremo están conectadas a un cabezal de cierre. Las placas se comprimen entre sí mediante un arreglo de cierre de un pistón hidráulico en cuyo extremo se encuentra el cabezal móvil que empuja ordenadamente las placas contra el cabezal fijo, formando así una sola unidad filtrante compuesta por el grupo de placas de filtración. Partes del filtro prensa vertical. El filtro de prensa se compone básicamente de una base para el cabezal y un bastidor en el extremo, unidos mediante dos vigas laterales que sostienen el cabezal móvil (componente que ejerce la presión) y las placas del filtro, que van fijadas entre los cabezales móvil y fijo. La siguiente imagen muestra las partes principales del filtro de concentrado de cobre.


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Componente

Cabezal fijo Sistema de lavado de telas Barras rociadoras para lavado de la tela Rieles laterales superiores de soporte de la tela filtrante Sistema de control Celdas de carga Cabezal móvil Canal de descarga de la torta del filtro Cilindros hidráulicos paralelos Unidad hidráulica

3.10

Nro.

01 02 03 04 05 06 07 08 09 10

Principio de Operación

3.10.1 Proceso de filtración: El proceso cíclico de la filtración por presión en los filtros de las placas verticales consta de las siguientes fases. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cerrado. Las placas son comprimidas a alta presión mediante un pistón hidráulico para evitar fuga de material por entre las placas y sellar las cámaras filtrantes. Alimentación. La alimentación de la pulpa se realiza por el ojal alimentador, o núcleo del cabezal fijo, donde la pulpa de concentrado es bombeada a lo largo de toda la longitud del filtro hasta llenar las cámaras de filtración. Como la pulpa fluye bajo presión, las partículas sólidas comienzan a distribuirse entre ambas caras de las telas filtrantes formando una capa inicial de torta de filtro o pre-revestimiento. Esta capa de pre-revestimiento se transforma en el medio real de filtración y, a medida que la filtración continua, el espesor de esta aumenta gradualmente hasta que los queques de ambos lados del filtro se tocan o se unen. El bombeo continúa obteniendo una comprensión del queque formado, el que se detiene una vez que el flujo del líquido es prácticamente nulo. Es en este punto en que la bomba alimentadora se detiene.


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Limpieza.- La limpieza del residuo de pulpa que queda retenido en el interior del núcleo se realiza mediante agua a presión en contracorriente. El agua que queda retenida en el núcleo se elimina con aire comprimido. Esta etapa dura alrededor de 45 segundos. Soplado.- Aire a alta presión es introducido a las cámaras lo que genera un desplazamiento de humedad retenida en los poros del queque.

Descarga.- Una vez terminadas las etapas de filtración y comprensión, se abren las compuertas de la tolva receptora del queque en la parte inferior del filtro. Las placas del filtro se separan por retracción del pistón al accionar de un cilindro hidráulico. El queque cae sobre una correa trasportadora por simple gravedad.


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Lavado.- Antes de comenzar un nuevo ciclo, las compuertas de la tolva receptora del queque, son automáticamente cerradas para realizar el lavado de telas con agua y así eliminar las partículas del concentrado adheridas y mantener limpias las superficies de las placas y telas. Así se evita la probable colmatación o taponamiento de los poros de las telas y se reduce el desgaste por abrasión.

Secuencia de Operación Las placas de filtro individuales están suspendidas en las barras laterales de la armazón del filtro. El proceso de filtrado se ejecuta dentro de (placa de cabeza) forma el extremo opuesto del filtro de presión y contiene las tuberías de alimentación y de descarga. La cabeza seguidora (cabeza móvil) va montada sobre las barras laterales y están conectadas con el émbolo del cilindro hidráulico, A medida que la cabeza seguidora es movida hacia la cabeza estacionaria, empuja las placas con las barras laterales para formar la pila (todas las placas se mantienen juntas) para el paso de filtración. Una bomba hidráulica operada manualmente suministra energía hidráulica al cilindro de doble acción. Después de que el filtro de presión es cerrado mediante el cilindro hidráulico, se bombea primero pulpa de pre-recubrimiento hacia la prensa. El pre-recubrimiento se mantiene el tiempo necesario como para que se deposite suficiente tierra diatomácea sobre las telas para obtener un filtrado claro. Luego, sin liberar la presión (para evitar que el pre -recubrimiento se caiga), la pulpa de alimentación es bombeada hacia el centro del filtro de presión. Luego se detiene la bomba de pre-recubrimiento. Inicialmente, la alimentación llena la cámara entre cada placa que está cubierta con una tela filtrante. Una vez que la cámara está llena con pulpa, comienza el proceso de filtración. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS A medida que la pulpa es bombeada bajo presión hacia dentro de la cámara, el líquido pasa a través de la tela filtrante, dejando los sólidos adheridos a la tela filtrante. Las cuatro esquinas de cada placa contienen un orificio circular, los cuales, cuando el filtro está cerrado, forman cuatro pasajes a través de todas las placas de filtro para sacar el filtrado. El filtrado llega a los pasajes de las esquinas mediante ranuras y orificios en las placas.

Detalle del orificio de descarga

Una empaquetadura de anillo o alrededor de los orificios de las esquinas en cada placa sella los pasajes. La presión del cilindro hidráulico, aplicada durante el proceso de filtración, comprime la tela filtrante y las empaquetaduras de las esquinas para evitar que las placas filtren demasiado. Cuatro pernos alrededor del orificio central a cada lado de la placa calzan con los cuatro pernos de la placa adjunta para mejorar la rigidez y firmeza del conjunto de la placa durante la compresión y filtrado. Cuando todas las cámaras de presión están llenas de sólidos, las válvulas de admisión están cerradas y la torta de filtro es pasada con aire para obtener un mejor secado. Se libera presión en la unidad hidráulica y las placas se retraen. Luego, el mecanismo desplazador de placa Air-trac, desplaza automáticamente cada placa una a una hacia la cabeza móvil (también se puede realizar el desplazamiento en forma manual). El mecanismo desplazador de placas accionado hidráulicamente engancha cada placa, la retrae hacia la cabeza móvil, se invierte y vuelve a enganchar la placa siguiente y regresa con la siguiente placa. El procedimiento continúa hasta que todas las placas han sido desplazadas hacia arriba contra la cabeza móvil. La torta de filtro gotea en la bandeja o es retirado manualmente de cada superficie de tela filtrante usando un raspador de torta (un dispositivo plástico similar a una espátula o en todo caso está) y cae en la bandeja ubicada debajo del filtro. Después de que todas las cámaras han sido vaciadas, el filtro de presión está listo para cerrarse y seguir con el siguiente ciclo de filtrado.


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Figura 23.

Detalle de los componentes de la cámara de filtrado.

Figura 24.

Pantalla del DCS


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.10.2 Filtros al vacío. Hay cuatro tipos de filtros a vacío: El filtro de tambor, filtro de discos, el filtro de bandeja y el filtro de banda horizontal. Mientras los tres primeros son capaces de producir queques con humedades de hasta 12 a 18%, el filtro de bandas logra llegar a humedades menores, del orden de 8 a 10%. Filtro de discos. El filtro de discos consiste en un eje central que soporta un número determinado de discos, cada uno de los cuales está conectado a un equipo de vacío. Los discos tienen su parte inferior sumergida en la suspensión, de manera similar al caso del filtro de tambor. Cada disco está cubierto de una tela filtrante y, al igual que en el filtro de tambor, trabaja en ciclos de filtrado – secado – lavado – secado, y descarga a medida que el sistema de discos va girando. En los filtros de discos el lavado es más fácil de realizar. La ventaja de este equipo en comparación con el filtro de tambor, es su gran superficie por unidad de área de piso ocupada, ya que cada disco permite filtrar por ambas caras y se puede acomodar un número bastante grande de discos en un solo equipo. Otra ventaja es la forma modular por sectores en que están construidos los discos, lo que permite mayor facilidad y flexibilidad en el cambio de telas.

Figura 25.

Filtros de discos al vacío

Una variante de estos filtros de discos, son los filtros cerámicos. Los filtros cerámicos en apariencia y funcionamiento son muy similares a los filtros de discos convencionales. La diferencia estriba en que los sectores que componen los discos son placas de un material cerámico micro-poroso como elemento filtrante, basado en oxido de aluminio.


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3.10.3 Filtros discontinuos a presión Filtro de placas Horizontales El filtro de concentrado es un equipo utilizado para filtrar la pulpa de concentrado espesada proveniente de la descarga de los espesadores de concentrado. El filtrado se realiza con 2 filtros a presión. Cada cámara posee un medio filtrante el cual permite retener el concentrado contenido en la pulpa y recuperar el líquido mediante la aplicación de presión producida por prensado del queque, para luego secar el queque mediante aire, con el fin de obtener la minina humedad posible en el queque El filtro LAROX PF es un filtro a presión de operación automática para la eficaz separación de sólidos/líquidos. Las etapas principales de operación del filtro PF incluyen: filtrado, comprensión de diafragma y secado por aire comprimido. En el filtro Larox PF, las placas filtrantes están dispuestas en forma horizontal entre dos placas de compresión: la superior y la inferior. El grupo de placas permanece cerrado durante el filtrado. Las tortas sólidas y secas que se forman durante el proceso de filtrado se descargan al abrir el grupo de placas. El grupo de placas se abre y cierra mediante cilindros hidráulicos. El constante zig-zag de la tela entre las placas filtrantes permite la formación de torta de filtro a cada lado de la tela. A medida que el filtrado pasa a través de la tela, éste absorbe y extrae las Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS partículas de materia sólida que quedaron en la tela como resultado de ciclos de filtrado previos. La tela transporta la torta, separándola del filtro, al mismo tiempo que se lava en ambos lados mediante rociadores de agua de alta presión. El dispositivo transportador de la tela está accionado mediante un motor hidráulico, que impulsa el rodillo propulsor de la tela. La tensión de la tela de filtro se mantiene en un nivel constante mediante un dispositivo tensor, que opera durante la apertura y cierre de las placas. La pulpa entra a las cámaras de filtro a través de un tubo distribuidor situado en el lado de alimentación. Por allí también entra el líquido de lavado y el aire de secado. El tubo de distribución se vacía a través de la válvula de drenaje. El aire de alta presión se introduce por detrás del diafragma de goma. El diafragma presiona la torta contra la superficie de la tela, de modo que el líquido filtrado es presionado para salir de la torta y a través de la tela. La operación del filtro está automáticamente controlada a través de una unidad de control que incorpora lógica programable, interfaz de operador, interruptores, botones y visualizaciones gráficas, a fin de facilitar ajustes y permitir la observación del ciclo. Los actuadores de válvulas son de accionamiento automático y operación hidráulica.

