Manual de Laboratorio de Mineral Rgia[1]

MANUAL TEÓRICO-PRÁCTICO DE LABORATORIO DE MINERALÚRGIA

POR ANDRÉS FELIPE MONTOYA VELÁSQUEZ

UNIVERSIDAD DE ANTIOQUIA FACULTAD DE INGENIERÍA

DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES

MEDELLÍN 2003

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CONTENIDO

EL BENEFICIO DE MINERALES Y SUS VARIABLES...................................... VII

PARTE I. OPERACIONES DE REDUCCIÓN DE TAMAÑO ..............................10

1. ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO POR TAMIZADO ........................................12 1.1 MARCO TEÓRICO......................................................................................12 1.1.1 Generalidades ...........................................................................................12 1.1.2 Análisis Granulométrico por Tamizado..................................................12

1.1.2.1 Tamizado en seco .............................................................................13 1.1.2.2 Tamizado en húmedo .......................................................................13 1.1.2.3 Tamizado Húmedo-seco. .................................................................13

1.1.3 Tamices ......................................................................................................14 1.1.4 Muestreo.....................................................................................................15

1.1.4.1. Método de muestreo por Cono y Cuarteo ....................................18 1.1.4.2 Método de muestreo por Cortador de Jones ................................18

1.1.5 Formas de representar los resultados de un análisis granulométrico por tamizado .....................................................................................................19

1.1.5.1 Función de Distribución de Gates-Gaudin-Schuman ..................20 1.1.5.2 Distribución Rosin-Rammler ............................................................21 1.1.5.3 Utilizando las distribuciones de Schuman y Rosin-Rammler para la

interpretación de los resultados de un análisis granulométrico 22 1.1.5.3.1Distribución de Schuman...........................................................22 1.1.5.3.2 Distribución Rosin-Rammler .....................................................25

1.2 OBJETIVOS ..................................................................................................27 1.3. MATERIALES Y EQUIPOS .......................................................................27 1.4. PROCEDIMIENTO......................................................................................27 1.5 PREINFORME ..............................................................................................29 1.6 INFORME ......................................................................................................31 1.7 REFERENCIAS ............................................................................................31

2. OPERACIONES DE TRITURACIÓN..................................................................32 2.1. MARCO TEÓRICO .....................................................................................32 2.1.1 Generalidades ...........................................................................................32 2.1.2 Variables.....................................................................................................33

2.1.2.1 Variables del mineral.........................................................................33

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2.1.2.2 Variables de la maquinaria...............................................................33 2.1.2.3 Variables del proceso........................................................................33

2.1.3 Trituración primaria ...................................................................................34 2.1.3.1 Trituradoras primarias .......................................................................34

2.1.3.1.1. Trituradoras de Mandíbulas.....................................................35 2.1.3.1.1.1 Trituradoras tipo BLAKE....................................................35 2.1.3.1.1.2 Trituradoras tipo DODGE ..................................................36 2.1.3.1.1.3 Trituradoras tipo UNIVERSAL ..........................................36

2.1.3.1.2. Trituradoras Giratorias..............................................................36 2.1.3.1.2.1 Trituradoras Giratorias de Eje Fijo ...................................38 2.1.3.1.2.1 Trituradoras Giratorias de Eje Suspendido.....................38

2.1.4 Trituración secundaria..............................................................................38 2.1.4.1 Trituradoras Secundarias .................................................................39

2.1.4.1.2 Trituradora Gyradisc ..................................................................41 2.1.4.1.3 Trituradora de rodillos................................................................42 2.1.4.1.4 Trituradora de impacto ..............................................................43

2.1.5. Razón de Reducción ...............................................................................43 2.2 OBJETIVO.....................................................................................................44 2.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ..........................................................................44 2.4 PROCEDIMIENTO.......................................................................................45 2.5 PREINFORME ..............................................................................................46 2.6 INFORME ......................................................................................................49 2.7 REFERENCIAS ............................................................................................50

3. MOLIENDA..............................................................................................................51 3.1 MARCO TEÓRICO..........................................................................................51 3.1.1 Generalidades ...............................................................................................51

3.1.2 Los Cuerpos Moledores y su relación con la eficiencia del proceso de molienda .....................................................................................................52

3.1.3 Molinos........................................................................................................54 3.1.3.1.Molinos de Barras..............................................................................55 3.1.3.2 Molinos de Bolas................................................................................55

3.2 OBJETIVOS ......................................................................................................56 3.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ..............................................................................56 3.4 PROCEDIMIENTO...........................................................................................57

3.4.1 Para molienda en seco: ...........................................................................57 3.4.2 Para Molienda en húmedo: .....................................................................58

3.5 PREINFORME ..................................................................................................59 3.6 INFORME ..........................................................................................................63 3.7 REFERENCIAS ................................................................................................63

PARTE II. OPERACIONES DE CLASIFICACIÓN, SEPRACIÓN Y CONCENTRACIÓN..............................................................................................................................................64

Análisis Mineralógico..............................................................................................65

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Índices de evaluación de las operaciones mineralúrgicas ...............................66 Recuperación.......................................................................................................66 Razón de Concentración ...................................................................................66 Razón de Enriquecimiento ................................................................................67 Eficiencia de Separación ...................................................................................67

4. SEPARACIÓN MAGNÉTICA...............................................................................68 4.1 MARCO TEÓRICO..........................................................................................68

4.1.1 Generalidades ...........................................................................................68 4.1.2 Tipos de Separadores Magnéticos ........................................................69

4.1.2.1 Separadores de baja intensidad. ....................................................69 4.1.2.1.1 Separador tipo Crockett ............................................................69 4.1.2.1.2 Separador de Tambor................................................................70 4.1.2.1.3 Separador magnético de banda transversal..........................70

4.1.2.2 Separadores de alta intensidad.......................................................70 4.1.2.2.1 Separador Magnético de Inducción.........................................70

4.2 OBJETIVOS ......................................................................................................74 4.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ..............................................................................74 4.4. PROCEDIMIENTO..........................................................................................74 4.5 PREINFORME ..................................................................................................75 4.6 INFORME ..........................................................................................................77 4.7 REFERENCIAS ................................................................................................77

5. SEPARACIÓN POR MESA VIBRATORIA........................................................78 5.1 GENERALIDADES...........................................................................................78

5.1.1 La mesa vibratoria y su principio de funcionamiento ..........................78 5.1.2 Factores que influyen en el proceso de separación por mesa vibratoria

.....................................................................................................................81 5.2 OBJETIVOS .....................................................................................................82 5.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ..............................................................................82 5.4 PROCEDIMIENTO..........................................................................................83 5.5 PREINFORME ..................................................................................................84 5.6 INFORME ..........................................................................................................85 5.7 REFERENCIAS ................................................................................................85

6. CONCENTRACIÓN POR PULSADORA JIG....................................................86 6.1 MARCO TEÓRICO..........................................................................................86

6.1.1 Generalidades ...........................................................................................86 6.1.2 La pulsadora JIG y su principio de funcionamiento .............................86 6.1.3 Variables que intervienen en el proceso de separación por pulsadora JIG

.....................................................................................................................87 6.1.4 Tipos de pulsadora JIG............................................................................88

6.2 OBJETIVOS ......................................................................................................93 6.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ..............................................................................93 6.4 PROCEDIMIENTO...........................................................................................93

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6.5 PREINFORME ..................................................................................................95 6.6 INFORME ..........................................................................................................96 6.7 REFERENCIAS ................................................................................................96

7. SEPARACIÓN POR MEDIOS DENSOS............................................................97 7.1 MARCO TEÓRICO..........................................................................................97

7.1.1 Generalidades ...........................................................................................97 7.1.2 Fluidos utilizados en la separación por medios densos .....................98 7.1.3 Variables Involicradas ..............................................................................98 7.1.4 Equipos utilizados en la separación por medios densos....................99

7.2 OBJETIVO...................................................................................................... 100 7.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ........................................................................... 100 7.4 PROCEDIMIENTO........................................................................................ 102 7.5 PREINFORME ............................................................................................... 103 7.6 INFORME ....................................................................................................... 104 7.7 REFERENCIAS ............................................................................................. 104

8. SEPARACIÓN POR ELUTRIACIÓN ............................................................... 105 8.1 MARCO TEÓRICO ....................................................................................... 105

8.1.1 Generalidades ........................................................................................ 105 8.1.2 El Elutriador: Descripción del equipo y principio de funcionamiento105 8.1.3 Variables que intervienen en el proceso de elutriación ................... 107

8.2 OBJETIVOS ................................................................................................... 107 8.3 EQUIPOS Y REACTIVOS ........................................................................... 107 8.4 PROCEDIMIENTO........................................................................................ 108 8.5 PREINFORME ............................................................................................... 109 8.6 INFORME ....................................................................................................... 110 8.7 REFERENCIAS ............................................................................................. 110

9. SEPARACIÓN POR FLOTACIÓN ESPUMANTE......................................... 111 9.1 MARCO TEÓRICO....................................................................................... 111

9.1.1 Generalidades ........................................................................................ 111 9.1.2 Principio de funcionamiento y reactivos utilizados ........................... 111

9.1.2.1 Colectores ........................................................................................ 111 9.1.2.2 Espumantes..................................................................................... 112 9.1.2.3 Reguladores o Modificadores. ...................................................... 113

9.1.2.3.1 Activadores ............................................................................... 113 9.1.2.3.2 Depresantes ............................................................................. 113

9.1.3 La celda de flotación.............................................................................. 114 9.1.4 Variables.................................................................................................. 114

9.2 FLOTACIÓN DE CARBON.......................................................................... 117 9.3 FLOTACIÓN DE PIRITA .............................................................................. 119 9.4 REFERENCIAS ............................................................................................. 120

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LISTA DE FIGURAS

Figura 1.1. ............................................................................................... 13 Figura 1.2 ................................................................................................ 18 Figura 1.3 ................................................................................................ 19 Figura 1.4 ................................................................................................ 24 Figura 1.5 ................................................................................................ 26 Figura 2.1 ................................................................................................ 35 Figura 2.2 ................................................................................................ 36 Figura 2.3 ................................................................................................ 37 Figura 2.4 ................................................................................................ 38 Figura 2.5 ................................................................................................ 39 Figura 2.6 ................................................................................................ 40 Figura 2.7 ................................................................................................ 41 Figura 2.8 ................................................................................................ 42 Figura 3.1 ................................................................................................ 54 Figura 3.2 ................................................................................................ 56 Figura 4.1 ................................................................................................ 70 Figura 4.2 ................................................................................................ 71 Figura 4.3 ................................................................................................ 72 Figura 5.1 ................................................................................................ 79 Figura 5.2 ................................................................................................ 80 Figura 5.3. ............................................................................................... 80 Figura 5.4 ................................................................................................ 81 Figura 6.1 ................................................................................................ 87 Figura 6.2 ................................................................................................ 89 Figura 6.3 ................................................................................................ 90 Figura 6.4 ................................................................................................ 91 Figura 6.5 ................................................................................................ 92 Figura 6.6 ................................................................................................ 92 Figura 7.1 ................................................................................................ 99 Figura 7.2 .............................................................................................. 100 Figura 7.3 .............................................................................................. 101 Figura 8.1 .............................................................................................. 106 Figura 9.1 .............................................................................................. 112 Figura 9.2. ............................................................................................. 115 Figura 9.3. ............................................................................................. 116

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EL BENEFICIO DE MINERALES Y SUS VARIABLES

Debido a que un mineral de interés económico no se encuentra completamente solo en la naturaleza sino que está acompañado de otros minerales llamados Minerales Asociados, es necesario separarlo. Dicho mineral se conoce como Rico en tanto que aquellos minerales asociados que no son de interés económico se llaman Ganga, y en la mayoría de los casos son el desperdicio del proceso. En algunas ocasiones, el rico no se compone solo de un mineral en particular sino de una mezcla de dos o más minerales, razón por la cual además de llevar a cabo operaciones de separación de rico y ganga se necesita separar cada uno de los minerales de interés mediante operaciones de concentración.

La Mineralúrgia o Beneficio De Minerales es aquella rama de la ingeniería que se ocupa de someter un agregado mineral a una serie de operaciones unitarias que permitan obtener un producto de interés económico y de excelente calidad con el menor costo posible. Dicho producto se conoce como concentrado y dichas operaciones son la reducción de tamaño, la clasificación, la separación y la concentración. Cada una de esas etapas requiere que el mineral cumpla unas condiciones previamente establecidas por las plantas de beneficio, generalmente estipuladas bajo normas nacionales y/o internacionales, y que dependen de las características que dicho mineral necesita para su posterior aplicación, bien sea como materia prima para producir otro material (como en el caso de la metalurgia adaptiva) o para ser utilizado tal cual sale de la planta de beneficio. Por ejemplo, si se requiere beneficiar un mineral a fin de ser utilizado como pigmento en una pintura, será necesario controlar la forma de las partículas minerales de tal manera que al ser esparcidas sobre una superficie, éstas queden adheridas con mayor eficiencia sin comprometer la uniformidad de la película. Esto es, las partículas con forma completamente esférica no serían de mucha utilidad pues su forma compromete seriamente la uniformidad en el espesor de la pintura, mientras las partículas aplanadas o en forma de disco son idóneas para ésta aplicación en particular por poseer una forma muy adecuada. En este caso, una de las variables que debe controlarse con cuidado es la esfericidad de las partículas del agregado mineral.

El Beneficio de Minerales y sus Variables

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Desde este punto de vista, es necesario entonces conocer las variables que deben ser controladas durante el beneficio y su influencia en el proceso y la calidad del producto beneficiado, lo cual depende en gran medida de las aplicaciones posteriores del mineral. Las variables más importantes a tener en cuenta durante las operaciones de reducción de tamaño, clasificación, separación y concentración en algunas de las técnicas más utilizadas a nivel industrial incluyen:

• Propiedades del mineral a beneficiar y sus minerales asociados. • Parámetros técnicos de la maquinaria. • Propiedades fisicoquímicas de los reactivos utilizados.

La Mineralúrgia tiene el objetivo principal de explotar un mineral estableciendo un balance óptimo en la relación costo/beneficio a fin de que el producto tenga mayor valor agregado y el retorno de las inversiones se haga efectivo en un periodo de tiempo razonable. Para ello, la mineralúrgia se vale de los elementos mencionados anteriormente. Por tal razón, debe tenerse pleno conocimiento de las propiedades físicas, químicas, mecánicas y mineralógicas de los minerales que se van a explotar, así como de sus minerales asociados, pues en todos de los casos la mineralúrgia se aprovecha de algunas de esas propiedades para cumplir su objetivo principal: “Obtener un concentrado de mineral o minerales de interés económico minimizando los costos de las operaciones de beneficio y maximizando la calidad del concentrado obtenido”.

De otro lado, es igualmente importante conocer los parámetros técnicos más relevantes de la maquinaria utilizada durante el proceso de beneficio, pues de ello depende en gran parte la eficiencia de cada uno de los procesos y por lo tanto los costos de cada una de las operaciones.

Durante el curso de Laboratorio de Mineralúrgia se pretende ilustrar al futuro profesional sobre las variables más importantes de algunos de los procesos más utilizados a nivel industrial para el beneficio de minerales, así como su influencia en la eficiencia de cada uno de dichos procesos y su repercusión en los costos del concentrado obtenido. Éstas técnicas son:

• Análisis granulométrico por tamizado. • Trituración. • Molienda. • Separación Magnética. • Concentración por Elutriación. • Concentración por Medio Denso. • Concentración en Mesa Wiffley. • Concentración en Pulsadora JIG. • Concentración por Flotación.

El Beneficio de Minerales y sus Variables

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Para ello, el estudiante debe valerse de los conceptos básicos y principios fundamentales que rigen cada uno de los métodos presentados. Al final, cada estudiante deberá estar en capacidad de cualificar y cuantificar algunas de las variables más importantes en cada operación y discernir acerca de la eficiencia o no de un determinado proceso a fin de determinar qué tan económico puede ser una operación de beneficio.

Operaciones de reducción de tamaño

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PARTE I. OPERACIONES DE REDUCCIÓN DE TAMAÑO

Debido a que en un yacimiento la masa mineral que se compone del rico y la ganga es muy grande y el rico se encuentra finamente diseminado, es necesario someter dicha masa a operaciones de reducción de tamaño que permitan separar el rico de la ganga en una operación posterior. A las operaciones de reducción de tamaño se les conoce como etapas de liberación y su objetivo principal es liberar las partículas de rico de las partículas de ganga, aunque además de ello se busca dar al agregado mineral el tamaño adecuado para someterlo a operaciones posteriores.

Estas operaciones de reducción de tamaño son:

• Fragmentación. • Trituración. • Molienda.

La Fragmentación se da cuando parte del agregado mineral es extraído de la roca madre mediante explosivos en el yacimiento o mediante otro método de excavación. Ésta etapa no es de interés para el curso de laboratorio de mineralúrgia. Una vez fragmentado, la mezcla de rico y ganga es transportada a la planta de beneficio donde será sometida a trituración y molienda.

Dependiendo de la maquinaria utilizada y de las propiedades del agregado mineral, la trituración puede hacerse en dos o hasta tres etapas. Por tal razón, se dice que hay operaciones de Trituración Primaria y operaciones de Trituración Secundaria. La trituración terciaria no es muy común pero también se presenta en algunos casos. La Molienda es la etapa final de los procesos de reducción de tamaño y generalmente se obtiene un material muy fino que puede llegar a ser hasta de 300µm1, tamaño lo suficientemente adecuado para someter el mineral a algunas operaciones de separación.

En cada etapa de los procesos mineralúrgicos es necesario llevar un control de algunas variables mineralógicas de importancia como el tamaño, la forma, el área superficial o el volumen de las partículas. Para ello se recurre a un Análisis Granulométrico, el cual permite evaluar la eficiencia de las operaciones de reducción de tamaño y servir como parámetro de control del comportamiento reológico del mineral mientras es sometido a operaciones de separación y concentración.

1Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p1.

Operaciones de reducción de tamaño

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Existen muchos métodos de realizar análisis granulométrico, éstos incluyen la microscopía, la difracción de rayos x, la adsorción de gases, el ultrasonido, la medición de la resistividad eléctrica, etc. Sin embargo, son técnicas muy costosas y que buscan caracterizar diferentes propiedades en las partículas minerales, por lo cual en algunas ocasiones es necesario recurrir a técnicas más económicas, una de ellas es el análisis granulométrico por tamizado.

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1. ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO POR TAMIZADO

1.1 MARCO TEÓRICO

1.1.1 Generalidades

El análisis granulométrico es una de las operaciones principales durante los procesos de beneficio de minerales. Consiste en someter cierta cantidad de masa mineral a un proceso tal que permita clasificar el material en una serie de tamaños y/o formas y cuantificar éstos parámetros para llevar un control de las operaciones y del material como tal. Como se anotó con anterioridad existen varias técnicas de análisis granulométrico y su utilización depende de la información requerida. En el laboratorio estudiaremos el análisis granulométrico por tamizado.

1.1.2 Análisis Granulométrico por Tamizado

El análisis granulométrico por tamizado es una técnica de medición de tamaños de partícula que emplea una serie de mallas o tamices y que permite conocer la distribución granulométrica de una muestra mineral para observar el rendimiento de las máquinas y la eficiencia de los procesos de reducción de tamaño. Ésta técnica consiste en hacer pasar un peso conocido de muestra del material a través de una serie de tamices ordenados de tal forma que de arriba hacia abajo disminuya el tamaño de sus orificios. Durante el proceso, se imprime al sistema tamices-mineral una vibración que permita que el material más fino traspase la serie de tamices hasta que quede retenido por alguno de ellos. Ésta vibración se genera mediante una máquina llamada Ro-Tap, véase figura 1.1.

Dependiendo de las características del agregado de minerales el tamizado puede ser: Tamizado en seco, Tamizado en Húmedo o Tamizado Húmedo-Seco. Veamos en que consiste cada una de ellas.

Análisis Granulométrico por Tamizado

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1.1.2.1 Tamizado en seco . La vía seca es apropiada para partículas con poca humedad o que fueron desecadas previamente y que no estén aglomeradas. Sin embargo, por vía seca causan inexactitud factores como: sobrecarga de los tamices, las fuerzas electrostáticas que causan adherencia entre las partículas, adherencia debido a pequeñas cantidades de humedad y abundantes partículas de igual tamaño a las aberturas de los tamices.

Figura 1.1. a) Máquina Ro-Tap y b) Juego de Tamices. Generalmente el tamaño de abertura de cada tamiz está marcado en mm y pulgadas. La estructura está construida de Bronce sin costura. La malla es de alambres de Bronce cuidadosamente soldada a la estructura.

a. b. Fuente: http://www.fireassay.ca/catalog/t1.pdf

1.1.2.2 Tamizado en húmedo . Este método se utiliza para materiales que se encuentran en forma de pulpa o para polvos que forman agregados (o grumos) en el proceso de tamizado en seco. El agua es el liquido mas utilizado, pero para materiales que son hidrofóbicos se debe emplear un agente humectante diferente al agua.

1.1.2.3 Tamizado Húmedo-seco. Este es una combinación de los métodos anteriores y su objetivo es lograr un análisis granulométrico muy preciso porque evita la adherencia entre las partículas. Se coloca la muestra pesada en un vaso, donde se pone en suspensión en un líquido no disolvente de la sustancia, generalmente es agua; luego se decanta sobre el tamiz más fino del conjunto. Agregando mas agua se repite la agitación y la decantación hasta que no queden finos en suspensión después de agitar. Con un frasco lavador se lavan los finos sobre el tamiz hasta que el agua salga limpia. Decantando el agua de la fracción cernida el residuo sólido se deseca y se pesa.


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1.1.3 Tamices. Un tamiz es un recipiente cuyo fondo está constituido por una malla que posee cierto número de orificios (véase figura 1.1). Entre más orificios por unidad de área tenga un tamiz significa que el tamaño de los orificios es más pequeño, por lo que se dice que la malla es más fina. Por dichos orificios pasan las partículas cuyo tamaño sea el adecuado, es decir, el material que sea más grande que los orificios quedará retenido en el tamiz mientras que el más pequeño pasará a través de él.

Los tamaños de malla de los tamices varían mucho, pero generalmente vienen estandarizados en algunas normas internacionales. Las normas más utilizadas son:

• Serie Tayler • Serie DIN • Serie ASTM • Serie Británica • Serie AFNOR

Cada una de estas series difiere una de la otra en la relación existente entre la abertura de un tamiz y la abertura del tamiz siguiente, es decir, en las series normalizadas, las aberturas de los tamices consecutivos guardan una relación constante el uno con el otro. La razón más utilizada en una serie de tamices es aquella en la cual la relación de los tamaños de tamices adyacentes es 21/2 (√2 = 1,414), la ventaja de esta escala es que las áreas de las aberturas se duplican de un tamiz a otro, facilitando la representación gráfica de los resultados.

También se utilizan tamices con razón 21/4 cuando son necesarios trabajos exactos. Las series de tamices más modernas se basan en la relación 21/4 o en el sistema métrico 101/20 (1.122018454) lo cual hace posible una clasificación más estrecha de las partículas. La tabla 1.1 muestra cada una de las series de tamices así como la razón utilizada en cada sistema y la tabla 1.2 presenta un cuadro comparativo de las series de tamices más comunes así como sus aberturas estándar. Tabla 1.1. Series de tamices y su correspondiente razón entre aberturas de tamices subsiguientes.

Serie Razón Tayler 4 2 DIN 4 2 ASTM 4 2 Británica 4 2 AFNOR 20 10


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Pese a todo lo dicho anteriormente, en la mayoría de los casos es imposible someter la totalidad del material a un análisis granulométrico por tamizado debido al gran volumen de producción. En tal caso, debe someterse el material a un proceso de muestreo para escoger una cantidad de mineral que sea representativa y que tenga idealmente las mismas características de la muestra total. Por ésta razón, y por el hecho de que no todas las partículas de un mineral tienen el mismo tamaño, el análisis granulométrico por tamizado es un proceso estadístico. 1.1.4 Muestreo. Un muestreo es la recolección de muestras o fracciones representativas debidamente elegidas, y química y físicamente homogéneas de una muestra total que se va a analizar. En el empleo de esta técnica se debe tener en cuenta la elección de un buen procedimiento para obtener una muestra verdaderamente representativa y así tener la certeza de que posee todas las características de la muestra total, es decir, el método de muestreo debe ser confiable. Los métodos de muestreo más utilizados al elaborar un análisis granulométrico por tamizado son los de “Cono y Cuarteo” y “Cortador de Jones”.


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Tabla 1.2. Series de Tamices más utilizadas y su respectiva equivalencia. Serie Tayler(1)

Serie ASTM(2)

Serie Británica(3)

Serie AFNOR(4)

Serie DIN(5)

Abertura µm

Malla

mm No. mm No.