Figura 26.

Filtro de concentrado PF Serie M60


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.10.4 Etapas de Filtrado



Filtración, cuando el paquete de placas del filtro se haya cerrado, la pulpa se alimenta a todas las cámaras del filtro simultáneamente. Los sólidos (torta) comienzan a formarse a medida que el filtrado es desplazado por más alimentación que ingresa en la cámara. A medida que se crean los sólidos, la presión de la bomba aumenta, y el filtrado es forzado a pasar a través de la tela hasta que se alcanza el grosor requerido de los sólidos. (Ver Figura 27)

Figura 27.



Prensado, el aire presurizado infla los diafragmas de goma situados en la parte superior de cada cámara. El diafragma presiona los sólidos (torta) contra la superficie de la tela y los estruja para eliminar más filtrado a través de la tela. (Ver Figura 28)

Figura 28. 

1 Filtración

Prensado

Secado por aire, el aire comprimido se sopla a través de los sólidos (torta) para la deshidratación final. En otras palabras, el aire entra a través de la tubería de distribución y, de este modo, llena la cámara del filtro, eleva el diafragma y fuerza a que el aire presurizado que se encuentra por encima del diafragma salga del filtro. El flujo de aire a través de los sólidos (torta) reduce su contenido de humedad al máximo y, al mismo tiempo, vacía la cámara de filtrado. (Ver Figura N° 29)

Figura 29.

Secado por aire


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Descarga del queque, cuando se ha completado el proceso de secado por aire, el paquete de placas se abre, el mecanismo de movimiento de la tela arranca y los sólidos deshidratados se transportan fuera de cada cámara en la tela del filtro en movimiento. Los sólidos en la tela se descargan desde ambos lados del filtro. (Ver Figura N° 29 y Figura N° 30)

Figura 30.

Descarga del queque.

Figura 31.

Descarga del queque


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 3.10.5 Partes del Filtro.



Paquete de placas, l a placa del filtro consta de tres piezas principales: la cámara de

filtrado, la placa de la base y el marco. Todos los canales deben estar abiertos para garantizar que ambos lados de la placas tengan igual presión durante todas las etapas de operación. De lo contrario, la placa se dobla y provoca fugas en el paquete de placas y daña la tela del filtro. 

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



Cámara de filtrado, la cámara de filtrado almacena la pulpa y saca el agua a través de los colectores adjuntos en las esquinas de la cámara. Placa inferior, la placa inferior es una parte del marco en la que se fijan todas las partes de la placa del filtro. El canal de aire presurizado se dirige a través de la placa inferior. La placa inferior y el diafragma forman la cámara de aire presurizado. Marco, el marco funciona como un elemento de fijación para el diafragma. El sello del paquete de placas se fija a la superficie inferior del marco. Los canales de alimentación que llevan a la cámara de filtración se tienden a través del marco. Rejilla, la rejilla sostiene la tela y forma una salida para el filtrado. Diafragma, el diafragma de goma actúa como un elemento de presión. El queque es prensado contra la tela del filtro y la rejilla por medio de agua presurizada. Como resultado de la presión, se quita el líquido del queque a través de la tela del filtro y se envía a la cámara de filtrado. La presión puede aumentar sobre los 16bar, pero en lo que respecta a la durabilidad del diafragma, es mucho más recomendable comenzar con una presión de 8bar. Y cuando la presión esté aumentando, debe observarse el efecto del aumento de presión en el tiempo de prensado y la humedad residual De esta manera se puede determinar la presión más adecuada para cada proceso. En temperaturas superiores a los +60 °C un fuerte fenómeno de envejecimiento afecta a la goma. Si el filtrado que se va a filtrar supera los +60 °C, preste especial atención a la temperatura y siga las instrucciones del fabricante. Compruebe la condición de los diafragmas continuamente. En caso de que aumente el consumo de aire presurizado y que fluya hacia la cámara, incluso al final de la etapa de prensado, cambie el diafragma dañado de inmediato. Desplazamiento de la tela del filtro, por lo general, la tela del filtro acerca el paquete

de placas sin cruzar los bordes de los rodillos guía. Sin embargo, si la tela tiende a irse hacia uno de los bordes más de lo permitido, el dispositivo de desplazamiento automático de la tela la vuelve a traer a la posición central.

El desplazamiento de la tela se lleva a cabo moviendo el extremo izquierdo del rodillo de centrado en la unidad transportadora de la tela hacia arriba o hacia abajo, o moviéndolo según las señales del sensor de posición de la tela durante la operación de control Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS automático. El cilindro hidráulico del rodillo de desplazamiento cuenta con un sensor de posición del cilindro de desplazamiento de la tela. Si los dispositivos de desplazamiento de la tela no pueden mantener la tela en la posición central y esta se desvía demasiado hacia un lado y activa los interruptores de límite por demasiado tiempo (5 segundos de demora), se activará una alarma. (Ver Figura N° 32)

Figura 32.





Desplazamiento de la tela en el filtro.

Sello, el sello se fija al marco a uno de los lados de la cámara para evitar fugas de alimentación. No hay ningún sello debajo de la tela, sino que la tela y la superficie de plástico se encuentran una frente a la otra. Si alguna contrapresión forma un espacio debajo de la tela, el filtrado comienza a fugarse del paquete de placas. Colector de filtrado, los colectores de filtrado forman canales a través de los que se descarga el filtrado del paquete de placas en la posición “paquete cerrado”. Observe la

alineación de los colectores. Quitar los colectores podría ocasionar fugas en la tubería. Corrija su posición. 

Tuberías de proceso, el filtro incluye dos tuberías, que están directamente en contacto con los procesos de filtración: la tubería de alimentación y la tubería de filtrado.


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

Tubería de filtrado, el propósito de la tubería de filtrado es quitar el filtrado o el líquido de lavado (filtros con lavado del queque) que penetran en el queque. Tubería de alimentación, la pulpa así como también el aire de secado son conducidos a través de la tubería de alimentación hacia las cámaras del filtro. Además, en los filtros con una opción de lavado del queque se utiliza la misma ruta para el líquido de lavado. Todas estas diferentes operaciones pueden lograrse con las válvulas de pinzamiento. El filtrado se bombea a través del extremo inferior; el aire de secado y el posible líquido de lavado se bombean a través del extremo superior de la tubería de alimentación.

3.10.6 Tamaño del Filtro y designación Cada filtro Larox está designado mediante un grupo de números y letras para identificar específicamente la unidad. (Ver Fig N° 33 )

Figura 33.

Principio general de marcado para filtros.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 4. Variables que se controlan en el área de Espesamiento Espesamiento y Filtrado. 4.1

Área de Espesamiento



Granulometría de alimentación al Espesador. Espesador.

Partículas gruesas generarían problemas de sedimentaciones bruscas con riesgo de daño en el mecanismo de las rastras y desgaste por abrasión. Un exceso de partículas finas en la pulpa de alimentación puede originar que se pierdan por el O/F del espesador.



Porcentaje de sólidos.

Si se incrementa el porcentaje de sólidos en la descarga:  Aumenta el torque en la rastra.  Incremento de la velocidad de la bomba de descarga, ocasionando una disminución del tiempo de residencia de la pulpa alimentada al espesador.  Si se presenta una densidad baja, el flujo de descarga disminuye, aumentando la concentración de la zona de sedimentación del espesador, generando la recirculación de pulpa, hasta que esta alcance el % se sólidos establecido. 

Adición de Floculante.

Una baja dosificación de floculante resulta en un aumento del tiempo de residencia, disminución de la eficiencia del equipo, disminución del flujo de descarga incrementando costos operativos del proceso de espesamiento, así mismo los finos pueden evacuarse junto al rebose. Una dosificación alta, puede generar la detención del mecanismo mecanismo de giro por torque alto, las características reológicas de la pulpa se puede ver afectada negativamente. Incremento de costos operativos por exceso consumo de floculante.

4.2

Área de Filtrado.



Espesor de la torta

Es un factor de gran importancia la capacidad del filtro y de él depende el ciclo de funcionamiento. La teoría de la filtración demuestra que despreciando la resistencia que ofrece la tela, el gasto medio durante la filtración es inversamente proporcional a la cantidad de torta filtrada. La capacidad más elevada de un filtro dado se da cuando el espesor de la torta es igual a cero. Él optima espesor de la torta depende de cada proceso en particular, pero se toma en cuenta que una torta delgada, no es fácil de descargar y la importancia del tiempo necesario para lavar el filtro (alto costos y tiempo, factores que en la industria son de prioridad minimizar), se selecciona entonces, un espesor de torta apreciable.


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Efecto de la viscosidad.

La viscosidad elevada de algunos líquidos (tales como aceites o soluciones muy concentradas) se puede deducir mediante la disolución del material, prefiltrado con un disolvente de baja viscosidad, a veces con una ganancia neta de la velocidad de filtración a pesar del mayor volumen de filtrado. Se puede decir que a mayor viscosidad de la torta, menor velocidad de filtración. 

Efecto de la temperatura.

La viscosidad de la mayoría de los líquidos se ve disminuida al elevarse la temperatura. Por ende, las temperaturas más elevadas de filtración ayudan en la velocidad del proceso. Sin embargo, el costo del calentamiento y en algunos casos de filtración de vacío, la presión de los filtrados establece ciertos límites para el punto hasta el cual se puede calentar el material de pre filtración. 

Efecto de la concentración de los sólidos.

Los cambios de concentración en la lechada pueden afectar a la velocidad de atascamiento del medio. En disoluciones extremas, los mismos sólidos que, cuando se depositan en lechadas más concentradas favorecían la velocidad de filtración, ahora favorecen el rápido atascamiento del medio filtrante, y por lo tanto, hacen disminuir la velocidad de filtración. 

Efecto del tamaño de las partículas.

Un pequeño tamaño de las partículas part ículas da como resultado, velocidades más bajas de filtración y un aumento en el contenido de humedad de la muestra, pero, a veces, una mayor eficiencia en el lavado. Es importante controlar el tamaño de las partículas mediante la agitación o acción violenta de la bomba. Por lo general, la sustancia sé pre acondiciona por digestión o algún tratamiento químico que da origen a la aglomeración de partículas finas dando sólidos de mayor tamaño y por lo mismo, más filtrables. En caso de suspensiones, que son prácticamente infiltrables, se induce a la aglutinación. 