2-½” 64000 2” 50800 1-¾” 45300 1-½” 38100 1-¼” 32000

1.05” 1.06” 26900 1” 25.0 25400

0.833” ? ” 22600 0.742” ¾” 20.0 19000 0.624” ? ” 16.0 16000 0.525” 0.530” 13500 ½” 12.5 12700 0.441” 7/16” 11200 10.0 10000 0.371” ? ” 9510 0.312” (2½)

5.16” 8.0 8000

0.263” (6.680)

0.265” 6730

¼ No. 3 6.3 6350 3 3-½ 3-1/2 5660 3 ½

5.000 38 5.0 5000 4.699 4 4760 4 3.962 5 4.000 37 4.0 4000 5 3.327 6 3.35 5 3360 6

3.150 36 3.15 3150 2.794 7 2.80 6 2830 7 2.362 8 2.40 7 2.500 35 2.5 2380 8 1.981 10 2.00 8 2.000 34 2.0 2000 1.661 12 1.68 10 1.600 33 1.6 1680 10 1.397 14 1.40 12 1410 12 1.250 32 1.25 1250 1.168 16 1.20 14 1190 14 991 18 1.00 16 1.000 31 1.00 1000 16


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Tabla 1.2. Continuación.

Serie Tayler(1)

Serie ASTM(2)

Serie Británica(3)

Serie AFNOR(3)

Serie DIN(4)

Abertura µm

Malla

µm No. No.

883 20 850 18 841 20 0.800 30 0.800 800

701 25 710 22 707 24 589 30 60 25 595 28 495 35 500 30 0.500 28 0.500 500 32 417 40 420 36 420 35

0.400 27 0.400 400 351 45 355 44 354 42 295 50 300 52 297 48 248 60 250 60 0.250 25 0.250 250 60 208 70 210 72 210 65

0.200 24 0.200 200 175 80 180 85 177 80

0.160 23 0.160 160 147 100 150 100 149 100 115 120 125 120 0.125 22 0.125 125 115 104 140 105 150 105 150

0.100 21 0.100 100 88 170 090 170 0.090 88 170

0.080 20 0.080 80 74 200 075 200 74 200

0.071 71 61 230 068 240 0.063 19 0.063 63 250

0.056 56 52 270 053 300 53 270

(1)Serie de Normas Tayler (2) ASTM E-1170 (3) Normas Británicas BS-410 de 1962 (4) Normas Francesas AFNOR X-11-501 (5) Normas DIN 4188

Fuente: Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. I. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p60.


18

1.1.4.1. Método de muestreo por Cono y Cuarteo. Este es un método manual y es aplicable a cantidades de material inferiores a cincuenta toneladas (50ton) y consiste del procedimiento descrito a continuación, (véase figura 1.2):

• Se hace una pila o cono con el mineral. • A este cono se le da forma de torta y se divide en cuatro fracciones iguales, esta

partición en cuatro secciones es denominada cuarteo. • De esta torta se toman dos de las fracciones y se descartan. Y con las otras dos

partes se repite el procedimiento hasta obtener el volumen de muestra deseado. Figura 1.2. Método de muestreo por cono y cuarteo.

Fuente: López María Esperanza. Notas del Laboratorio de Mineral urgía. Semestre 2002-02. Universidad de Antioquia. Medellín. 2002.

1.1.4.2 Método de muestreo por Cortador de Jones. Es un método mecánico y también es llamado Cortador de Riffles. Se efectúa con la ayuda de equipos estacionarios que cortan parte del flujo del material en forma continua o mediante aparatos móviles que toman la muestra periódicamente. Por medio de este método se toman muestras mas rápidamente y con menos errores humanos, que en el método de cono y cuarteo.

El Cortador de Jones o de Riffles contiene una serie de partidores por los cuales se hace pasar el mineral las veces que sea necesario. El cortador está formado por un número par de canales divisores, colocados en forma paralela e iguales en tamaño (véase figura 1.3). La muestra se vierte en los canales ubicados en la parte superior y


19

cae en dos cajones ubicados en las descargas. La muestra se divide en dos fracciones iguales, una se descarta y la otra se lleva nuevamente al cuarteador para realizar nuevamente la operación. La granulometría máxima del mineral no debe exceder ½in para el buen funcionamiento de los equipos.

Figura 1.3. Método de muestreo por Cortador de Jones.

Fuente: López María Esperanza. Notas del Laboratorio de Mineral urgía. Semestre 2002-02. Universidad de Antioquia. Medellín. 2002.

1.1.5 Formas de representar los resultados de un análisis granulométrico por tamizado . Una vez realizado un análisis granulométrico por tamizado es necesario interpretar los resultados obtenidos y extraer de ellos la suficiente información de tal forma que permitan controlar los procesos de beneficio. Tales resultados pueden ser representados de diferentes formas, las más comunes son:

• Tablas • Histogramas • Funciones de distribución de tamaños

Las tablas permiten recopilar información básica referente al proceso de tamizado, a saber: peso retenido en cada tamiz, % del peso total retenido por cada tamiz, % del peso total retenido por cada tamiz y los tamices superiores a él (lo que se conoce como % Retenido Acumulado) y % del peso total de la muestra que pasa a través de cada tamiz (lo que se conoce como % Pasante Acumulado). Sin embargo, las tablas son


20

apenas una base que permite desarrollar otros métodos de interpretación de los resultados, y no dicen mucho acerca de las características de un agregado mineral.

Como se dijo con anterioridad, el proceso de análisis granulométrico por tamizado es un proceso estadístico debido a que no todas las partículas de un agregado mineral tienen el mismo tamaño y la misma forma. Al elaborar un histograma graficando la Abertura de Tamiz Vs. % Retenido por cada tamiz es posible observar los tamaños promedio de las partículas del mineral, esto es, una función discreta de frecuencias por peso.

Sin embargo, la forma más útil para interpretar los resultados es mediante Funciones de Distribución de Tamaño de Partícula. Estas funciones son representaciones gráficas basadas en ecuaciones formuladas por algunos científicos y que pretender describir la manera como se distribuyen los tamaños de partícula en un análisis granulométrico. Cabe anotar que hasta el momento duchas funciones no son más que una buena aproximación al comportamiento de un agregado de minerales durante el análisis granulométrico y ninguna de ellas representa un modelo universal. 1.1.5.1 Función de Distribución de Gates-Gaudin -Schuman . La función de distribución más utilizada para representar los resultados del análisis granulométrico por tamizado es la curva de Gates - Gaudin – Schuman (O simplemente Schuman), en la cual se traza el Log abertura de tamiz (o Log tamaño de partícula) contra Log F3(X), siendo F3(X) el resultado de dividir el % Pasante Acumulado por 100. La Función Schuman sigue la relación:

( )m

Kx

xF

=3 (1.1)

Donde x es el tamaño de partícula (o el tamaño de la abertura de tamiz), K es el Módulo de Tamaño y representa el tamaño de abertura de tamiz a través del cual teóricamente pasa el 100% del mineral, y m es el Módulo de Distribución o Coeficiente de Uniformidad y representa una medida de la dispersión de la distribución de los tamaños de partícula.

Análisis Granulométrico por tamizado

21

Obsérvese que al desarrollar la ecuación 1.1 sacando logaritmos a ambos lados se obtiene la expresión:

mLogKmLogxxLogF −=)(3 (1.2)

Esta es una ecuación del tipo y=mx+b correspondiente a una recta donde y=LogF3(x), x =Logx y b=-mLogK. Con ello puede decirse que al graficar Log Abertura de Tamiz Vs. Log F3(x) obtenemos una línea recta con pendiente m y con intercepto -mLogK en el eje “y”. Esta gráfica, da una dispersión satisfactoria de los datos en la región de los tamaños finos pero presenta una acumulación de valores en la escala vertical de los gruesos que puede ser inadecuada para algunos casos. Un parámetro muy importante que puede obtenerse de la distribución de Schuman es el X80, el cual representa la abertura del tamiz a través del cual pasa el 80% de la totalidad del material y se calcula haciendo F3(x)=0.8 en la ecuación 1.1 y hallando el valor de x o directamente de la gráfica obtenida durante el análisis. Éste valor es de suma importancia pues generalmente en las plantas de beneficio se utiliza el X80 como un estándar de tamaño para que un mineral pase a una etapa posterior del proceso. 1.1.5.2 Distribución Rosin -Rammler. La distribución de Rosin-Rammler es mucho más compleja y se utiliza a menudo para representar los resultados del análisis granulométrico de materiales que han sido molidos, es decir, presenta una buena dispersión en los tamaños finos. Se ha demostrado que al someter un mineral a análisis granulométrico, los tamaños de partícula se distribuyen según la relación:

( )n

xx

exF

−

−= 013 (1.3)

Si se utiliza la expansión en serie !

...!3!2

132

nxxx

xen

x +++++= , y se hace n

xx

x

−=

0

en

la ecuación 1.3, es posible demostrar que la distribución de Schuman es un caso particular de la distribución de Rosin-Rammler cuando x<<<x0. Con lo cual puede decirse que la distribución de Rosin-Rammler es mucho más precisa en los gruesos que la distribución de Schuman.

Al igual que en la distribución de Schuman, la distribución de Rosin-Rammler posee un módulo de tamaño, en éste caso X0, y un coeficiente de uniformidad, en éste caso n, sólo que en éste caso el módulo de tamaño corresponde al tamaño de malla a través del cual pasa el 63.2% del material y no el 100% como en el caso de Schuman.


22

La función de Rosin Rammler es compleja porque al tomar logaritmos a la ecuación 1.3 se obtiene:

( ) 031

1ln nLogxnLogx

xFLog −=

− (1.4)

Ello implica graficar el logaritmo de ( )

− xF31

1ln vs. Log x para obtener una línea recta,

lo cual constituye una operación muy tediosa y necesita de un papel especial.

Para ambas distribuciones el coeficiente de uniformidad brinda una medida de qué tan uniforme es el tamaño de las partículas. Como en ambos casos dicho coeficiente es la pendiente de la recta, es lógico pensar que a mayor pendiente la dispersión de los tamaños de partícula será menor, ello es, todas las partículas del mineral tienden a tener el mismo tamaño.

Afortunadamente, hoy en día se cuenta con software que es capaz de elaborar cualquiera de éstas distribuciones. Una hoja de cálculo como Excel realiza ésta tarea con facilidad. A continuación veamos un ejemplo real del cálculo de los parámetros de tamaño y uniformidad para el análisis granulométrico de un mineral en ambas distribuciones utilizando la hoja de cálculo Microsoft Excel XP.

1.1.5.3 Utilizando las distribuciones de Schuman y Rosin -Rammler para la interpretación de los resultados de un análisis granulométrico . Se realizó el análisis granulométrico por tamizado a 309.9 gramos un mineral determinado y durante el ensayo se obtuvieron los resultados mostrados en la tabla 1.3. Se pide:

1. Elaborar el gráfico de distribución de Schuman y hallar K, m y X80. 2. Elaborar el gráfico de distribución de Rosin-Rammler y hallar n y X0.

1.1.5.3.1Distribución de Schuman. Como lo que se busca es graficar Log F3(x) Vs. Log x, debe dividirse el % pasante acumulado por 100, esto es F3(x). Luego se obtienen los logaritmos tanto de x como de F3(x) y se elabora la tabla 1.4.


23

Tabla 1.3. Resultados del análisis granulométrico realizado a 309.9g de caliza.

Malla Abertura de tamiz (mm)=x

Peso Retenido

(g)

% Retenido

% Retenido

Acumulado

%Pasante Acumulado

? ” 9.520 4.9 1.58 1.58 98.42

3 6.680 37.1 11.97 13.55 86.45

4 4.760 78.1 25.20 38.75 61.25

10 2.000 95.8 30.91 69.67 30.33

14 1.400 19.9 6.42 76.09 23.91

20 0.840 14.7 4.74 80.83 19.17

40 0.425 17.6 5.68 86.51 13.49

50 0.300 1.5 0.48 87.00 13.00

60 0.250 6.5 2.10 89.09 10.91

100 0.150 6.3 2.03 91.13 8.87

140 0.106 5.8 1.87 93.00 7.00

Bandeja 21.7 7.00 100.00 0.00

Tabla 1.4. Base para la elaboración de la distribución de Schuman.

Log x Log F3(x) 0.98 -0.01 0.82 -0.06 0.68 -0.21 0.30 -0.52 0.15 -0.62 -0.08 -0.62 -0.37 -0.87 -0.52 -0.89 -0.60 -0.96 -0.82 -1.05 -0.97 -1.15


24

Con los datos de la tabla 1.4 se elabora un gráfico en Excel de la siguiente forma:

1. Se utiliza un tipo de gráfico XY Dispersión. 2. Se elige la opción serie de datos en filas. 3. Se eliminan todas las series. 4. Se crea una nueva serie y a ésta se le asigna como eje de categorías x a la

columna de abertura de tamiz y como eje de categorías “y” a F3(x). La bandeja no se tiene en cuenta.

5. Se edita el gráfico correctamente, esto es, título, título de los ejes, etc. (esto puede hacerse luego).

6. Se finaliza la creación del gráfico. 7. Una vez terminado el gráfico se selecciona la línea (hasta que se vea

sombreada), y se despliega el menú contextual con el cilck derecho del mouse. En dicho menú se selecciona la opción insertar línea de tendencia. En tal opción se escoge el tipo de línea de tendencia lineal y en la ficha opciones se activan las casillas: mostrar ecuación y mostrar valor de R cuadrado en el gráfico.