Efecto del tipo de medio filtrante.

Para elegir el medio filtrante, se debe buscar él termino más conveniente entre un tejido lo más abierto posible, con el objeto de reducir su obstrucción y otro tan cerrado como sea posible, para impedir el derrame excesivo de partículas finas. Después que se halla formado sobre el medio un espesor de torta, la purga se suele detener, puesto que las partículas finas quedan atascadas en la misma torta.


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Principales problemas operativos del área de Espesamiento y Filtrado Problemas: Detención Problemas: Detención de rastras, corte de energía en espesadores Solución: Restringir Solución: Restringir carga al espesador. Levantar las rastras. Aumentar flujo de descarga de los esperadores a trasvés de las bombas de underflow, controlando el porcentaje de sólidos. Problemas: Detención de bombas de U/F de espesadores Solución: Restringir carga de espesador. Levantar las rastras. Problema: Lameo (sólidos en suspensión en aguas recuperadas) por alto contenido de arcillas. Solución: Aumentar flujo de descarga de los esperadores esperadores a través de las bombas de underflow controlando el porcentaje de sólidos. Incrementar la dosificación de floculantes. Verificar los puntos de dosificación de floculantes. Problema: Problema: Falla en el porcentaje de sólidos. Solucion: Cortar cargas. Recircular el espesador de Cu. Problemas: Falla mecánica, eléctrica o instrumental en filtros Solucion: Almacena Solucion: Almacenarr el concentrado concentrado en los tanques. tanques. Problema: Atoro Problema: Atoro de chute de de descarga de concentrado concentrado Solución: Detener el filtrado y realizar la limpieza del chute con lanzas de aire

5. Tareas Operacionales 5.1

Tareas operacionales de Espesamiento y Filtrado de concentrado de cobre

Tareas operacionales de espesamiento y filtrado de concentrado de cobre. 1. Arranque y detencion de equipos del circuito de espesamiento espesamiento de concentrado de Cu. 2. Inspección y operacion del circuito de espesamiento de concentrado de Cu y bulk. 3. Limpieza general de equipos del circuito de espesamiento de concentrado de Cu y bulk. 4. Dosificacion Dosificac ion de floculante enespesador de concentrado de cu y bulk. 5. Determinación Determinac ión de controles operativos en el circuito de espesamiento de concentrado de Cu y bulk. 6. Arranque y detencion de equipos en el circuito de filtros larox de Cu. 7. Inspección y operacion en el circuito de filtros larox de Cu. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 8. Operacion de equipos auxiliares auxiliares en el circuito de filtros larox de Cu compresoras. 9. Determinacion Determinac ion de controles operativos en el circuito de filtros filtr os larox de Cu. 10.

Limpieza general en el circuito de filtros larox de Cu.

6. CONSIDERACIONES CONSIDERACIONES DE SEGURIDAD Y MEDIO MEDIO AMBIENTE AMBIENTE 6.1

Seguridad A continuación, continuación, nombramos algunas consideraciones consideraciones importantes a tomar en cuenta sobre la seguridad en las instalaciones del área de Molienda de una planta concentradora: Es importante recordar que no se podrá ejecutar trabajos u operaciones en el área de espesamiento y filtrado de Cu, en los que no se hayan tomado todas las medidas de seguridad y de control de riesgos para proteger la integridad de los trabajadores, del equipo de trabajo e instalaciones y de terceros. Es obligatoria la capacitación y entrenamiento del personal sobre los métodos correctos de operación y sobre los procedimientos de trabajo del área. Sólo las personas debidamente entrenadas y autorizadas por su jefatura, podrán operar y/o efectuar tareas con equipos, maquinarias herramientas ú otros en el área de trabajo. Toda persona que tenga trabajadores a cargo, deberá exigir el cumplimiento de las normas de seguridad. De igual forma los trabajadores deberán cumplir sus labores de acuerdo a lo establecido en los procedimientos de trabajo y acatar las normas, instrucciones, reglamentos y recomendaciones brindadas por su jefatura. El personal que trabaje cerca o en el sector de espesadores , filtros, tanques agitadores y equipos en movimiento, debe saber como detenerlos en caso de emergencia y como usar correctamente los dispositivos de seguridad (botoneras). Cuando haya que realizar un trabajo con equipos en movimiento, éstos deberán ser detenidos y se deberá, además, bloquear los sistemas eléctricos con candado y colocar tarjetas de advertencia. No olvidemos que la reactivación inesperada de energía y la manifestación sin control de ésta, podría ocasionar lesiones hasta mortales a las personas que intervienen. Todo trabajador esta en la obligación de reportar a su jefe inmediato sobre defectos, fallas, condiciones inseguras o subestándar en los equipos o instalaciones que puedan ser causa de lesiones a las personas o daño al equipo o instalaciones. El EPP es estrictamente personal, ya que su uso colectivo puede ocasionar contagios y/o infecciones además de un deterioro prematuro. Es importante lograr un buen uso de estos para el fin que han sido diseñados. A pesar de de que los los EPP no evitan los los accidentes, accidentes, pueden pueden en la mayoría de los los casos, reducir sustancialmente el impacto de un accidente o las enfermedades profesionales que podrían ocasionar los agentes producidos dentro del entorno productivo.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El EPP debe cumplir con 2 premisas: Debe ser de uso personal e intransferible. intransferi ble. Debe estar destinado a proteger la integridad física de la persona que lo usa. EPP





SÍMBOLO

DESCRIPCIÓN

Casco de seguridad.


Guantes de cuero.











Protegen los oidos contra el ruido excesi vo. Es obligatorio cuando el ruido supera los 85 decibeles. A partir de 100 decibeles se debe utilizar doble protección auditiva mientras se implementa las medidas de control necesarias

Cada persona que interviene un equipo, sistema o instalación, debe asegurar el aislamiento de la energía presente mediante un sistema de bloqueo, de tal forma que el equipo o instalación que se está interviniendo, no pueda funcionar ni contener ninguna fuente de energía principal o residual, hasta que se retire el dispositivo de bloqueo de la energía. Cada persona es responsable de bloquear en forma individual y personal, asegurándose que el sistema bloqueado es efectivamente el que va a intervenir.


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





6.2

Se debe verificar que la fuente de energía efectivamente está aislada, efectuando una prueba de accionamiento del sistema y o equipo (energía cero) o medición de la fuente (potencial cero). Las fuentes de energía consideradas entre otras, son las siguientes: Eléctrica, mecánica, neumática, hidráulica, química, térmica, nuclear, cinética y potencial. Para un proceso de bloqueo simple se siguen los siguientes pasos: o Identificar las fuentes de energía. o Obtener el permiso de bloqueo. o Aislar las fuentes de energía. o Comprobar que la fuente de energía ha sido aislada. o Eliminar energías acumuladas. o Bloquear el dispositivo de aislamiento. o Colocación de tarjetas y candados. Conocer los procedimientos e instructivos de aislación y bloqueo general y de los equipos que se van a intervenir por tareas de: limpieza, mantenimiento y operación. Medio Ambiente.

Es la obligación y el compromiso de las empresas mineras a prevenir la contaminación, cumplir con las regulaciones ambientales, establecer un control voluntario aplicable, mejorar continuamente el desempeño ambiental y cooperar con las comunidades vecinas, en sus operaciones, instalaciones y hasta incluso en los entornos fuera de la empresa en donde se desarrollen sus trabajadores, colaboradores e instituciones relacionadas a esta. 6.2.1 Aspectos ambientales. Son los elementos de las actividades, productos o servicios de una organización susceptible de interactuar con el medio ambiente. 

 

Aspecto ambiental potencial, potencial, aspecto ambiental que podría interactuar con el medio ambiente. Aspecto ambiental real, real, aspecto ambiental que interactúa con el medio ambiente. Aspecto ambiental significativo, significativo, aquel aspecto ambiental que tiene o puede tener un impacto ambiental significativo.

6.2.2 Requerimiento de reportes. Los incidentes ambientales por derrames deben ser informados al departamento ambiental de la empresa, que tomará una determinación de los procedimientos requeridos. Estos pueden ser clasificados en:  

Derrames de materiales que impactan en el terreno nativo. Derrames de hidrocarburos que impactan en el terreno nativo o en cualquier lugar dentro de la instalación.


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 

Fugas de agua fresca, agua de proceso fuera de los límites operativos permitidos de la instalación. Fugas de aguas residuales del proceso productivo. Fugas de soluciones utilizadas en los procesos productivos.

6.2.3 Control de residuos. El control de residuos consiste en la recolección, transporte, procesamiento o tratamiento, disposición y reciclaje de materiales de desecho. Lo que busca reducir los efectos perjudiciales en la salud humana, del medio ambiente y la estética del entorno, aunque actualmente se trabaja no solo para reducir los efectos perjudiciales ocasionados al medio ambiente sino para recuperar los recursos del mismo. El control de residuos tiene por objetivos: 

 

La prevención de la contaminación y el cumplimiento de normas y leyes como la ley Nº 27314, ley general de residuos sólidos y su reglamento, enmarcados principalmente en los procesos de minimización, re-uso, reciclaje y buena disposición final. El involucramiento involucrami ento de todos los trabajadores en los sistemas de manejo de de residuos. La interrelación interrelaci ón de todos los elementos de la cadena de residuos: generación, segregación, recolección, transporte, almacenamiento, tratamiento y disposición final.

Los residuos sólidos generados en la actividad serán clasificados por tipo, en las zonas de trabajo se contará con de envases debidamente rotulados para facilitar la segregación. A los residuos residuos podemos podemos clasificarlos principalmente principalmente en:  





Residuos Sólidos Inorgánicos: Aquellos Inorgánicos: Aquellos que no tienen un re-uso posterior. Residuos Reciclables: Son Reciclables: Son aquellos que se someterán a un nuevo ciclo de tratamiento total o parcial. Residuos Peligrosos: Residuos Peligrosos: Residuos con características peligrosas tanto para la salud como para el medio ambiente. Residuos Orgánicos: Es Orgánicos: Es el material de origen biológico el cual se biodegradará formando sustancias útiles.


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CAPITULO V: ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES. 1. FUNDAMENTOS DE ESPESAMIENTO Y DISPOSICIÓN DE RELAVES. 1.1

Introducción.