De ésta forma, el gráfico muestra una línea recta que se acomoda a la dispersión de los puntos. El qué tan buena o mala sea la aproximación se puede conocer con el valor de R2, esto es, en tanto más próximo a 1 sea tal valor mejor es la aproximación de la recta a la dispersión de puntos obtenida en el proceso de tamizado. La curva obtenida se muestra en la figura 1.4 . Figura 1.4. Distribución de Schuman para el ejemplo planteado. Observe la ecuación de la recta y el valor de R2. Los puntos azules son los resultados del análisis granulométrico y la línea de color negro es la línea de tendencia lineal.

Función Schuman

y = 0.5822x - 0.6188R2 = 0.9814

-1.40

-1.20

-1.00

-0.80

-0.60

-0.40

-0.20

0.00

-1.50 -1.00 -0.50 0.00 0.50 1.00 1.50

Log X

Log

F3(X

)


25

Debido a que la relación entre F3(x) y x en escala logarítmica está dada por la ecuación 1.2, puede hallarse el parámetro m calculando la pendiente de la línea de tendencia y el parámetro K interpolando la gráfica donde F3(x)=1 (o lo que es lo mismo LogF3(x)=0). Más fácil aún es recordar que la relación 1.2 es la ecuación de una línea recta y que la ecuación de la línea de tendencia obtenida por el programa puede ser homologada a tal relación, por lo tanto es posible saber el valor de m sólo con mirar la ecuación de la línea de tendencia. Para éste caso la ecuación obtenida es y=0.5822x-0.6188, donde y=LogF3(x) y x=Logx.0 Obsérvese que el valor obtenido por el programa para m es 0.5822. Igualmente pude utilizarse ésta ecuación para calcular K como sigue:

Como b=-mLog K=-0.6188 y m=0.5822 se tiene que:

06.15822.06188.06188.0

=−−

=−

−=

mLogK

Entonces:

K=101.06, con lo cual se tiene que K=11.56. Quiere decir que le tamaño teórico de malla por el cual pasaría todo el material es 11.56mm. Del mismo modo, como el x80 es el tamaño de malla por el cual pasa el 80% del material entonces “y” debe ser igual a Log(0.8 )=-0.097. Reemplazando éste valor de “y” en la ecuación y despejando x se obtiene:

896.05822.0

6188.0097.05822.0

6188.0=

+−=

+=

yx

Pero recuérdese que para nuestros propósitos, x=Logx, por tanto el resultado aquí obtenido es Logx, luego x=100.896=7.87mm. Esto quiere decir que el 80% del mineral pasa a través de una malla cuyo tamaño sea 7.87mm.

1.1.5.3.2 Distribución Rosin -Rammler . Para ésta distribución se procede a elaborar una tabla similar a la 1.4 con los datos Logx en una columna

y

−

=)(31

1ln)(3 XF

LogxR en la otra. Luego se hace un gráfico de R3(x) Vs. Logx

siguiendo los pasos mencionados anteriormente para elaborar la distribución de Schuman. Con ello se obtiene un gráfico como el mostrado en la figura 1.5 . De la misma forma que para el caso de la distribución de Schuman, la pendiente de la ecuación es n, en este caso n=0.8113. Y para hallar x0:


26

1. Se despeja x de la ecuación.

2. Se reemplaza el valor de y por 4

0

104232.1)(31

1ln −−=

−

xXF

Log . Recuérdese

que F3(x0)=0.632 pues es x0 el tamaño de malla que deja pasar el 63.2% del material.

3. Se halla el valor de x.

Figura 1.5. Distribución de Rosin-Rammler para el ejemplo planteado. Observe la ecuación de la recta y el valor de R2. Los puntos azules son los resultados del análisis granulométrico y la línea de color negro es la línea de tendencia lineal.

Función Rosin-Rammler

y = 0.8113x - 0.4751R2 = 0.9234

-1.5

-1

-0.5

0

0.5

1

-1.50 -1.00 -0.50 0.00 0.50 1.00 1.50

Log X

R3(

X)

Para este caso:

585.08113.0

4751.0104232.18113.0

4751.0 4

=+−

=+

=−xy

x

De la misma manera que e la distribución Schuman, el valor de x al cual se refiere la ecuación es para nuestros propósitos Logx, por tanto x=100.585=3.85mm. Es decir, el 63.2% del material pasará a través de una malla cuyo tamaño es 3.85mm.


27

1.2 OBJETIVOS

1.2.1 Capacitar al estudiante en la toma de muestras para un análisis granulométrico utilizando los métodos de cono y cuarteo y cortador de Jones. 1.2.2 Capacitar al estudiante en la elaboración de un análisis granulométrico por tamizado concentrando la atención en los criterios necesarios para llevar a cabo el proceso de manera adecuada.

1.2.3 Utilizar los resultados para elaborar los gráficos de distribución de tamaños más utilizados.

1.3. MATERIALES Y EQUIPOS

Caliza. Máquina Ro-Tap. Serie de tamices Tayler. Cortador de Jones. Bandejas. Palas. Balanza granulométrica. Brochas.

1.4. PROCEDIMIENTO 1.4.1 Tome dos muestras de aproximadamente 300g, una por el método de cono y cuarteo y otra por el método de cortador de Jones. El siguiente procedimiento debe aplicarse a cada una de las dos muestras tomadas:

Obtención del primer tamiz de la serie 1.4.2 Observe a simple vista el grupo de partículas más grandes de la muestra y encuentre un tamiz por el cual dichas partículas pasen. 1.4.3 Haga pasar toda la muestra por dicho tamiz.


28

1.4.4 Pese el contenido retenido en el tamiz. Si este peso es superior al 5% del peso total de la muestra, cambie el tamiz por otro que tenga una abertura de malla mayor y repita este procedimiento el número de veces que sea necesario hasta que el porcentaje retenido en el tamiz sea menor del 5% del total de la muestra. Éste se constituye en el primer tamiz de la serie

Obtención de la serie de tamices 1.4.5 Seleccione la serie de tamices teniendo en cuenta que la razón de secuencia de los tamices sea 4 2 para ello debe ayudarse de una tabla (como la tabla 1.2). Si por alguna razón hay algún tamiz faltante, procure tomar el que le sigue en la serie. El número de tamices de la serie inicial queda a su criterio. 1.4.6 Haga pasar manualmente el mineral por la serie de tamices.

1.4.7 Pese el material que queda retenido en la bandeja. Si el peso que queda en la bandeja es mayor del 5% de la muestra total, adicione otro tamiz a la serie teniendo en cuenta la razón del numeral 4.5. Repita el procedimiento hasta que el porcentaje de peso retenido en la bandeja sea menor o igual al 5% de la muestra total. De esta forma se completa la serie de tamices. 1.4.8 Monte la serie de tamices con el mineral en la máquina Ro-Tap y acciónela por 15 minutos. 1.4.9 Pasado éste tiempo, pese el material retenido en cada tamiz (fracción retenida). 1.4.10 Sume los pesos de cada tamiz para hallar el peso total de la muestra y compárelo con el peso inicial. Si se ha perdido más del 1% de la muestra inicial durante el proceso, repita el análisis tomando como base el peso total obtenido después de tamizar. Si las pérdidas no superan el 1% vuelva a montar los tamices en la Ro-Tap y accione la máquina por 1 minuto y pese de nuevo. 1.4.11 Llene las tablas del preinforme y entréguelo.


29

1.5 PREINFORME

Muestra tomada por el método de cono y cuarteo. Peso Inicial:

Tamices

Tayler Abertura Promedio

(µm)

Peso Retenido

(g)

% Retenido

% Retenido Acumulado

% Pasante Acumulado

Peso Total


30

Muestra tomada por el método de Cortador de Jones. Peso Inicial:

Tamices

Tyler Abertura Promedio

(µm)

Peso Retenido

(g)

% Retenido

% Retenido Acumulado

% Pasante Acumulado

Peso Total


31

1.6 INFORME

Con los datos obtenidos en la práctica:

1.6.1 Elabore un histograma de Abertura de Tamiz (Tamaño Promedio de Partícula) Vs. % Retenido. ¿En cuál tamiz se retuvo la mayor proporción de partículas y cuál es su tamaño promedio?. 1.6.2 Elabore el gráfico de Schuman para cada muestra en una hoja de cálculo (como por ejemplo Excel) y calcule la abertura del tamiz por donde pasa el 100% del material. Es decir, halle el módulo de tamaño K utilizando dicho gráfico. Además, halle el módulo de distribución m. 1.6.3 Halle el tamaño de malla teórico y experimental que deja pasar el 80% de las partículas, es decir el X80. 1.6.4 Elabore el gráfico de Rosin-Rammler y halle el módulo de tamaño x0 y el coeficiente de uniformidad n. 1.6.5 En base a los resultados obtenidos, compare las curvas y los parámetros encontrados en cada curva para cada método de muestreo. ¿En cuál de los dos métodos se obtuvo un producto más homogéneo de partículas?. Elabore sus propias conclusiones. 1.6.6 El X80 es el tamaño más utilizado para caracterizar el tamaño de partícula de una muestra de ricos y ganga. Si para una operación posterior se requiere que el tamaño promedio de partícula sea de 10mm, ¿considera usted que el mineral tal como está puede pasar a dicha operación, o debe reducirse más su tamaño?. OPCIONAL: Consulte otros tipos de análisis granulométrico diferente al tipo de análisis granulométrico por tamizado. Especifique la propiedad del mineral que se aprovecha durante el análisis. 1.7 REFERENCIAS Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol.I. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. López María Esperanza. Notas del Laboratorio de Mineral urgía . Semestre 2002-2. Universidad de Antioquia. Medellín. 2002.

32

2. OPERACIONES DE TRITURACIÓN

2.1. MARCO TEÓRICO

2.1.1 Generalidades

La trituración es la primera etapa de disminución de tamaños después de la liberación de la mena, y contribuye a liberar partículas minerales de interés económico así como la disminución gradual del tamaño de un material para un proceso posterior. Tal operación es una operación mecánica en la cual se aplica una fuerza suficiente a las partículas sólidas relativamente frágiles y grandes para que se fracturen, y generalmente se realiza en seco. La trituración consta de dos o tres etapas, las cuales reducen los tamaños de los materiales gruesos en máquinas cuya construcción mecánica evita que las superficies que realizan la acción de desintegración entren contacto. Desafortunadamente, no se ha podido desarrollar aún una máquina capaz de realizar el proceso de reducción de tamaño en un solo paso para todos los tipos de materiales. Por tal razón, en la mayoría de las aplicaciones son necesarias varias etapas de trituración y más de un equipo. Es así como existe la Trituración Primaria, Secundaria y Terciaria. El que se utilicen dos o más etapas de trituración depende de la naturaleza misma del mineral y de la maquinaria disponible. En cualquier caso, debe conocerse muy bien las variables involucradas en el proceso de conminución a fin de optimizar tal operación. Debido a que generalmente la trituración se lleva a cabo en dos etapas, aquí consideraremos sólo la trituración primaria y la trituración secundaria, dejando abierta la posibilidad de profundizar en la trituración terciaria. Además, puede decirse que las variables involucradas en dicha operación, salvo algunos pequeños detalles, son siempre las mismas.

Operaciones de trituración

33

2.1.2 Variables Las variables involucradas dentro de un proceso de trituración pueden ser subdivididas en tres grupos:

2.1.2.1 Variables del mineral. Tamaño de partícula: el cual puede cuantificarse con un análisis granulométrico. Dureza: En tanto más duro es un mineral, el desgaste de las superficies trituradoras es mucho mayor, lo cual repercute inmediatamente en los costos de mantenimiento de la maquinaria. Fragilidad: La fragilidad ayuda en las operaciones de trituración, pues si se tiene un mineral muy frágil, la fuerza aplicada para fracturarlo es menor, con lo cual se necesita un menor consumo energético durante el proceso. Hidrofobicidad: Pese a que generalmente las operaciones de trituración se realizan en seco, en aquellos casos en los cuales el mineral deba ser triturado en húmedo es necesario estar seguros de que el material no sea hidrofóbico. En tal caso la trituración debe hacerse preparando una pulpa donde el agua no actúe como solvente. 2.1.2.2 Variables de la maquinaria . Estas son algunas de las variables importantes de las máquinas utilizadas en la trituración: Fuerza máxima y mínima de desintegración: Están directamente relacionadas con la energía necesaria para fracturar las partículas de mineral. Aberturas máxima y mínima de admisión. Da una idea del tamaño necesario para la alimentación. Aberturas máxima y mínima de descarga. Da una idea del tamaño máximo de partícula que se obtiene en la operación. Eficiencia: Es una medida de qué tanta energía de la suministrada por el motor de la máquina se utiliza en fracturar el mineral. Capacidad: Es una variable fundamental para optimizar el volumen de producción requerido. Desgaste de las superficies trituradoras: Debe ser controlado, para lo cual debe tenerse en cuenta el mineral que se está procesando. 2.1.2.3 Variables del proceso. Algunas variables de proceso que deben ser controladas son: Energía consumida por unidad de masa de mineral triturado. Repercute directamente en los costos de beneficio. Flujo de alimentación. Debe estar relacionado con la capacidad de las trituradoras y el volumen de producción que permita un buena relación costo (tiempo)/ beneficio.