El sistema de eliminación de relaves para un proyecto puede representar una proporción muy importante del costo de capital, a la vez que contribuye de una forma muy significativa a los costos de explotación a largo plazo; por consiguiente durante las fases preliminares del proyecto hay que realizar varios estudios interrelacionados para evaluar las opciones prácticas con el objeto de llegar a la que suponga el menor costo a lo largo de la vida de la mina. La localización de la concentradora y su proximidad a la mina son de gran importancia, con el fin de reducir al mínimo la distancia a la que debe ser transportado el mineral. De la misma manera, la zona de embalse de los relaves debe estar lo más cercana al molino. La naturaleza de los relaves varia ampliamente, ellos son dispuestos habitualmente como pulpas con alto contenido de agua. Con la aparición de operaciones a gran escala en el mundo por explotación de menas de baja ley se han incrementado los volúmenes de los relaves producidos. La creciente preocupación que despierta la disposición de relaves se debe a diferentes factores: -

Expansión de las operaciones existentes debido a la disminución de las leyes. La necesidad de hacer uso eficiente del agua. Demandas de las comunidades ubicadas en el entorno.

1.1.1 Sedimentación La sedimentación, es la separación de partículas sólidas en suspensión de un líquido, que se produce por el “asentamiento debido a la gravedad” por una fuerza centrífuga o cualquier otra fuerza de cuerpo cuyo resultado final será siempre un fluido clarificado y una suspensión más concentrada. Los sólidos se asientan en la parte inferior del espesador dejando un nivel de agua clara en la parte superior. El agua clara es extraída por la parte superior del espesador (overflow) y los sólidos son descargados por la parte inferior del espesador (underflow). (Ver Figura N° 1). Las partículas en suspensión sedimentan en diferente forma, dependiendo de las características de las partículas, así como de su concentración.


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Figura 1. Separación solido-liquido de relaves.

En una suspensión o pulpa de minerales, pueden existir partículas muy grandes que sedimentan rápidamente en forma natural, mientras que las partículas muy finas, tienden a quedar suspendidas, sin sedimentar en forma natural. Estas partículas muy finas deben ser agrupadas entre sí para que aumenten su peso y puedan sedimentar. (Ver Figura N° 2 ) La velocidad de sedimentación de cualquier partícula sólida depende de:     

Su tamaño y peso. El pH de la suspensión o pulpa La viscosidad del medio que la suspende. La densidad relativa del medio que la suspende. Las fuerzas que interactúan entre las partículas suspendidas, ya sean atrayentes o repelentes.

Figura 2. Curva de velocidad de sedimentación


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS El comportamiento exacto de una pulpa dependerá de la granulometría de las partículas, de la relación de dilución y el grado de floculación producida. Con tamaños de partículas muy próximos tendremos velocidades de sedimentación muy similares y por consiguiente la altura de la interfase se definirá claramente, al contrario de lo que ocurre con granulometrías de partículas muy amplias. Los factores que influyen en todos los pasos de separación de sólido-líquido son: •





Tamaño de partícula: Generalmente las partículas finas tienen las velocidades más bajas de sedimentación en comparación con las partículas sólidas. Un exceso de partículas ultrafinas en la pulpa de alimentación puede originar que se pierdan por el O/F del espesador. Área del espesador: Debe proveer suficiente tiempo de retención para permitir que la sedimentación de la partícula más lenta alcance el fondo de la unidad. Tiempo de retención: Debe ser lo suficientemente razonable para permitir la separación de las partículas de sedimentación lentas, un tiempo de residencia muy largo puede resultar en una sobrecarga en el mecanismo del espesador.

•

Forma de la partícula, densidad relativa, y características superficiales: Normalmente la forma óptima de partícula es la esférica con porosidad cero. Cuando cualquiera de estos factores se aleja de su estado ideal, las dificultades se incrementan. Las características químicas de la superficie de las partículas van a influir en factores como la dosificación de floculantes.

•

Viscosidad y densidad relativa del líquido: El incremento de la viscosidad disminuirá la velocidad de sedimentación.

1.1.2 Coagulación Se define como la desestabilización de partículas en suspensión mediante la reducción de la carga potencial en la interfase sólido – líquido, para permitir su efecto a las fuerzas de Van Der Walls que causan la unión de partículas en coágulos. Se llaman coagulantes a los agentes químicos agregados al agua para facilitar el asentamiento de sustancias coloidales o finamente desmenuzadas que se encuentran en suspensión, las partículas se unen, aumentan de peso y sedimentan, la aglomeración de esas partículas se llaman flóculos. Este tratamiento tiene por objeto clarificar el agua, eliminar la turbiedad. La coagulación implica tres etapas: adición de coagulante, desestabilización de la partícula coloidal y formación de flóculos. La adición de sales coagulantes como sulfato de aluminio, sulfato férrico o cloruro férrico, produce cationes poliméricos tales como [Al 13O4(OH)24]7+ y [Fe3(OH)4]5+ cuyas cargas positivas neutralizan las cargas negativas de los coloides, permitiendo que las partículas se unan formando aglomerados pequeños denominados flóculos. (Ver Figura 33)


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Figura 3. Mecanismos de coagulación

En la Figura 44 se muestra como la adición de un coagulante neutraliza las cargas eléctricas que rodean al coloide, produciendo un colapso de la “nube de iones” reduciendo el radio efectivo

entre los coloides, permitiendo la aglomeración y la formación de flóculos. Estos flóculos inicialmente son pequeños, pero se juntan y forman aglomerados mayores capaces de sedimentar. Para favorecer la formación de aglomerados de mayor tamaño se adiciona floculante, que son polímeros.

Figura 4. Coagulación y floculación

1.1.3 Floculación Es la operación en donde a través de un polímero orgánico denominado “Floculante” es posible

agrupar las partículas finas suspendidas en una pulpa o suspensión, provocándose una sedimentación artificial de ellas. Este fenómeno físico se denomina “Floculación”.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Estos polímeros orgánicos son de la familia de las “Poliacrilamidas” con un alto peso molecular.

Se encuentran disponibles en el mercado en una amplia variedad. Si las fuerzas repelentes dominan, el agrupamiento de las partículas sólidas no ocurre, mientras que si actúan las fuerzas atrayentes ocurre el agrupamiento y asentamiento de los flóculos más grandes. Para el caso de suspensiones o pulpas, las partículas de minerales tienen casi generalmente cargas superficial negativas, excepto en pocos casos en donde el pH de la pulpa es muy bajo. A continuación en la ¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.5, en la primera etapa se agrega el floculante a la suspensión o pulpa con partículas sólidas. Posteriormente comienza la adsorción (electroestática) del polímero con las partículas sólidas.

Figura 5. Mecanismo de floculación de partículas sólidas con un polímero

Para lograr una sedimentación más rápida de partículas sólidas suspendidas, se agrega a la suspensión o pulpa, floculante, el cual es un polímero con cargas positivas que actúa formando redes poliméricas, con el fin de lograr un agrupamiento electroestático de las partículas finas sólidas cargadas negativamente. Considerando que las partículas sólidas de minerales tienen casi en su mayoría cargas negativas, los floculantes más usados en la minería son los aniónicos de alto peso molecular. En la Figura 66, finalmente, ocurre el puenteo o unión de cargas contrarias atrayentes, formándose los flóculos o redes poliméricas, que al aumentar su peso sedimentarán en forma más rápida.


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Figura 6. Formación del puenteo o unión de cargas contrarias atrayentes.

La floculación en otras palabras, es el proceso de agitación lenta, por medio del cual se permite un contacto más estrecho entre las partículas y así producir el aglutinamiento de las mismas, facilitando su remoción ya sea por sedimentación y/o filtración. La floculación es un proceso de desestabilización de una dispersión coloidal hidrófoba mediante la unión de partículas coloidales utilizando polímeros, generalmente sintéticos, de elevado peso molecular, denominados floculantes. (Ver Figura 77).

Figura 7. Mecanismos de floculación

En la Figura 88 se aprecia el efecto filtro que ocurre cuando una partícula sólida no floculadas es atrapada en la red polimérica de partículas sólidas perfectamente floculadas. Al formarse una red polimérica floculada de partículas finas suspendidas, ésta aumenta su fuerza-peso produciéndose una sedimentación más rápida.


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Figura 8. Efecto filtro de red polimérica floculada

1.2

Espesamiento de Relaves

Los espesadores están diseñados para recuperar continuamente tanta agua como sea posible de la pulpa de relaves. Esto se logra concentrando los sólidos de los relaves por sedimentación, con la ayuda de un floculante, para producir un Underflow tan denso así como un Overflow tan clarificado como sea posible. La alimentación consistente en sólidos y líquido ingresa a cada tanque del espesador a través de un tubo de alimentación, ducto E-Duc y se mezcla en conjuntos de canales ubicados por debajo de la superestructura y es descargado dentro de un feed well. Los ductos E-Duc son dispositivos excepcionales para los floculantes que proporciona una dilución apropiada de la pulpa en el tanque/en el sistema. Cuando la corriente de alimentación es inyectada dentro del extremo del ducto del canal de mezclado, se crea en el ducto una corriente de aire de baja presión. El líquido clarificado del tanque del espesador es retirado hacia el extremo del ducto del canal de mezclado, para mezclarse y diluirse con la corriente entrante A medida que se desplaza a través del canal de mezclado. Idealmente la pulpa entrante será diluida hasta un densidad optima de aproximadamente del 15% en peso de sólidos, para una floculación más efectiva y capacidad más alta de sedimentación. La tubería de alimentación del floculante está ubicada para proporcionar la adición del floculante dentro de la corriente de alimentación en varios puntos para llevar a cabo la floculación de los sólidos de alimentación tanto en el canal de mezclado como en el feed well.


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Figura 9. Sistema educ

Los espesadores funcionan separando los sólidos del líquido por medio de un proceso de sedimentación. El feed well circular contiene la energía de la alimentación ingresante y conduce la alimentación hacia abajo, donde el espesamiento se lleva a cabo mientras que el agua clarificada se desliza hacia afuera y hacia arriba. Las moléculas del floculante se adhieren a muchas partículas de sólidos, formando flóculos o partículas aglomeradas, hasta un tamaño que incremente la fuerza gravitacional descendente efectiva de los sólidos relativas a las fuerzas de arrastre ascendente del agua en subida y mejorando así la capacidad de sedimentación del espesador. El agua que ingresa con la alimentación debe moverse hacia arriba y radialmente hacia afuera del overflow. La densidad prevista del underflow es de 55%. 1.3

Descripción del circuito de espesamiento de relaves

Los relaves provenientes de la flotación primaria y segundo barrido llegan a un distribuidor que permite alimentar a dos espesadores de 100 m de diámetro, con tasas de producción de 2,193 t/h (478 t/h relave de segunda flotación de barrido, más 1,716 t/h del relave de la flotación primaria con un 33.6% de sólido). El distribuidor descarga hacia las canaletas de alimentación al feed well de ambos espesadores. La descarga de los espesadores es impulsada con un 60% de sólido hasta un cajón distribuidor. La impulsión es realizada por una bomba operativa por espesador y para los espesadores respectivamente. En caso de necesitar realizar la recirculación de relaves cada espesador cuenta con una bomba específica para esta tarea. Desde el cajón distribuidor se alimenta a los estanques agitados donde se puede almacenar pulpa por un tiempo máximo de una hora. En la descarga de los estanques se proyecta un tren


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS con 7 bombas de las cuales 5 se mantienen operando en condición instantánea y 2 stand by para impulsar el relave hacia la canaleta de transporte hacia la relavera. El agua recuperada de cada espesador de relave es enviada al pozo del sistema impulsión de agua recuperada en donde cinco bombas de 254 kW cada una (4 operando + 1 reserva) impulsan el agua hacia el sistema de distribución de la Concentradora, en conjunto con los aportes de agua de reboses de los espesadores de concentrado, bomba de piso del área de flotación y de la piscina de decantación de reboses de concentrado y las aguas recuperadas desde el proceso de tostación: agua rechazó segunda planta de osmosis y agua recuperada planta de efluentes. Ante una detención de las bombas de impulsión, el material se retornará gravitacionalmente hacia la piscina de emergencia de relaves de una capacidad de 10,000 m 3 la cual, mediante bombas dos de piso, se retornará el material hacia el cajón distribuidor de relaves. Con el fin de mantener un control sobre el balance general de agua de la planta concentradora, es necesario efectuar medición de los caudales de agua recuperada de ambos espesadores. En la piscina de almacenamiento de agua recuperada de los espesadores (Sentina), será necesario medir el nivel de agua de la piscina, como una forma de obtener información de la disponibilidad de agua recuperada. En la Figura 10 se muestra el diagrama de flujos para el área de espesamiento de relaves.

Figura 10.

Diagrama de flujos espesamiento de relaves.


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Colas Flotación Primaria Colas Flotación Barrido

Planta

En la Tabla N° 1 se indican los parámetros de operacionales del área de espesamiento de relaves. PARÁMETROS DE OPERACIÓN ESPESAMIENTO RELAVES Descripción

Unidad % m²/t/d g/t relave %

Utilización Área Unitaria Diseño Consumo floculante Sólido descarga

Valor 91 0.2759 4.0 – 12.0 60.0

Tabla 1. Parámetros de operación


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Operación de los espesadores de relaves.

Los espesadores de relaves, reciben las colas generadas en la flotación primaria y en la flotación segundo barrido. Este flujo de relaves es recepcionado en un cajón distribuidor desde donde se alimenta a los espesadores. La descarga del espesador (“underflow”), con un porcentaje máximo

de sólidos de 60%, es bombeado hacia la zona de transporte de relaves para su posterior disposición de relaves espesados en la relavera. El overflow de los espesadores, es transportado gravitacionalmente hacia el pozo del sistema impulsión, sentina, y desde ésta en conjunto con aportes de agua de reboses de los espesadores de concentrado, de la piscina de decantación de reboses de concentrado y del agua de planta de efluente y rechazo de planta de osmosis de tostación, es bombeado por 4 bombas, de las cuales la última del arreglo cuenta con VDF, al Sistema de Distribución Concentradora. El diseño de los espesadores está desarrollado para operar bajo condiciones diferentes de distribución de tamaño de partícula y velocidades de carga. Cada condición tendrá un requerimiento diferente de la dosificación de floculante, tiempos de retención de sólido (indicado por el nivel o presión de la cama) esto da como resultado una condición estable de operación en relación al torque de la unidad motriz y a la densidad de pulpa en la descarga. La descarga del espesador es impulsada mediante la bomba operativa para el espesador y la bomba operativa de la bomba del espesador; hasta el estanque distribuidor desde donde se descarga en los estanques agitados. Los estanques tienen un volumen útil de 1373 m³, que permiten almacenar pulpa por un tiempo máximo de una hora. En la descarga de los estanques agitados se proyecta un tren con 7 bombas, de las cuales según la condición de operación tendrán la siguiente configuración: Condición instantánea: 5 bombas operando, una con VDF y 2 stand by. Condición máxima: 6 bombas operando, una con VDF y 1 stand by. Condición mínima: 4 bombas operando, una con VDF y 3 en reserva. La dosificación de floculante estará definida por el operador quien discriminará en la dosis adecuada para conseguir un 62% de sólido en la descarga. Dicha dosificación estará limitada por el indicador de aumento de torque en la rastra del espesador que finalmente delimitará la dosificación de floculante. Para el adecuado funcionamiento de los espesadores es fundamental controlar la adición de floculante y la densidad de pulpa de la descarga. 1.5

Principales equipos del circuito de espesamiento de relaves.

1.5.1 Alimentación a Espesador con Cajón Distribuidor Espesador de Relaves El cajón distribuidor espesador de Relaves tiene tres secciones; una sección de recepción de relaves, y dos secciones de alimentación, una para cada espesador, con un medidor de nivel y dos válvulas tapón cada una. Posee además un medidor de nivel en la sección de recepción del cajón. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Las válvulas de alimentación son controladas por el operador desde la EOP del CIO. La detención del sistema de rastras de un espesador cierra las válvulas que alimentan dicho espesador. 1.5.2 Espesador de Relaves Los espesadores deben mantener una cierta carga en su interior (inventario), por lo que será necesario monitorear esta variable a través de mediciones indirectas como torque de rastra, altura de rastras, corriente de motor, altura de cama y deberá tenerse en líneas las indicaciones de estas mediciones. Normalmente se modifica posición de la rastra de acuerdo al torque medido. Operacionalmente se puede acelerar la descarga por el espesador cuando el torque aumenta o bien recircular este flujo al espesador cuando está bajo (por bajo porcentaje de sólido en la descarga). Existen en cada espesador bombas específicas para esta operación..

Figura 11.

Espesador de relaves a nivel de piso


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Figura 12.

Partes principales en el espesador de Relaves

1.5.3 Floculante El control de la dosificación de floculante en la alimentación al espesador de relaves es requerida para una eficiente floculación y también formar una estructura de floculo que produzca una rápida decantación de sólidos, un “overflow” relativamente limpio y alta velocidad de decantación de

sólidos en la cama de lodo espesado. En operación estable, el nivel de la cama puede estar cerca del punto máximo para mantener el inventario de sólidos en el espesador, requerido para alcanzar la densidad deseada en el “underflow”. En este caso, el operador podría decidir mantener la dosis de floculant e o incrementar la velocidad de bombeo en el “underflow” para bajar el nivel de la cama.

El consumo de floculante es de 4 a 12 g/t de relave. Se dosificará seteando bombas en la planta de floculantes relave en rango de dosificación desde sala de control. 1.5.4 Bombas Underflow El propósito es controlar la densidad en el “underflow” para un nivel específico que considere el

mínimo requerido para la aplicación pero no exceder un nivel no aceptable para el sistema de bombeo y mantener estable la operación (toneladas por hora saliendo del espesador relativamente igual a las toneladas por hora que entran).


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cada espesador descarga a dos líneas, mediante dos válvulas por línea, operadas desde la sala de control de relaves . Cada espesador tiene una línea de operación normal y otra stand-by. Ambas líneas de operación, de cada espesador, tienen un medidor de densidad que se utiliza para controlar el envío del relave hacia recirculación o hacia canaleta de relaves. Para cada espesador, con la señal de densidad se configuran valores de densidad alta y baja en el sistema de control. Para el valor de densidad baja se recircula y se detiene envío a la canaleta de relaves hacia Tranque de relaves, y al activarse el de densidad alta, se detiene la recirculación y se envía a canaleta de relaves a Tranque de Relaves. 1.5.5 Bomba de recirculación por Espesador. Cada bomba está provista de una válvula de descarga a piso, tanto en la succión como en la descarga. También está provista de una válvula de lavado en ambos lados. Cada bomba posee una válvula de corte por el lado de la succión, proviene de cada una de la línea de operación del espesador de relave correspondiente. Todas las válvulas de corte son controladas remotamente desde sala de control de relaves. Al detenerse una de las bombas, se cierran válvulas de la succión y la descarga y se inicia la secuencia de lavado. Cada bomba tiene su suministro de agua de sello. 1.5.6 Descarga del Espesador. La descarga de espesador de relave es recibido por cajón distribuidor espesador de relaves y luego se distribuye a estanques agitados, los que tienen sistema de agitación para evitar embancamiento. 1.6

Descripción del espesador de relaves.

El espesador de relaves es un equipo, cuya función es la separación continua solido-liquido de la pulpa de relaves y recuperar agua (estimada en 2175m 3/h por cada espesador de relave) minimizando sólidos en el overflow, y maximizar la concentración de sólidos en la descarga a un 60%. El espesador de relaves es de forma cilíndrica, con un sistema de agitación, conformado por una especie de paletas, denominadas rastras, cuya función es aumentar la densidad del flujo de la pulpa de relaves con la adición de floculante, formando dos productos: 6 Underflow: Un producto con densidad mayor (lodo de espesador). 7 Overflow: Un líquido claro, libre de sólidos (agua para proceso). 8 Los dos espesadores trabajan en forma continua.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 1.6.1 Partes principales del Espesador de Relaves. Las partes principales del espesador de relaves son: (ver figura adjunta N° 3): 01. Tanque 02. Columna Central 03. Puente 04. Alimentación (Feedwell) 05. Cajón de alimentación 06. Tubería de alimentación 07. Rastras 08. Tirantes 09. Raspador underflow 10. Mecanismo motriz (estructura) 11. Interface de sensor de nivel 12. Caja de torsión 13. Tubería de adición de floculante 14. Soporte de panel de control 15. Unidad Hidráulica 16. Panel de Autolubricación 17. Monorriel

Figura 13.

componentes principales de un espesador


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Figura 14.