34

Razón de reducción. Es una medida de qué tanto se reduce el tamaño de un mineral en una operación de reducción de tamaño. Se hablara de éste concepto con más detalle en la sección 2.1.5. 2.1.3 Trituración primaria . Es la etapa en la cual la mena que sale de la mina y que tiene un tamaño hasta de 1,5 m es desintegrada hasta 10–20 cm2. En ésta etapa, las máquinas aplican una fuerza gradualmente a las partículas para fracturarlas. 2.1.3.1 Trituradoras primarias . En general, las trituradoras primarias y secundarias tienen tres zonas características, la zona de alimentación que, cuyo nombre lo indica es la parte de la máquina por donde entra el material a triturar, la zona de desintegración que es donde se somete el mineral a las fuerzas que lo fracturan y la zona de descarga, que es la parte de la máquina por donde sale el producto de la operación. Cabe anotar en este punto que todas las máquinas utilizadas en las operaciones de beneficio de minerales constan de cuatro elementos básicos3: Ø La zona de separación: Donde las partículas son libres de desplazarse en la

dirección de la resultante de las fuerzas que actúan sobre ellas. Ø El elemento activante: que es aquel que ejerce una fuerza selectiva sobre un tipo

específico de partícula del agregado mineral. Ø Un medio de transporte del alimento: encargado de llevar el alimento a la zona de

separación. Ø Un medio de transporte del producto: Encargados de transportar el producto hacia

una operación posterior. En el caso de la trituración, la zona de separación (aquí denominada zona de desintegración) se ubica entre las superficies trituradoras, el elemento activante es la intensidad y tipo de fuerza aplicada durante el proceso, y el medio de transporte de alimento y del producto es la gravedad. Las trituradoras primarias deben tener capacidad de admitir los grandes pedazos de mineral que provienen de la mina, por tal razón, la abertura de admisión, que se denomina Boca, debe ser lo suficientemente ancha como para permitir la entrada del alimento. De igual forma, la abertura de descarga, que se llama Garganta, debe ser lo suficientemente funcional para permitir la salida del producto. Existen dos tipos principales de trituradoras primarias: la de acción periódica o de mandíbulas y las de acción continua o giratoria. Veamos cada una de ellas.

2Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol I. Ed: Copyclase. Medellín. 1997. p190. 3Barraza Lorenzo & Menco José. Ibid. p5.


35

2.1.3.1.1. Trituradoras de Mandíbulas. Se les llama así porque las superficies trituradoras son placas que se abren y se cierran como las mandíbulas de un animal. Tales placas son convergentes hacia abajo de tal manera que el espacio vacío que hay entre ellas es en forma de V. Una de tales placas es fija y la otra se mueve. Dependiendo de la posición del eje de suspensión de la placa móvil, la trituradora puede ser tipo BLAKE, tipo DODGE, o tipo UNIVERSAL. 2.1.3.1.1.1 Trituradoras tipo BLAKE. Poseen el eje de suspensión de la placa móvil cerca de la boca de la máquina, por lo cual la abertura de admisión es constante y la abertura máxima entre las mandíbulas se da en la garganta cuando la mandíbula móvil alcanza el punto de mayor desplazamiento. Además, debido a que el esfuerzo máximo de compresión en una trituradora se da en la boca y en éste tipo de máquinas el eje de suspensión se encuentra cerca de allí, se origina un momento flector pequeño y las partículas se fracturan originando partículas no tan pequeñas. La figura 2.1 muestra un esquema de la trituradora tipo Blake. Figura 2.1. Trituradora tipo Blake. Observe el eje de suspensión ubicado en la parte superior de la mandíbula móvil. Con ello la abertura máxima entre las mandíbulas se da en la descarga.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p99.


36

2.1.3.1.1.2 Trituradoras tipo DODGE. Poseen el eje de suspensión de la mandíbula móvil en la garganta, por lo que la abertura de descarga es constante y la abertura máxima entre las mandíbulas se da en la boca. El esfuerzo máximo de compresión se da igualmente en la boca de la máquina, pero debido a que el eje de suspensión de la placa móvil se encuentra lejos de éste punto, se obtiene un momento flector grande en comparación con una máquina tipo Blake, por ésta razón se origina un producto de menores dimensiones y mucho más homogéneo. Sin embargo, la producción de finos durante la operación es significativa, lo que puede representar un problema más adelante. La figura 2.2 muestra el esquema de una trituradora tipo Dodge. Figura 2.2. Trituradora tipo Dodge. El eje de suspensión ubicado cerca de la garganta origina un momento flector grande con lo que se obtienen partículas más finas.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p104. 2.1.3.1.1.3 Trituradoras tipo UNIVERSAL. El eje de suspensión de la mandíbula móvil se encuentra en la mitad de la misma. Por ello, tanto la abertura de admisión como la abertura de descarga son variables. 2.1.3.1.2. Trituradoras Giratorias . Las trituradoras giratorias consisten esencialmente de un gran eje asentado sobre una excéntrica, y el cual lleva un elemento triturador de acero de alta resistencia y de forma cónica. (figura 2.3). En éste tipo de máquinas las superficies que realizan la operación de trituración son dos troncos de cono. Una de ellas está en posición normal y otra está invertida. La primera,


37

soportada por el eje, puede ser homologada a la mandíbula móvil de una trituradora de quijadas, mientras que la segunda puede homologarse a la placa fija. Cuando la trituradora rota, comprime la roca contra la superficie cónica invertida debido a la acción giratoria de la excéntrica. El máximo movimiento ocurre cerca de la descarga, con lo cual tiende a evitarse el empaquetamiento debido al aumento del volumen del material. Dependiendo de si el eje es fijo o suspendido, las trituradoras giratorias pueden ser de eje fijo o suspendido. Veamos en qué se diferencian. Figura 2.3. Sección transversal de una trituradora giratoria. Observe la configuración cónica de las superficies de trituración móvil y fija.



38

2.1.3.1.2.1 Trituradoras Giratorias de Eje Fijo. Son aquellas donde el eje es fijo tanto en su extremo superior como en su extremo inferior, y el movimiento del cono de trituración se efectúa por un manguito excéntrico colocado entre el cono y el eje. Ésta configuración proporciona al cono triturador un movimiento horizontal, lo cual permite un movimiento más uniforme de todos los puntos de la superficie de trituración y por lo tanto un desgaste más uniforme, además de que se reduce el deslizamiento y se obtiene mayor capacidad. Véase figura 2.4 . 2.1.3.1.2.1 Trituradoras Giratorias de Eje Suspendido. Aquí el movimiento del cono móvil no es horizontal y por lo tanto no uniforme, y se efectúa por una excéntrica colocada en el extremo inferior del eje y no entre el eje y el cono como en el caso de la trituradora giratoria de eje fijo. El desgaste de la superficie trituradora tampoco es uniforme, lo cual repercute en dificultades de mantenimiento. Ésta es como la mostrada anteriormente el figura 2.3. Figura 2.4. a) Movimiento de la superficie trituradora cónica en una trituradora giratoria de eje fijo y b) Movimiento de la superficie trituradora cónica en una trituradora giratoria de eje suspendido.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p110. 2.1.4 Trituración secundaria . Es la operación subsecuente a la trituración primaria y algunas veces es el fin de las operaciones de reducción de tamaño. En ésta etapa se busca reducir lo más que se pueda el tamaño del producto de la trituración primaria (esto es una máxima razón de reducción) consumiendo el mínimo de energía. Para ello se cuenta con máquinas trituradoras que aplican la fuerza de manera gradual.


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2.1.4.1 Trituradoras Secundarias. Las trituradoras secundarias más ampliamente utilizadas son las trituradoras de cono, las trituradoras de impacto y las trituradoras de rodillos. 2.1.4.1.1 Trituradoras de Cono. Las trituradoras de cono son esencialmente trituradoras giratorias modificadas. La diferencia radica en que el eje, el cual es mucho más pequeño y no está suspendido sino soportado por un cojinete universal debajo del cono triturador (figura 2.5). Figura 2.5. Esquema de una trituradora de cono. Observe la similitud con la trituradora giratoria.



40

En las trituradoras de cono el cabezote de trituración está más ensanchado que en las giratorias y a diferencia éstas, que se identifican por la dimensión de la abertura de alimentación, la trituradora de cono se designa por el diámetro del cono. Es así que pueden encontrarse trituradoras secundarias de cono 0.6m a 3.1m de diámetro y de capacidades hasta 1.100 ton/h con ajuste de descarga de 19mm.

Dentro de las trituradoras de cono, la más utilizada es la SYMONS. Con ésta máquina se pueden obtener productos normales (entre 0.5 y 0.6 cm) en el tipo conocido como trituradora Symons estándar y productos finos con trituradoras conocidas como del tipo cónica Symons de cabeza corta4. El cono de la estándar tiene recubrimiento en escalón, que permite un alimento más grueso que la de cabeza corta. Las de cabeza corta tienen un ángulo de cono menor que la estándar, el cual ayuda a prevenir el atascamiento del material más fino que se maneja, además de que también tiene una abertura de alimentación más estrecha y una sección paralela más larga para la descarga y suelta un producto de 0.3 a 2 cm. Véase figura 2.6 . Figura 2.6. Sección transversal de a) una trituradora cónica Symons estándar y b) una trituradora cónica Symons de cabeza corta. Observe las diferencias en la abertura de admisión y la longitud de la sección paralela.

a) b) Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p116.

4 Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p113.


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2.1.4.1.2 Trituradora Gyradisc . Es una forma especializada de trituradora de cono, usada para producir material más fino que la Symons de cabeza corta (25 a 30% más pequeño). Se encuentran en las areneras y fabricas de refractarios para producir grandes cantidades de arena y grava a precios económicos. La modificación principal con respecto a la trituradora cónica convencional radica en el hecho de que la Gyradisc posee secciones paralelas más cortas y un ángulo más plano en la superficie inferior. La figura 2.7 muestra las etapas de funcionamiento de una trituradora Gyradisc. Figura 2.7. Ciclo de operación de una trituradora Gyradisc. Compare la configuración geométrica de las superficies de trituración con las observadas en la figura 2.6.



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2.1.4.1.3 Trituradora de rodil los: Se usan para materiales, en vía de meteorización y poco abrasivos, tales como caliza, carbón, yeso, fosfatos y menas de hierro blandas. Las trituradoras de rodillos más simples están constituidas por dos cilindros horizontales que giran el uno hacia el otro. También se fabrican con rotación en un solo cilindro que gira hacia una placa fija . Algunas trituradoras usan tres, cuatro o seis cilindros (figura 2.8). La mayor desventaja de las trituradoras de rodillo es que para obtener una razón de reducción razonable, se requieren rodillos muy grandes con relación al tamaño de las partículas del alimento, por lo tanto exigen una mayor inversión que las demás trituradoras. Estas trituradoras pueden tener rodillos de superficie lisa, estirada, dentada, con rosca sin fin y otras. Figura 2.8. Trituradoras de rodillos a) de dos rodillos, b) de cuatro rodillos y c) de tres rodillos.

a)



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2.1.4.1.4 Trituradora de impacto : Estas maquinas están constituidas por un rotor pesado al que están unidos los martillos que giran alrededor de jun eje horizontal en una cámara revestida de planchas, barras, etc de acero. Aquí la desintegración se hace por impacto contra una sola superficie más bien que por pellizco entre las dos superficies de trituración. Las partículas a triturar se lanzan a gran velocidad contra un elemento de impacto de la maquina o una contra otra. La fractura se debe a la energía cinética de las colisiones.