Partes principales de un Espesador

1.6.2 Principio de funcionamiento del Espesador de relaves. El relave proveniente del cajón distribuidor de relaves, es alimentado continuamente por la parte superior al tanque espesador. La alimentación se realiza a través de una bandeja de alimentación muy profunda, la característica de esta bandeja es que descarga bajo el nivel de sedimento del tanque de espesamiento. Adicionalmente se alimenta con floculantes directamente en el feedwell, para mejorar el proceso. La alimentación proveniente de la bandeja, choca con la placa deflectora, direccionando el flujo hacia la zona de sedimentación. La siguiente figura adjunta N° 14 muestra el funcionamiento interno del espesador de relaves.


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Figura 15.

Principio de funcionamiento del espesador de relaves - ajuste de espacio entre placa deflectora con feedwell

Al mezclarse la alimentación y el sedimento, crea un movimiento en el lecho de lodo, que mejora el contacto con los sólidos de las partículas que fomenta aún más asentamientos. Los sólidos más gruesos (más pesados) empiezan a asentarse en el fondo del tanque del espesador para luego ser descargados, mientras que el agua liberada de la pulpa de relaves se junta en la parte superior y tiende a irse hacia el perímetro para rebosar hacia la canaleta de rebose.

Figura 16.

Funcionamiento del espesador de relaves


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La alimentación del espesador de relaves ingresa por la tubería de alimentación a la campana de alimentación (feedwell) los sólidos de la alimentación por acción del floculante se asientan en el fondo del espesador creando una mezcla de alta densidad, la alimentación que ingresa crea movimiento en la cama de lodos que mejora el contacto de las partículas sólidas lo cual promueve aún más el espesamiento, la cama de lodos del espesador (El underflow) es empujada por las rastras hacia el centro cónico inferior del espesador para descargarse a través de las boquillas hacia las bombas de alimentación de relaves al cajón distribuidor del espesador de relaves. El líquido con menor concentración de solidos (overflow: agua clara, recuperada) en la mezcla de alimentación se desplaza hacia arriba a través de la cama de lodos previamente formada, la cual filtra eficazmente las partículas ultra finas. Este líquido filtrado se descarga como sobrenadante a través del overflow del espesador que va a un pozo de agua recuperada, para posteriormente ser usada en la planta concentradora. El espesador de relaves de alta densidad, tienen un tiempo de residencia de minutos (más rápida) y tiene mayor altura que los demás espesadores convencionales, con lo cual se consigue una gran presión sobre el sedimento que descarga el equipo y por consiguiente, se obtiene una concentración de descarga muy grande.

Figura 17.

Comparación de Espesador Convencinal y de alta densidad


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Para su correcto funcionamiento del espesador de relaves, está compuesto de los siguientes sistemas: 1. Sistema de accionamiento (Hidráulico) 2. Sistema de lubricación Dichos sistemas los describiremos a continuación. 1.6.3 SISTEMA DE ACCIONAMIENTO DEL ESPESADOR DE RELAVES Este sistema de accionamiento tiene dos mecanismos: 1.- Mecanismo motriz de movimiento El mecanismo está constituido de una unidad hidráulica, un motor de accionamiento hidráulico y 6 reductores acoplados directamente. Un motor eléctrico dentro de la unidad hidráulica activa una bomba hidráulica la que a su vez acciona el motor hidráulico montado sobre el reductor, este conjunto va montado sobre un frame de diseño Delkor, el cual acoplado al mecanismo del espesador entrega el torque necesario para el proceso de espesamiento para el que fue diseñado el espessador. La figura adjunta N° muestra el mecanismo motriz del espesador de relaves.

Figura 18.


Mecanismo motriz

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.- Mecanismo de levante de las rastras. Permite subir y bajar las rastras en función de los niveles de torque existente en el espesador 1.6.4 Principio de Funcionamiento del Espesador de Relaves 1. Mecanismo motriz de movimiento. El espesador cuenta con cuatro rastras (dos cortas y dos largas, separadas 90° entre si) que ayudan a direccionar el flujo de pulpa hacia el centro del espesador donde está ubicado el cono de pulpa espesada. Las rastras suavemente agitan la pulpa para liberar el agua. Las rastras son paletas anchas que se extienden a lo largo del fondo del espesador, desde el centro hacia afuera y, están colocados a un cierto ángulo. Con la finalidad de evitar que se acumule pulpa en el cono, también se cuenta con un raspador cónico en el centro de los brazos de las rastras. Los brazos de las rastras son accionados desde el centro del espesador por seis motores hidráulicos ubicados sobre una plataforma en el puente, sobre la bandeja de alimentación. La unidad de potencia hidráulica que suministra energía para girar las rastras también suministra aceite al cilindro hidráulico que levanta y baja las rastras en el espesador. 2. Mecanismo de levante de las rastras. La elevación de las rastras sirven como advertencia al operador, que la torsión está aumentando y por lo tanto el espesador está en peligro de pararse. Las rastras subirán cada vez que los niveles de torque sobrepasen los permitidos y bajaran a medida que disminuya el torque. Las rastras bajaran lentamente en incrementos de tiempo a medida que el panel de control compruebe que el torque ha bajado. Cuando no se utiliza el cilindro de elevación, éste es bloqueado en la posición en que se encuentra, por medio de la válvula de retención, manteniendo así las rastras a una profundidad fija en el tanque. 1.6.5 Sistema de lubricación del espesador de relaves Mientras el accionamiento está funcionando el sistema de autolubricación está activo. El ciclo de lubricación dura 10 minutos 30 segundos. Cada 5 minutos la válvula de spray se activará inyectando grasa a la cremallera, luego de 105 segundos esta se cerrara, para luego abrirse nuevamente a los 5 minutos. El tiempo entre ciclos de lubricación es de 100 horas.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Este sistema de autolubricación cuenta con un filtro regulador con manómetro, que permite filtrar el aire en la entrada del sistema, con una conexión de línea principal de la planta este filtro permite operar a una presión de 10 bar como máximo. 2. Transporte de Relaves 2.1

Conceptos y términos

2.1.1 Hidráulica Básica. Una de las características más importantes en el flujo de pulpas, el hecho que se trata de un fluido biofísico, es decir, se tiene dos componentes claramente diferenciados, una fase sólida y una fase liquida. Esta mezcla puede fluir en una tubería básicamente en dos (2) condiciones de régimen: Régimen HOMOGENEO y Régimen HETEROGENEO. 2.1.2 Flujo Homogéneo: Se caracteriza principalmente por presentar una composición uniforme de la mezcla en cualquier punto de la sección transversal de la tubería. No se aprecia diferencias de concentración de sólidos en la sección transversal, y el tamaño de las partículas sólidas tiene una distribución granulométrica uniforme en toda la sección. ( Ver Figura N° 8).

Figura 19.

Régimen de flujo Homogéneo y Heterogéneo

2.1.3 Flujo Heterogéneo: Se caracteriza por presentar una composición NO UNIFORME de la mezcla en la sección transversal de la tubería.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Presenta diferencias de concentración de sólidos en la sección transversal y las partículas sólidas tienen una distribución NO UNIFORME en la sección, las partículas mas grandes y/o más pesadas tienden a fluir por la parte inferior de la tubería. Ambos tipos de régimen (homogéneo, heterogéneo) pueden tener flujo en condición Laminar o Turbulento. Si el tamaño de las partículas es homogéneo, la energía requerida para mantener las partículas suspendidas, y distribuidas de manera uniforme en toda la sección es menor a la energía requerida si las partículas tienen diferente tamaño y/o peso. Si se tiene diferente tamaño de partículas, las partículas finas pueden actuar como vehículo de soporte para las partículas más gruesas. Esto requiere de una concentración de partículas mayor. Si se tiene mezclas diluidas, las partículas finas no pueden servir de soporte y las partículas más gruesas y/o pesadas se desplazan cerca del fondo de la tubería. (Flujo heterogéneo) 2.1.4 Flujo Másico Muchas veces el mineral que se alimenta o descarga de un equipo se encuentra en forma de pulpa y el sistema de control automático debe realizar un cálculo de las toneladas secas de mineral (típicamente llamado cálculo de flujo másico). Este cálculo usa los valores medidos de densidad de pulpa y flujo de pulpa. Este tipo de cálculo se hace generalmente en las plantas de proceso. Sin embargo, inherente en este cálculo está la suposición de la gravedad específica del mineral seco. Este valor es determinado en trabajos de prueba de laboratorio y es ingresado directamente en el DCS y en todas las computadoras de terreno que calculen flujo másico. El flujo de pulpa por la tubería es medido generalmente por un medidor de flujo. Este instrumento transmite una señal proporcional al flujo hacia el transmisor indicador de densidad o hacia el sistema de control. Simultáneamente, la densidad de la pulpa es medida por un dispositivo de medición de densidad y la señal es transmitida al mismo transmisor indicador de densidad o hacia el sistema de control. Estas 2 mediciones, combinadas con el valor ya conocido de la gravedad específica de los sólidos secos, permiten calcular el flujo másico.

2.1.5 Presión Atmosférica: Como su nombre lo indica, corresponde al efecto que ejerce la atmósfera. Se entiende por presión atmosférica, el efecto que ejerce el peso de la columna de aire sobre la superficie de la tierra. La presión atmosférica normal se considera a 45 grados de Latitud y a nivel del mar (0.0 m.s.n.m.) En otras latitudes, y a otras altitudes (alturas), la Presión atmosférica será diferente. Para efectos prácticos, nos interesa la variación de la presión con la altura. La Figura N°19 muestra la variación de la Presión Atmosférica Normal con la altitud, en ella se puede ver que la presión disminuye a medida que nos ubicamos a mayor altura.


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Figura 20.

Variación de la Presión Atmosférica con la altitud

A nivel de mar, la presión atmosférica tiene un valor llamado Presión Atmosférica Normal. A alturas mayores, la presión atmosférica disminuye su valor. La presión atmosférica también se conoce como presión barométrica. Las unidades más utilizadas para medir la presión atmosférica son: Atmósfera Bar [kg F / cm 2] (Kilogramo fuerza) [m.c.a.] (Metros columna de agua) [Poundal / inch 2] (Psi) [KPa] (Kilo Pascales) Las equivalencias aproximadas son: 1 [Atm] = 1 [Bar] = 1,33 [kg/cm 2] = 10,32 [m.c.a.] = 14,696 [psi] = 99,3413 [kPa] Para realizar cambios de unidades, se utiliza la llamada Atmósfera Técnica: 1 Atm Tec = 1.000 [kg/cm 2] = 10,.000 [m.c.a.] = 14,223 [psi] = 98,0665 [kPa] 2.1.6 Presión Manométrica: Corresponde a la presión de un fluido, siendo el nivel de referencia la Presión Atmosférica. Es decir, la presión atmosférica no se considera en los cálculos. El siguiente ejemplo muestra este concepto. (Ver Figura N° 20)


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Figura 21.

Tanque cilíndrico

Se tiene un estanque de diámetro D, y altura H. El tanque se encuentra lleno de un líquido de peso específico conocido (  ) y se desea conocer la presión que ejerce el líquido en la base (fondo) del estanque. 2.1.7 Concepto de Presión: Por presión se entiende la acción de una fuerza sobre un área.

Es decir:

P

F 

A

Necesitamos conocer el volumen del estanque y su área.

A

 D 

Área: A: Área [m2] D: Diámetro del estanque [m] : Constante = 3.141516

2

4

Volumen: VAH

A: D: : H:

 D

2

4

H

Área [m2] Diámetro del estanque [m] Constante = 3,141516 Altura del estanque [m]


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 2.1.8 Cálculo de la fuerza (F): Peso del líquido: P= m g (masa x aceleración de gravedad) masa 

De la definición de densidad:

masa

Se obtiene la masa m: Y el peso es:



P e so

Volumen

=  Volumen

= mg =

 g

Volumen

De la definición de peso específico, se tiene que  =  g, por lo tanto el peso total será: Peso =  Volumen Al reemplazar los valores para el cálculo de la presión, se tiene lo siguiente: p

 Volumen 

Area

=

 A H

A

=  H

Hemos obtenido que la presión (p) en la base del estanque se puede calcular como: p



 h

La presión en un punto cualquiera, al interior de un fluido se calcula multiplicando el peso específico del fluido (  ) por la altura de fluido (h) que se tiene encima del punto donde queremos calcular la presión. Esta ecuación permite explicar otro concepto importante, llamado Altura de Presión. 2.1.9 Altura de presión Si despejamos el valor de la altura “h” en la ecuación anterior, tenemos:

h =

p 

Significa que podemos expresar la presión (p) de un fluido en función de una altura equivalente (h) del mismo fluido.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Si la altura del fluido permanece constante, significa que la presión en cualquier punto ubicado a la misma altura TIENE LA MISMA PRESION Es decir, si una presión tiene p = 30 [kg/cm2], y el peso específico del fluido es de 1,573 [ton / m 3], la altura de presión equivalente es: 2.1.10 Porcentaje de solidos La comprensión del concepto de porcentaje de sólidos, es un aspecto muy importante en la operación de la planta. Todas las corrientes de pulpas en la planta contienen una fracción de sólidos. La fracción de pulpa que contiene los sólidos de mineral se expresa como porcentaje de sólidos en peso. La densidad de pulpa se puede expresar como el peso en kilogramos de un litro de pulpa. Si una muestra de pulpa se mide usando una balanza de densidad (Marcy), se obtiene el valor del porcentaje de sólidos o la densidad de la pulpa. La densidad de pulpa es el peso del material dividido por su volumen. La medida más útil es el porcentaje de sólidos. Del peso total de la pulpa, este es la cantidad de partículas sólidas. Por ejemplo, si la pulpa contiene un 40% de sólidos esto significa que cada 100 gramos de pulpa, hay 40 gramos de partículas de mineral sólido y 60 gramos de agua. (Ver Figura 22)

Figura 22.

Ejemplo de cálculo de porcentaje de sólidos.

2.1.11 Bombas La bomba es una máquina que absorbe energía mecánica que puede provenir de un motor eléctrico, térmico, etc., y la transforma en energía que la transfiere a un fluido como energía hidráulica la cual permite que el fluido pueda ser transportado de un lugar a otro, a un mismo nivel y/o a diferentes niveles y/o a diferentes velocidades. Bomba cinética, las bombas cinéticas adicionan energía al fluido acelerándolo a través de la acción de un impulsor giratorio o mediante otro fluido. Bomba centrífuga, es una máquina que consiste en un conjunto de álabes rotatorios, encerradas dentro de una carcasa. Los álabes imparten energía al fluido por acción de la fuerza centrífuga. Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS A continuación se muestra la clasificación de bombas. (Ver ¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.22)

Figura 23.

Clasificación de Bombas

Bomba centrífuga de flujo radial, el fluido se alimenta hacia el centro del impulsor y después se lanza afuera a través de álabes (vanes). Al dejar el impulsor el fluido pasa a través de una voluta en forma espiral en donde es frenado en forma gradual, provocando que parte de la energía cinética se convierta en presión del fluido (Ver Figura 2423)


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Figura 24.

Impulsor de flujo radial

Bomba centrífuga de flujo axial, las bombas de flujo axial desarrollan su columna por acción de impulso de paletas sobre el líquido. Se llama axial porque el movimiento del fluido tiene sentido axial, a lo largo de una trayectoria paralela al eje impulsor (Ver Figura 2524)

Figura 25.

Impulsor de flujo axial (propulsor).

2.1.12 Funcionamiento de una bomba centrifuga. La fuerza centrífuga, es una fuerza que actúa desde el centro de rotación hacia fuera. En una bomba centrífuga, tenemos un disco de rotación (impulsor), provisto de álabes. Estos álabes tienen la finalidad de dirigir el movimiento de las partículas de líquido, lográndose a la vez un aumento de la velocidad. Para convertir este aumento de velocidad en presión, emplean:  Los difusores (Ver Figura 2625)  Las volutas  Los tazones (bowls).

Figura 26.


Difusor y tazones

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Cuando se emplea un difusor, este consta de varios canales que rodean al impulsor, fabricados de una sola pieza. Cuando el canal es único este tiene la forma de espiral y recibe el nombre de “caracol” o voluta.

2.1.13 Tipos de bombas centrifugas. Bombas centrífugas tipo voluta En las bombas centrífugas tipo voluta, el impulsor descarga el fluido en una caja espiral que se expande progresivamente (voluta) en tal forma que la velocidad del líquido se reduce en forma gradual. Entonces, parte de la energía de la velocidad del líquido se convierte en presión estática. Se muestra a continuación un arreglo de una bomba típica centrífuga indicando sus partes (Ver Figura 2726)

Figura 27.

Partes de bomba de underflow de espesador

Bombas de turbina vertical Estas bombas se diseñan con una forma y dimensiones exteriores tales que les permita su instalación en pozos de diámetro reducido. Constan de un cuerpo de bomba que se sumerge en el líquido y cuyo elemento rotativo (impulsor) es accionado desde la superficie por medio de un eje, denominado eje de columna, tubería y eje, así como del elemento accionador (motor).


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS En el área de espesamiento de relaves contamos con bombas centrifugas verticales de marca Flowserve. (Ver Figura 2827 y Figura 2928)

Figura 28.

Figura 29.

Partes de la bomba de agua recuperada

Funcionamiento de la bomba de agua recuperada


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2.1.14 Cavitación de la bomba La cavitación es un fenómeno que ocurre cuando la presión absoluta dentro del impulsor se reduce hasta alcanzar la presión de vapor del líquido bombeado formándose burbujas de vapor. Estas burbujas van acompañando al líquido a través del impulsor alcanzando lugares con alta presión, en los cuales las burbujas de vapor se cierran (colapsan) originando erosiones debido a las altas presiones (pueden llegar a los 10,000 bar o más) La cavitación se manifiesta como ruido, vibración, reducción del caudal y de la presión de descarga. Con el tiempo todos los elementos de contacto con la cavitación presentan una fuerte erosión. (Ver Figura 3029) Es un fenómeno que se produce cuando hay depresión debido a que el fluido alcanza una presión inferior a la presión de vapor, el líquido se evapora, y se originan en el interior cavidades o burbujas, las cuales son arrastradas por la corriente y cuando llegan a una zona donde la presión es muy elevada se condensan violentamente.

Figura 30.

Efecto de cavitación de bombas centrífugas.

2.1.15 Altura neta positiva de succión “NSPH” Para asegurarnos que la bomba trabaje o funcione correctamente el líquido deberá estar siempre encima de la presión de vapor dentro de la bomba. Esto lo logramos teniendo una suficiente presión en el lado de succión de la bomba (entrada). Esta presión requerida es llamada NSPH. NSPH disponible Es la presión con que dispone el fluido sobre la presión de vapor en la succión de la bomba a la temperatura de bombeo. Se expresa en metros de columna del líquido bombeado. Depende de las características del sistema en el cual opera la bomba, del caudal y de las características del fluido a bombear. NSPH requerido Es el valor mínimo de la presión requerido en la brida de succión de la bomba que debe tener el líquido sobre la presión de vapor (a la temperatura de bombeo) para permitir que opere Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS satisfactoriamente (sin cavitar), se expresa en metros de columna del líquido bombeado. Depende exclusivamente del diseño de la bomba y de las condiciones de operación. Este valor es proporcionado por el vendedor del equipo (Ver Figura 3130)

Figura 31.

NSPH (altura neta positiva de succión).

3. FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN. La función de ésta área es transportar y disponer los relaves de planta concentradora bombeándolo a canaleta existente, identificada como canaleta de relaves a la relavera. El material espesado será impulsado por un tren de bombas compuesto por 7 bombas de 895 kW (7 bombas, 5 operando + 2 stand by), ubicado en la descarga de dos estanques, hacia la canaleta de relaves que descarga en la relavera , a través de una cañería de 24” de acero revestida en HDPE con una longitud de 4.85 km. De las 7 bombas proyectadas 2 contaran con variador de frecuencia en sus motores. Ver plano de disposición general del relave ducto. Para el caudal instantáneo se operará con 4 bombas de velocidad fija y 1 bomba con velocidad variable (variador de frecuencia para su motor), mientras que en la condición de máximo caudal, se utilizaran 6 de velocidad fija y 1 con velocidad variable. En la Figura se indica un esquema del diagrama de flujo del transporte de relaves. Ver Diagrama de flujos. En la Tabla N° 2 se indican los parámetros operacionales del área de impulsión de relaves. Descripción Tonelaje Relaves Finales a Tranque de Relaves de Talabre Caudal de Pulpa Relaves Finales a Tranque de Relaves de Talabre Densidad de pulpa Descarga por Espesador de Relaves Densidad de pulpa Relaves Finales a Tranque de Relaves de Fundamentos de Operación en Plantas Concentradoras

Unidad t/h

Rango 2,632-1,535

m³/h

2,746-1,750

t/m³ t/m³

1.61-1.56 1.6-1.55 Página | 336

CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Talabre Caudal de pulpa agua de sello Impulsión relaves finales

m³/h

66-38

Tabla 2. Parametros Operacionales

3.1

Operación

La operación normal considera la operación de los dos estanques y con 5 bombas operativas y dos en reserva del tren de 7 bombas. La descarga del espesador es impulsada mediante la bomba operativa para el espesador y la bomba operativa de la bomba del espesador; hasta el estanque distribuidor desde donde se descarga en los estanques agitados. Los estanques tienen un volumen útil de 1,373 m³, que permiten almacenar pulpa por un tiempo máximo de una hora. En la descarga de los estanques agitados se proyecta un tren con 7 bombas, de las cuales según la condición de operación tendrán la siguiente configuración: Condición instantánea: 5 bombas operando, una con VDF y 2 stand by. • Condición máxima: 6 bombas operando, una con VDF y 1 stand by. • Condición mínima: 4 bombas operando, una con VDF y 3 en reserva.