La diferencia entre los tipos de trituradoras que existen se basa en los parámetros de construcción y en los diferentes elementos que se utilizan para llevar a cabo la trituración, como rodillos, mandíbulas, conos y otros. El conocimiento de las limitantes y potencialidades de cada máquina en particular brindan al ingeniero los criterios básicos para la escogencia de una máquina específica a la hora de llevar a cabo una operación de trituración. 2.1.5. Razón de Reducción. La razón de reducción es una medida del cambio en el tamaño de una partícula. Para el caso de un agregado de minerales, la razón de reducción se limita a comparar los tamaños promedio antes y después de una operación de reducción de tamaño, bien sea trituración o molienda. Es decir, la razón de reducción se define como la relación existente entre el alimento y el producto de una operación de reducción de tamaño:

oductoTamañoentoATamaño

Rr Prlim

= (2.1)

La importancia del conocimiento de la razón de reducción radica en el hecho de saber qué tan eficiente es un proceso de trituración o molienda al analizar si la energía consumida ha sido utilizada de manera efectiva disminuyendo el tamaño de un mineral, y además da una idea de cuál es el tamaño que se obtiene durante un proceso determinado de conminución. Teóricamente la razón de reducción en la trituración puede calcularse con base al ancho de boca y descarga de la máquina utilizada, esto es, cada trituradora posee su Razón de Reducción Teórica característica. Sin embargo, existen algunos criterios empíricos para calcular tal parámetro de proceso. Uno de ellos afirma que la razón de Reducción en una trituradora de mandíbulas es cerca del 85% de la razón de reducción teórica5, o sea:

ar S

GR

85.0= (2.2)

5 Barraza Lorenzo & Menco José. Op. Cit. Vol I. p201.


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donde G es la abertura máxima de admisión y Sa es abertura máxima de descarga. Sin embargo, la ecuación 2.2 aplica sólo para condiciones particulares donde existe una alimentación continua y a una velocidad constante, y en el laboratorio se han encontrado desviaciones a éste modelo. Para hallar la razón de reducción real, debe hacerse una clasificación por tamaños de partícula antes y después del proceso de conminución y un análisis granulométrico de cada uno de ellos. La relación existente entre el tamaño X80 de alimento y el tamaño X80 del producto es la razón de reducción experimental:

oductoXentoAX

Rr Prlim

80

80=

Es muy importante conocer y aprender a calcular la Razón de Reducción pues muchas plantas de beneficio de minerales poseen estándares que limitan las operaciones de trituración y molienda a un rango de tamaños específicos de alimento y producto. Ello, según la aplicación posterior del mineral beneficiado en algunos casos, o según los requerimientos de la maquinaria y procesos subsiguientes de beneficio. 2.2 OBJETIVO

Familiarizar al estudiante con la operación de trituración y sus variables, así como con el manejo y ajuste de las máquinas empleadas. 2.3 EQUIPOS Y REACTIVOS

• Trituradora primaria. • Trituradora secundaria. • Ro-Tap • Juego de tamices • Regla • Pie de rey • Metro • Balanza con precisión 0.1 g • Bandejas • Palas • Brochas • Cronómetro • Material sólido para triturar.


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2.4 PROCEDIMIENTO

2.4.1 Anotar los siguientes parámetros de la trituradora primaria: • Ancho de admisión (Boca) • Ancho de descarga • Altura de la cámara de trituración • Largo de la abertura de admisión • Ciclos por minuto de las quijadas.

2.4.2 Anotar los siguientes parámetros en la trituración secundaria:

• Abertura entre los rodillos • Largo y diámetro de los rodillos • Otros que considere convenientes.

2.4.3 Tomar una muestra sólida de aproximadamente 4 Kg.

2.4.4 Tome 15 partículas que usted considere sean las más grandes del agregado mineral. A cada una de ellas mida su tamaño en tres direcciones diferentes saque el promedio de las mediciones hechas para cada partícula. Esto se conoce como método Feret.

2.4.5 Realice la trituración primaria en trituradora de quijadas y mida la energía consumida durante la operación, para ello, observe el medidor de energía situado cerca de la máquina. Dicho medidor tiene un factor de conversión que especifica cuantos kilovatios/hora se consumen por cada revolución del medidor. Fíjese cuantas vueltas da el medidor durante la operación y tome el tiempo con un cronómetro. Utilice este tiempo y el factor de conversión del medidor para calcular los kilovatios consumidos.

2.4.6 Realice un análisis granulométrico al producto obtenido de la trituración primaria.

2.4.7 Utilice este producto de la trituración primaria para realizar la trituración secundaria en la trituradora de rodillos y repita el procedimiento de medición de la energía consumida para la trituración secundaria.

2.4.8 Haga un análisis granulométrico al producto de la trituración secundaria.


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2.5 PREINFORME

NOMBRES:

DATOS DEL ALIMENTO DE LA TRITURACIÓN PRIMARIA: Aplicar el método de Feret (Distancia entre dos lados opuestos de la partícula, paralelo a una dirección determinada)

Partícula φ1(X1) (mm)

φ2(X2) (mm) φ3(X3) (mm)

Φ ∑

3

131

ii X Peso (g)

1 2 3 4 5 6 7 8 9

10 11 12 13 14 15

Peso total: PESO DEL MATERIAL: PARAMETROS DEL EQUIPO Tipo de trituradora: Tiempo de trituración: Ancho de admisión Máximo:

Mínimo: Abertura de salida Máxima: Mínima: Abertura de la cámara de trituración: Largo de la cámara de trituración:

Ciclos en el contador: Equivalencia: R.P.M. (Tacómero):


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GRANULOMETRIA PRODUCTO DE LA TRITURADORA PRIMARIA (ALIMENTO DE LA TRITURADORA SECUNDARIA)

Peso de la muestra (cuarteo) para análisis granulométrico:

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

Peso total: Porcentaje de pérdidas:


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TRITURACIÓN SECUNDARIA PESO DE MUESTRA: PARAMETROS DEL EQUIPO DE TRITURACION SECUNDARIA Tipo de trituradora: Tiempo de trituración: Abertura de rodillos: Largo de rodillos: Ciclos en el contador: Equivalencia: R.P.M.: GRANULOMETRIA PRODUCTO DE LA TRITURADORA SECUNDARIA

Peso de la muestra (cuarteo) para análisis granulométrico:

MALLA ABERTURA

(mm) PESO (g)

Peso total: Porcentaje de pérdidas:


49

2.6 INFORME

2.6.1 Con los datos obtenidos el los análisis granulométricos elabore la distribución de Schuman para cada operación de trituración.

2.6.2 Calcule la razón de reducción teórica para la trituración primaria utilizando la ecuación 2.2. 2.6.3 Calcule la razón de reducción teórica para la Trituradora primaria de Mandíbulas. 2.6.4 Calcule la razón de reducción experimental para la trituración primaria y compárela con la obtenida en los numerales 2 y 3. Calcule el porcentaje de error y presente las posibles causas de equivocación. Elabore sus propias conclusiones. 2.6.5 Calcule la razón de reducción teórica para la trituradora secundaria de rodillos. 2.6.6 Calcule la razón de reducción experimental para la trituración secundaria y compárela con el resultado del numeral 5. Calcule el porcentaje de error y presente las posibles causas de equivocación. Elabore sus propias conclusiones. 2.6.7 Calcule el consumo de energía por tonelada de mineral para la trituración primaria y para la trituración secundaria. 2.6.8 Calcule la capacidad teórica para la trituradora de mandíbulas mediante la expresión:

))((6.0 aSLT = donde L es el largo de la abertura de admisión y Sa es la abertura máxima de la descarga. 2.6.9 Calcule la capacidad experimental para la trituradora de quijadas y compárela con la teórica. Calcule el porcentaje de error y presente las posibles causas de equivocación. E labore sus propias conclusiones. 2.6.10 Calcule la capacidad real para la trituradora de rodillos. 2.6.11 Consulte un proceso de conminución de un mineral donde se especifique la razón de reducción de los procesos de trituración. No olvide la fuente.


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2.7 REFERENCIAS Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. Barra Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol.I. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. Barra Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. López María Esperanza. Notas del Laboratorio de Mineral urgía . Semestre 2002-02. Universidad de Antioquia. Medellín. 2002. www.tecmaqsr.comar/aridos/tritu_prim.html www.minería.unam.mx/cgratis/tema_II.html

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3. MOLIENDA

3.1 MARCO TEÓRICO

3.1.1 Generalidades

La molienda es la última etapa de reducción de tamaño. Tal reducción es posible gracias a la combinación de fuerzas de impacto y abrasión que fracturan el mineral, bien sea en seco, dando lagar a la Molienda en Seco, o en húmedo dando lugar a la Molienda en Húmedo. En ésta última se utiliza agua para que el flujo de la pulpa que entra al molino esté dividido en un gran número de pequeñas fracciones y sea llevado más rápido sobre una superficie de molienda de gran extensión. Además la molienda en húmedo se utiliza con frecuencia cuando el mineral forma grumos, los cuales son agregados de partículas finas que se unen entre sí por medio de algún tipo de interacción electrostática. La formación de tales grumos es indeseable pues compromete seriamente la eficiencia del proceso de molienda como consecuencia del alto consumo energético.

Durante la etapa de molienda la desintegración se realiza desde partículas de 5 a 50 mm hasta partículas entre 10 y 300 µm6. Sin embargo, El tamaño óptimo de liberación depende de factores como la dispersión del rico en la ganga y el proceso de concentración subsiguiente. Este tamaño se determina mediante consideraciones técnicas y económicas.

Un proceso óptimo de molienda es aquel en el cual se obtiene un tamaño de partícula que brinde la máxima utilidad. Es así como durante la molienda puede presentarse la Sub-Molienda, en la cual se genera un producto demasiado grueso y con un grado de liberación muy bajo para la separación económica, por lo que se alcanza una baja recuperación y razón de enriquecimiento en la etapa de concentración. También puede presentarse la Sobre-Molienda, en la cual se reduce el tamaño de las partículas de la mena por debajo del tamaño necesario, conllevando a un gasto innecesario de energía y a la disminución de la recuperación del proceso de separación.

6 Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p1.

Molienda

52

3.1.2 Los Cuerpos Moledores y su relación con la eficiencia del proceso de molienda .

Los cuerpos moledores son aquellos elementos que, como su nombre lo indica, tienen la responsabilidad de fracturar el mineral dentro del molino. Son cuerpos duros seleccionados que llenan parcialmente los molinos y tienen la libertad para moverse dentro de éstos cuando rotan. Durante éste movimiento los cuerpos moledores resbalan, ruedan y caen por el efecto de la fuerza gravitacional aplicando esfuerzos de corte, abrasión e impacto sobre las partículas de la mena, originando una gran cantidad de finos.

Los cuerpos moledores se presentan en diferentes formas y materiales dependiendo de la mena que se está beneficiando y de las características del proceso y los molinos utilizados. La forma y el material en el cual se fabrican repercute enormemente en la capacidad y eficiencia de los molinos. La forma permite que el ajuste de la carga sea mayor o menor, y que su superficie específica sea o no suficiente para obtener la finura necesaria a las condiciones de trabajo. De otro lado, el desgaste de los cuerpos moledores depende de factores como: material y método de fabricación, material que se muele, diámetro del molino, velocidad y altura de descarga del molino, velocidad de alimentación, densidad de pulpa, superficie del revestimiento y diámetro de cuerpo moledor, entre otros. La importancia en la relación entre el desgaste de los cuerpos moledores y la eficiencia del proceso de molienda radica en el hecho de que éste es considerado el segundo factor de incremento en los costos de ésta operación después de la energía consumida. Por tal razón, es necesario determinar los mecanismos de desgaste de los cuerpos moledores para optimizar su reposición y reducir costos7. La tabla 3.1 muestra algunos factores que inciden en el desgaste de los cuerpos moledores.

Los cuerpos moledores más comunes constituyen esferas (bolas) de acero o de cerámica, barras de acero o guijarros. Sin embargo, también pueden presentarse cilindros cortos, ovoides, cubos, conos, piezas irregulares y en algunos casos hasta la misma mena que se está beneficiando. Éste último caso es el de la Molienda Autógena y Semi-Autógena. La molienda autógena es aquella en la cual los molinos utilizan la rotación de la carga para efectuar la desintegración en lugar de su propia rotación, y en lugar de utilizar cuerpos moledores como bolas o barras se utilizan las partículas del mismo mineral. La molienda semi-autógena en cambio, es aquella donde los molinos utilizan una carga pequeña de bolas y partículas del mismo mineral para efectuar la desintegración.

7 Para un tratamiento más detallado de los mecanismos de desgaste de los cuerpos moledores véase Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p32.

Molienda

53

Tabla 3.1. Factores que inciden en el desgaste de los cuerpos moledores.

Dureza A mayor dureza mayor desgaste Densidad A mayor densidad mayor desgaste Naturaleza de la ganga A mayor contenido de sílice mayor

desgaste Tamaño A mayor tamaño mayor desgaste Esfericidad Con aristas agudas (esfericidad

lejana a 1) mayor desgaste Contenido de sólidos A menor % de sólidos mayor

desgaste

Alimento

Carga alimentada A mayor cantidad de carga mayor desgaste

Corrosividad del medio A menor pH mayor desgaste Viscosidad de la pulpa A mayor viscosidad menor desgaste Velocidad de impacto A mayor velocidad mayor desgaste Ángulo de impacto A mayor ángulo menor desgaste Diámetro del molino A mayor diámetro mayor desgaste Velocidad de giro del molino A mayor rpm mayor desgaste Circuito abierto A mayor paso directo mayor

desgaste

Condiciones de Proceso

Circuito cerrado A mayor carga circulante mayor desgaste

Producto Tamaño exigido del producto A mayor tamaño exigido menor desgaste

Cantidad alimentada A mayor peso cargado mayor desgaste

Distribución de tamaño A mayor contenido de finos mayor desgaste

Dureza A mayor dureza menor desgaste Tamaño de grano (micro estructura)

A mayor tamaño de grano mayor desgaste

Contenido de carbono* A mayor %C menor desgaste Contenido de aleante* A mayor % de aleantes menor

desgaste

Cuerpos Moledores

Forma (Esfericidad) A mayor esfericidad cercana a 1 menor desgaste

Para esferas de acero Fuente: Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol II. Ed. Copyclase. Medellín 2000. p125.

Molienda

54

Las barras, los guijarros y las bolas de acero tienen el inconveniente de que su vida útil es menor como consecuencia del desgaste, además de que no son muy recomendados para la molienda en húmedo debido a su limitada resistencia a la corrosión en tales condiciones8, razón por la cual en la molienda en húmedo se utilizan con mayor frecuencia cuerpos moledores cerámicos, generalmente de alúmina.

3.1.3 Molinos

Un molino es una cámara donde se aloja una mezcla de mineral y cuerpos moledores para llevar a cabo la operación de molienda. Posee su respectiva zona de alimentación y su descarga, y está recubierto internamente por una superficie que evita su desgaste. Ésta última, tanto por la forma como por la función que desempeña también tiene una incidencia importante en la eficiencia del proceso. La figura 3.1 muestra algunas de las formas utilizadas en el revestimiento de los molinos. Éstos revestimientos pueden ser de acero, porcelana, alúmina o sílice.

Figura 3.1. Diferentes tipos de revestimientos del tambor de los molinos.

Fuente: Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p137.

8 El desgaste de los cuerpos moledores es de 3 a 8 veces mayor en húmedo que en seco debido a la mayor velocidad de corrosión en agua del acero.

Molienda

55

Los molinos pueden clasificarse según su clase de movimiento en Giratorios, Giratorios Oscilantes y Vibratorios, según su forma exterior en Cilíndricos, Cilíndrico-Cónicos y Cónicos, según el modo de funcionamiento en Periódicos y Continuos, según su estructura en Molinos de dos, tres o más cámaras, según el modo descarga en Molinos de descarga por tamices, Molinos de descarga por parrillas y molinos de descarga por tabiques y según la forma de los cuerpos moledores en Molinos de Bolas, Molinos de Barras, Molinos de Guijarros, Molinos Autógenos y Molinos Semi-Autógenos. Nos detendremos en la clasificación de los molinos según la forma de los cuerpos moledores.

3.1.3.1.Molinos de Barras. Son molinos cilindros que pueden tener entre 1.5m y 4.6m de diámetro y una longitud que oscila entre 1 y 2.5 veces su diámetro. Se usan en la molienda primaria cuando el material es grueso, y requieren cuerpos moledores pesados. Aquí, las barras dentro del molino se comportan como tijeras y actúan preferencialmente sobre partículas grandes en le extremo alimentación dando un producto de rango estrecho. Entre menor sea el diámetro de las barras mayor es el área superficial total y por tanto existe una mayor eficiencia de molienda. Sin embargo, para la producción de finos la eficiencia de éstos molinos es muy baja.

Éstos molinos aceptan alimento hasta de 60mm dependiendo de la dureza del material. Sin embargo, en la mayoría de los casos, el alimento ideal para un molino de barras es de 20mm y su producto tiene tamaños máximos entre 0.5mm y 4.8 mm. El consumo de energía está entre 4.1 a 6.3 Kw/ton de barras y es proporcional al diámetro del molino.

3.1.3.2 Molinos de Bolas . Son cilíndricos, cónicos o cilíndrico-cónicos, cargados de cuerpos moledores en forma de esferas, cilindros cortos, ovoides, cubos, conos o piezas irregulares. Se usan para molienda fina ya que las esferas tienen mayor superficie específica que las barras, lo cual los hace adecuados para producir finos. Su consumo de energía es mayor que en los molinos de barras y varía entre 7.5 y 10.4 Kw/ton de bolas dependiendo del modo de descarga. El consumo de potencia varía con la longitud del molino, por tanto, el consumo específico de energía para producir una descarga de finura dada es mucho mayor cerca al extremo de descarga que cerca al extremo de alimentación. La figura 3.2 muestra algunos molinos de bolas.

Molienda

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Figura 3.2. Molino de Bolas. a) DOMINION DE 18”X18” y b) MARCY DE 10”X10”.

a) b)

3.2 OBJETIVOS

3.2.1 Realizar pruebas de molienda en seco. 3.2.2. Caracterizar el equipo en el que se realiza la prueba.

3.3 EQUIPOS Y REACTIVOS

Molino cilíndrico. Cuerpos moledores de diferentes tamaños de acero y alúmina. Máquina Ro-Tap. Pie de rey. Juego de tamices. Balanza con precisión 0.1 g. Bandejas. Palas. Brochas. Material sólido para moler.

Molienda

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3.4 PROCEDIMIENTO

3.4.1 Para molienda e n seco: 3.4.1.1 Mida el largo interno y el diámetro interno del molino y con esos datos calcule su volumen interno. A esto se le conoce como volumen útil.

3.4.1.2 Los cuerpos moledores son bolas de acero de diferentes tamaños. Tome una bola de cada tamaño y mídale su diámetro con un pie de rey, tome ésta medida en cm. Sume dichos tamaños y divida cada tamaño por la sumatoria de los tamaños obtenida. Multiplique el resultado obtenido por 100. Así se calcula el porcentaje de cada tamaño en la carga de bolas del molino. Esto se conoce como fracción de tamaños de las bolas.

3.4.1.3 Pese una bola de cada tamaño.

3.4.1.4 El volumen recomendable de carga en un molino de bolas sin tener en cuenta los espacios vacíos entre ellas ocupa entre el 40% y el 55% de l volumen útil del cilindro del molino 9. Utilice un volumen útil entre el 40% y el 55% para cargar el molino. Es decir, escoja entre el 40% y el 55% del volumen del cilindro para ser cargado con las bolas y calcúlelo. El valor obtenido multiplíquelo por el factor de empaquetamiento para considerar los espacios vacíos entre las bolas, éste valor es 0.51. El resultado obtenido se conoce como volumen suelto.

3.4.1.5 Una vez hallado el volumen suelto utilice la fracción de tamaño de las bolas hallado en el paso 3.4.1.2 para calcular cuánto del volumen suelto le corresponde a cada tamaño de bolas.

3.4.1.6 Como ya se tiene el volumen que ocupará cada tamaño y se sabe que la densidad del acero es 7.6 g/cm3, calcule el peso de cada fracción de tamaño necesaria.

3.4.1.7 Con los datos del paso 3.4.1.3 y el paso 3.4.1.6 halle el número de bolas de cada tamaño.

3.4.1.8 Para hallar la cantidad de mineral necesario para realizar la operación de molienda utilice la relación:

81

=bolasdePeso

MaterialdePeso

Esta relación es válida para un molino de bolas10. Tome dos muestras de mineral. 3.4.1.9. Haga un análisis granulométrico a cada muestra.

9 Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. 2. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p52. 10 Barraza Lorenzo & Menco José. Ibid. p52.

Molienda

58

3.4.1.10 Realice una molienda por 10 minutos con una muestra y otra molienda por 20 minutos con la otra muestra.

3.4.1.11 Realice un análisis granulométrico al producto de cada molienda.

3.4.2 Para Molienda en húmedo:

3.4.2.1 La molienda en húmedo se realizará con bolas de alúmina. Para ello calcule el número de bolas de cada tamaño necesario para la operación de molienda de la misma forma que se calculó para la molienda en seco, pero utilizando la densidad de la alúmina que es 3.98 g/cm3.

3.4.2.2 Realice el análisis granulométrico del alimento.

3.4.2.3 Calcule la cantidad de pulpa con la relación:

81

=bolasdePesoPulpadePeso

3.4.2.4 Mezcle los sólidos con agua para formar la pulpa. Obtenga dos pulpas con los porcentajes mostrados a continuación:

Pulpa % Sólidos % Agua # de Muestras

P1 40 60 2 P2 60 40 2

3.4.2.5 Someta una muestra de cada pulpa a molienda durante 10 minutos y la muestra restante de cada pulpa durante 20 minutos.

3.4.2.5 Una vez molido, seque cada pulpa en un horno a 100-110ºC, y cuando esté completamente seco haga un análisis granulométrico a cada una de ellas.

Molienda

59

3.5 PREINFORME NOMBRES Molienda en seco MATERIAL A MOLER: CUERPOS MOLEDORES Diámetro de bolas(mm) Peso unitario

(g) No. de bolas Peso total

(g)

Molienda

60

GRANULOMETRIA DEL ALIMENTO Peso de la muestra: Peso de la muestra: Tiempo de molienda: Tiempo de molienda:

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

% pérdidas: % pérdidas: GRANULOMETRIA DEL PRODUCTO Peso de la muestra: Peso de la muestra: Tiempo de molienda: Tiempo de molienda:

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

% pérdidas: % pérdidas:

Molienda

61

Molienda en húmedo GRANULOMETRIA DEL ALIMENTO Peso de la muestra:

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)

% pérdidas: GRANULOMETRÍA DEL PRODUCTO

Pulpa P1 Pulpa P1 Tiempo de Molienda: 10min Tiempo de molienda: 20 min.

MALLA ABERTURA

(mm) PESO (g)

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)


Molienda

62

Pulpa P2 Pulpa P2 Tiempo de Molienda: 10 min. Tiempo de molienda: 20min

MALLA ABERTURA

(mm) PESO (g)

MALLA ABERTURA (mm)

PESO (g)


Molienda

63

3.6 INFORME

3.6.1. Elabore la distribución de Schuman para el alimento y el producto de cada operación de molienda en seco y en húmedo. Compare las distribuciones de tamaño para cada tiempo de molienda y porcentaje de sólidos (para el caso de molienda en húmedo) y saque sus propias conclusiones. 3.6.2. Halle la razón de reducción para cada operación. Analice los valores obtenidos y compare cada tiempo de molienda en relación a la razón de reducción para cada muestra en seco y para cada pulpa en húmedo. Elabore sus propias conclusiones. 3.6.3. Consulte cuál debe ser la razón de reducción adecuada a un proceso de molienda y compárela con la obtenida en el laboratorio. Elabore sus propias conclusiones.

3.7 REFERENCIAS

Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979.

Barra Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol. II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. López María Esperanza. Notas del Laboratorio de Mineral urgía . Semestre 2002-02. Universidad de Antioquia. Medellín. 2002.

Separación magnética

64

PARTE II. OPERACIONES DE CLASIFICACIÓN, SEPRACIÓN Y CONCENTRACIÓN

Beneficiar un mineral de interés comprende utilizar alguna propiedad física o química suya en particular para separarlo de la ganga. Sin embargo, como ya se ha visto, previo a la separación debe someterse la mena a operaciones de reducción de tamaño para liberar las partículas que son económicamente interesantes. En este punto cabe resaltar nuevamente que toda operación unitaria en el proceso de beneficio requiere de un rango de tamaños de partícula previamente definido, bien sea por la misma planta o por normas nacionales o internacionales, y buscando siempre satisfacer necesidades técnicas y/o económicas.

Asegurarse de que el tamaño de las partículas que son alimentadas en una operación particular sea el adecuado es la función principal de las operaciones de Clasificación, y como es de esperarse un punto crítico durante el proceso. Éstas operaciones son en realidad operaciones de separación por gravedad de los componentes de una mezcla de partículas en dos o más productos basándose en la velocidad con que cada una de ellas se mueve dentro de un fluido11. Por razones obvias, la velocidad que una partícula alcance dentro de un fluido como el agua o el aire depende directamente de su tamaño, su densidad y su forma. Podría decirse que, por regla general, antes y después de un operación de reducción de tamaño, separación y concentración de un proceso de beneficio existe una operación de clasificación; pero por ser una regla general existen muchas excepciones. El tamizado por ejemplo puede considerarse como una operación de clasificación por tamaños, aunque deja de ser eficiente para separar partículas menores a 250µm12.

La Separación y la Concentración son operaciones que aprovechan las propiedades de los minerales de interés para separarlos de la ganga, pero en algunos casos, no es uno sino dos o más minerales los que interesan. En éste caso luego de la operación de separación del rico (que es una mezcla de minerales de interés) debe procederse a hacer la concentración de cada mineral por separado.