Para la condición de mínimo en la descarga de los espesadores se deberá obtener un porcentaje de sólido mínimo de 56.7%, tal que permita obtener una velocidad de la pulpa de 1.28 m/s que asegure un régimen turbulento en el transporte del relave hacia la canaleta que descarga en el tranque Talabre.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Durante la operación normal el sistema de impulsión requerirá que se disminuya o aumente el número de bombas operativas para ajustar los requerimientos de caudal de impulsión de relaves, como se indicó anteriormente. En caso del que el sistema reduzca la impulsión de relaves el sistema automático deberá: •

•

•

•

•

Abrir válvulas de by pass de la bomba a detener Cerrar válvula de succión de bomba a detener Detener bomba Cerrar válvula de descarga Iniciar secuencia de lavado de la bomba detenida

Para el caso de que se requiera aumentar el número de bombas operativas de forma automática el sistema deberá: •

•

•

•

Abrir válvulas de succión de la bomba a habilitar Encender bomba Abrir válvula de descarga de la bomba Cerrar by pass de la bomba detenida.

Las situaciones antes descritas se deberán realizar cuando la bomba con VDF no pueda compensar la energía necesaria para suplir los cambios de caudal.

Figura 32.


Distribución de los relaves

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4. PRINCIPALES CÁLCULOS DE TRASPORTE DE RELAVES. E n el si g uiente ejemplo, s e desea calcular el tonelaje s eco corres pondiente a la alimentación de espesador de relaves • • •

Caudal, Q= 8,422m3/h Gravedad específica del sólido, GES= 2.74 Porcentaje de sólidos= 26.4%

En primer lugar se calcula la densidad de la pulpa DP 

GES  100 (GES  100) - (GES - 1)  %S)

Dónde: GES= Gravedad especifica del sólido = 2.74 PS= porcentaje de sólidos DP = densidad de pulpa

• • •

DP 

2.74  100  1.2014 (2.74  100) - (2.74 - 1)  26.4)

Conociendo la densidad de la pulpa podemos calcular el flujo másico del relave que alimenta al distribuidor de alimentación a espesador de relaves: MS 

Q  PS  DP 100

Dónde: • • • •

MS = Tonelaje seco t/h PS = Porcentaje de sólidos DP = Densidad de la pulpa Q = Caudal m3/h MS 

8,422m3 /h  26.4  1.2014t/m3 100



2,671.2404t/h

4.1.1 CARACTERIZACIÓN DE PULPAS Las pulpas (mineral + agua) en los distintos flujos alrededor del circuito pueden ser caracterizadas por una o más de las siguientes propiedades: • •

Tonelaje seco de sólidos, t/h (MS) Tonelaje de pulpa, t/h(MP)


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS • • • •

Flujo de agua, m3/h (MW) Flujo volumétrico de Pulpa, m3/h (Q) Densidad de pulpa, t/m3 (DP) Porcentaje sólidos, en peso (PS)

Para el cálculo de estos flujos es importante conocer los siguientes parámetros: (Ver ¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.) RELAVE ALIMENTACIÓN A ESPESADOR DE RELAVES

VARIABLE Tonelaje seco

MS

2,671.2404 t/h

Porcentaje de sólidos

PS

26.4%

Densidad del sólido

GES

2.74

Tabla 3. Parámetros para el cálculo de flujos

4.1.2 CÁLCULO DEL TONELAJE DE PULPA Para este cálculo se toma como dato el tonelaje seco y el porcentaje de sólidos en peso. Aplicamos la siguiente fórmula: MP

MP

MS 

PS/100

2,671.2404 

26.4/100



10,118.3352t/h

CALCULO DEL CAUDAL DE AGUA Es necesario conocer el tonelaje de pulpa. Se aplica la siguiente fórmula: MW = MP – MS MW = 10,118.3352 – 2,671.2404 = 7,447m 3/h CÁLCULO DEL CAUDAL DE PULPA Es necesario conocer el tonelaje seco, densidad del sólido, y caudal de agua. Se aplica la siguiente fórmula:

QP 

QP 

MS GES



MW

2,671.2404 3  7,447  8,422m /h 2.74


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4.1.3 CALCULO DE LA DENSIDAD DE PULPA Es necesario conocer el tonelaje de pulpa y el caudal de pulpa. Se aplica la siguiente fórmula: DP

MP 

QP

DP



10,118.3352t/h 8,422m3/h



1.2014t/m3

Cálculo de la densidad de pulpa conociendo el porcentaje de sólidos: DP 

DP 

100  GES 100  GES - PS(GES - 1)

100 2.74 3  1.2014t /m 100 (2.74) - 26.4(2.74 - 1)

Cálculo del porcentaje de sólidos conociendo la densidad de pulpa PS 

PS 

(DP 1)100 GES (GES - 1)DP

(1.2014  1)100  2.74 (2.74 - 1)1.2014



26.4%

5. Variables del proceso 5.1.1 Granulometría de alimentación a espesador  

Partículas gruesas generarían problemas de sedimentaciones bruscas con riesgo de daño en el mecanismo de los rastrillos y desgaste por abrasión. Un exceso de partículas finas en la pulpa de alimentación puede originar que se pierdan por el rebose del espesador.

5.1.2 Amperaje del motor de la rastra.  

Grado de compresión de la pulpa en el fondo del espesador es muy alto el amperaje se eleva provocando parada de emergencia. Grado de compresión de la pulpa en el fondo del espesador es muy bajo el amperaje, aumentar el flujo de ingreso al espesador.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS 5.1.3 Torque mecánico de la rastra  

Si el porcentaje de torque aumenta el mecanismo de levante de la rastra se eleva, debido al esfuerzo de la rastra sobre la pulpa. Si el porcentaje de torque disminuye el mecanismo de levante de la rastra baja.

5.1.4 Amperaje de la bomba de descarga de relave 

Amperaje alto indica un mal funcionamiento de la bomba, adicionar agua en línea de alimentación a la bomba

5.1.5 Adición de floculante 





5.2

Una baja dosificación de floculante resulta en un aumento del tiempo de residencia, disminución de la eficiencia del equipo, disminución del flujo de descarga incrementando costos operativos del proceso de espesamiento, así mismo los finos pueden evacuarse junto al rebose. Una dosificación alta, puede generar la detención del mecanismo de giro por torque alto, las características reológicas de la pulpa se puede ver afectada negativamente. Incremento de costos operativos por exceso consumo de floculante. Transporte de Relaves

5.2.1 Porcentaje de sólidos    

5.3

Si se incrementa el % de sólidos en la descarga: Aumenta el torque en la rastra. Se incrementa la velocidad de la bomba de descarga, ocasionando una disminución del tiempo de residencia de la pulpa alimentada al espesador. Si se presenta una densidad baja, el flujo de descarga disminuye, aumentando la concentración de la zona de sedimentación del espesador, generando la recirculación de pulpa, hasta que esta alcance el % de sólidos establecido. Principales problemas operativos Problemas: Detención de rastras, corte de energía en espesadores. Solución: Restringir carga a espesador, Levantar rastras, Aumentar flujo de descarga de los espesadores a través de las bombas de underflow, controlando % solidos. Problemas: Detención de bombas de U/F de espesadores. Soluciones: Restringir carga a espesador, Levantar rastras, Aumentar flujo de descarga de los espesadores a través de las bombas de underflow, controlando % solidos. Problemas: Lameo (sólidos en suspensión en agua recuperada), por alto contenido de arcillas.


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CURSO II FUNDAMENTOS DE OPERACIÓN EN PLANTAS CONCENTRADORAS Soluciones: Incrementar la dosificación de floculante, Incrementar la malla +65 a 13 - 14% de la molienda bajando los rpms de los molinos, Verificar puntos de dosificación de floculante. 5.4

Tareas Operacionales

Procedimientos operacionales de espesamiento de relaves: 1. Arranque y detención de equipos del circuito de espesamiento de relaves. 2. Inspección y operación en el circuito de espesamiento de relaves y planta de floculante. 3. Determinación de controles operativos en el circuito de espesamiento de relaves. 4. Preparación y distribución de floculante. 5. Limpieza general de equipos del circuito de espesamiento de relaves.

5.5

Medio Ambiente.

Es la obligación y el compromiso de las empresas mineras a prevenir la contaminación, cumplir con las regulaciones ambientales, establecer un control voluntario aplicable, mejorar continuamente el desempeño ambiental y cooperar con las comunidades vecinas, en sus operaciones, instalaciones y hasta incluso en los entornos fuera de la empresa en donde se desarrollen sus trabajadores, colaboradores e instituciones relacionadas a esta. 5.5.1 Aspectos ambientales. Son los elementos de las actividades, productos o servicios de una organización susceptible de interactuar con el medio ambiente.   

Aspecto ambiental potencial, aspecto ambiental que podría interactuar con el medio ambiente. Aspecto ambiental real, aspecto ambiental que interactúa con el medio ambiente. Aspecto ambiental significativo, aquel aspecto ambiental que tiene o puede tener un impacto ambiental significativo.

5.5.2 Requerimiento de reportes. Los incidentes ambientales por derrames deben ser informados al departamento ambiental de la empresa, que tomará una determinación de los procedimientos requeridos. Estos pueden ser clasificados en:     

Derrames de materiales que impactan en el terreno nativo. Derrames de hidrocarburos que impactan en el terreno nativo o en cualquier lugar dentro de la instalación. Fugas de agua fresca, agua de proceso fuera de los límites operativos permitidos de la instalación. Fugas de aguas residuales del proceso productivo. Fugas de soluciones utilizadas en los procesos productivos.


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2. Fundamentos de Operaciones en Plantas Concentradoras

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