Las operaciones de concentración y separación que se trabajarán en el laboratorio de Mineralúrgia son:

11 Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. p242. 12 Barrazo Lorenzo & Menco José. Idem.


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La Concentración Magnética La Concentración por Mesa Wffley La Elutriación La concentración por Pulsadora JIG La Flotación Espumante

Cada una de ellas posee sus limitaciones y sus ventajas. Es muy importante que el estudiante identifique el principio de funcionamiento de cada una de éstas técnicas.

Análisis Mineralógico

Durante las operaciones de separación y concentración debe seguirse detalladamente las condiciones del mineral o minerales de interés a fin de optimizar el proceso de beneficio. Algunas de éstas condiciones son13: la ley de la mena y los minerales ricos presentes en ella, el tamaño de grano de los minerales, la combinación de los minerales presentes, la existencia de trazas en la red cristalográfica del mineral de interés y la presencia minoritaria en el rico de algunos minerales potencialmente valiosos, entre otros. Para ello, es necesario someter las menas a Análisis Mineralógicos que permitan obtener algún tipo de información.

El método más universal para evaluar las condiciones de una mena es la microscopía óptica. Ésta técnica consiste en visualizar una muestra representativa de la mena en un microscopio, bien sea de luz reflejada o de luz transmitida, previo un tratamiento de la misma. Mediante la identificación visual de los componentes de una mena es posible hacerse a una buena primera aproximación acerca de la eficiencia de una operación de separación o concentración. En primera instancia, la propiedad física característica que permite una identificación es el color, sin embargo, éste no es un criterio muy efectivo sobre todo porque las trazas de elementos presentes en la red cristalográfica de un mineral afectan la forma como la luz interactúa con él y por lo tanto afectan su color. Un método alternativo es utilizar un microscopio con luz polarizada donde cada mineral en particular interactúa de una manera específica con la luz dependiendo del ángulo de polarización; ésta polarización es independiente de el contenido de trazas del mineral. Otras técnicas de análisis mineralógico son la Microscopía Electrónica de Barrido (SEM), la iluminación de campo oscuro, y la difracción de rayos x (o simplemente DRX), la cual constituye la técnica más confiable. En ésta técnica se somete una muestra del mineral a un bombardeo con rayos X que permite determinar la estructura cristalina del mineral. Teniendo en cuenta que cada mineral tiene su estructura cristalina característica, es posible mediante éste método establecer cuáles minerales se encuentran en una mena en particular14.

13 Barraza Lorenzo & Menco José. Op,. Cit. Vol I. p30. 14 Para un tratamiento más detallado del tema véase Askeland R. Donald. Ciencia e Ingeniería de los Materiales. 3ª ed. Ed: International Thomson Editores. México. 1998. p65.


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Índices de evaluación de las operac iones mineralúrgicas

Son parámetros que permiten controlar las operaciones de concentración y tomar decisiones respecto a todo lo que involucra el proceso cuando sea necesario en el menor tiempo posible. Todo ello en base al contenido del mineral de interés tanto en el rico como en la ganga, lo que implica que para poder conocerlos debe hacerse previamente un análisis mineralógico. Veamos algunos de ellos:

Recuperación. Es la relación existente entre el peso de un componente en el concentrado y el peso del mismo componente en el alimento de una operación. Sin embargo, se aplica fundamentalmente para conocer cuanto del mineral de interés hay en el concentrado y cuánto se perdió en las colas o en los medios. Luego:

entoaelenricodeCantidadoconcentradelenricodeCantidad

Rlim

= (a)

Si A es el peso del alimento, C es el peso del concentrado, a es la fracción en peso del rico en el alimento y c es la fracción en peso de rico en el concentrado se tiene que la ecuación (a) puede expresarse como:

100xAaCc

R = (b)

En caso tal de que se tengan varios concentrados la ecuación (b) puede expresarse de forma general como:

100xAa

cCR nn

n = (c)

Razón de Concentración . Se define como la cantidad de peso de alimento que se requiere para obtener una unidad de peso de concentrado. Ésta es una medida de la eficiencia de un proceso de concentración y está estrechamente relacionada con el tenor (o la ley) del mineral de interés. La relación es:

CA

K = (d)

Puede demostrarse que 15:

15 Barraza Lorenzo & Menco José. Op,. Cit. Vol I. p21.


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eaec

K−−

= (e)

Donde e es el contenido de rico en las colas. Razón de Enriquecimiento . Es la relación entre la ley de concentrado y la ley de la alimentación de un mineral en particular:

ac

RE = (f)

De igual forma puede demostrarse que 16:

( ) KKae

RE +−

= 1 (g)

Eficiencia de Separación . Es un indicativo de la desviación de una operación de concentración de sus condiciones ideales, y es la relación de la recuperación real (R) menos la producción real a la recuperación ideal (100%) menos la producción ideal. Es decir:

100100

.. xP

PRSE

o

r

−−

= (h)

Donde Pr es la producción real, es decir, la relación entre el peso del producto y el peso del alimento (o en otras palabras el inverso de K), y P0 es la producción ideal, que es el total de mineral rico puro en la mena bruta. Si un mineral contiene un elemento en un porcentaje A0 (es decir A0%) se puede relacionar tal información con el porcentaje total de mineral rico en una mena mediante la ecuación:

100%0

0 xAa

P = (i)

16 Barraza Lorenzo & Menco José. Op,. Cit. Vol I. p22.


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4. SEPARACIÓN MAGNÉTICA

4.1 MARCO TEÓRICO

4.1.1 Generalidades

La separación magnética explota las diferencias entre las propiedades magnéticas de los minerales para separarlos de la ganga. Aquí, el ferromagnetismo, diamagnetismo, paramagnetismo, ferrimagnetismo y antiferromagnetismo de los minerales es de gran importancia17.

Todos los materiales del universo son afectados de una u otra forma por los campos magnéticos, algunos en mayor medida que otros, y en la gran mayoría de los casos las interacciones entre los materiales y los campos a los cuales se someten pueden ser indetectables para el ojo humano. Es por eso que dependiendo del comportamiento de los materiales dentro de un campo magnético, algunos de ellos requerirán un campo mayor o menor para separase de la ganga en un proceso de beneficio. Aquellos minerales que requieren de intensidades de campo muy grandes para ser separados de la ganga se dice que son sometidos a Separación Magnética de Alta Intensidad, pues su comportamiento paramagnético requiere de campos muy potentes para hacer una separación efectiva y económica. Ejemplos de éstos minerales son el Rutilo (TiO2), la Ilmenita (FeTiO3), la Wolframita (FeMnWO4), la Cromita (FeCr2O4), la Hematita (Fe2O3) y algunos minerales elementales como Ni, Co, Cr, Mn, Ce, Ti, y Pt18. Otros minerales en cambio, que presentan ferromagnetismo pueden separarse por Separación Magnética de Baja Intensidad, debido a que son muy sensibles a la presencia de campos magnéticos y no se requiere de intensidades muy grandes. Ejemplos de éste tipo de minerales son la Magnetita (Fe3O4) y la Siderita (FeCO3)19.

17 Para un tratamiento más detallado de éstas propiedades véase Askeland R. Donald. Ciencia e Ingeniería de los Materiales. 3ª ed. Ed: International Thomson Editores. México. 1998. p629. 18 Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p339. 19 Willis .B. A.. Idem.


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En algunos casos, los minerales con débil magnetización pueden convertirse en minerales fuertemente magnéticos si se someten previamente a un proceso de tostación20. Por ejemplo, la Hematita y la Limonita tostadas durante 30 minutos a temperaturas entre 500ºC y 600ºC se transforman en minerales fuertemente magnéticos. La Siderita puede transformarse en Magnetita por tostación en medio neutro o medianamente ácido a temperaturas entre 700ºC y 800ºC. La Pirita (FeS2) puede transformarse en un mineral fuertemente magnético al tostarse en medio ácido21.

4.1.2 Tipos de Separadores Magnéticos

La separación magnética también puede realizarse tanto en húmedo como en seco, y para cada caso los equipos son diferentes.

Los separadores magnéticos se clasifican en separadores de alta intensidad o baja intensidad dependiendo del campo magnético que generan, además de que pueden ser clasificados como separadores con alimentación en seco o con alimentación en húmedo dependiendo de si el proceso de separación se realiza en seco o en húmedo.

4.1.2.1 Separadores de baja intensidad. Éste tipo de equipos se limita principalmente a la separación en seco de gruesos donde existe un mineral o grupo de minerales fuertemente magnéticos. Sin embargo, cuando el tamaño de partícula está por debajo de 0.5cm es preferible la separación en húmedo par evitar la pérdida de finos. Algunos separadores de éste tipo son el tipo Crockett, el Separador de Tambor o Separador de Rodillo y el Separador de Banda Tranversal.

4.1.2.1.1 Separador t ipo Crockett. Se usa para separación en húmedo, y consiste básicamente en un tanque que contiene agua y una banda transportadora semi-sumergida en dicho tanque. Ésta banda rodea durante todo su trayecto unos imanes de baja intensidad. Las partículas magnéticas permanecen unidas a la banda y viajan hacia la descarga donde son retiradas por la acción de un chorro de agua, mientras que las partículas no magnéticas pasan a ser parte de la ganga. Véase figura 4.1.

20 Que por tratarse de un proceso donde hay cambios de fase y cambios de tipo químico no se considera dentro de las operaciones de beneficio de minerales. 21 Waganoff .P. Nicolas. Trituración, Molienda y Separación de Minerales. Ed: Librería y Editorial Alisina. Buenos Aires. 1956. p304.


70

Figura 4.1. Esquema de funcionamiento de un separador magnético tipo Crockett.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p344. 4.1.2.1.2 Separador de Tambor . Consiste esencialmente de un rodillo no magnético que gira y el cual contiene entre 3 y 6 imanes fijos con polaridad alternada. El mineral magnético se adhiere a la superficie del rodillo mientras que el mineral no magnético cae en la zona de descarga debido a la acción de la gravedad. Véase figura 4.2. En éste tipo de separadores pueden obtenerse intensidades hasta de 700G. 4.1.2.1.3 Separador magnético de banda transversal. Es uno de los separadores más antiguos. Aquí, el mineral seco es alimentado por una tolva y es transportado por una banda, la cual lo hace pasar entre los polos de un sistema magnético que consiste de dos o más electroimanes de herradura. El sistema de electroimanes está rodeado a su vez por otra banda transportadora transversal a la anterior, donde el material magnético se adhiere para pasar a la zona de descarga. Ésta última banda sirve además para evitar que las partículas magnéticas se adhieran a los polos de los electroimanes. Véase figura 4.3. 4.1.2.2 Separadores de alta intensidad. Las intensidades alcanzadas en éste tipo de equipos pueden llegar hasta los 20kG. Aquí lo más común es encontrar separadores magnéticos de inducción, aunque también se utilizan el separador tipo Jones y el separador tipo HW. Consideraremos sólo el primero y se recomienda al lector profundizar en otro tipo de separadores.

4.1.2.2.1 Separador Magnético de Inducción . Es básicamente una serie de rodillos que se magnetizan por la acción de una bobina, ésta genera un gradiente de


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campo magnético a lo largo del equipo. Dependiendo de la intensidad de corriente que se hace pasar por la bobina se variará el gradiente del campo desde el extremo de alimentación hasta la descarga (figura 4.4). En éste equipo puede separarse la magnetita de la ilmenita aplicando solo 0.1A de corriente a la bobina y la ilmenita se separará de otros minerales con 0.3ª. Por éstas razones, el separador magnético de inducción se convierte en una opción muy económica para el beneficio de las arenas negras, las cuales son en gran mayoría mezclas de magnetita, ilmenita, rutilo y zirconia, entre otros, y se han convertido en objeto de estudio a nivel nacional

Figura 4.2. Esquema de funcionamiento de un separador magnético de tambor.

Fuente: Hayes Meter. Process Selection in Extractive Metallurgy. Ed: Hyes Publishing Co. Brisbane. Australia. 1985. p73.


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Figura 4.3. Esquema de funcionamiento de un separador magnético de banda transversal.



73

Figura 4.4. Esquema de un separador magnético de inducción.



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4.2 OBJETIVOS

4.2.1 Familiarizar al estudiante con el funcionamiento de las diferentes variables que intervienen en el equipo de separación magnética. 4.2.2 Separar partículas sólidas de ilmenita, magnetita y otro mineral no magnético sacando provecho de sus propiedades magnéticas. 4.3 EQUIPOS Y REACTIVOS Equipo de separación magnética. Balanza. Microscopio de luz polarizada. Arenas negras. 4.4. PROCEDIMIENTO 4.4.1 Observe cuidadosamente las partes del concentrador magnético y aprenda a manejar el equipo. Identifique qué tipo de concentrador magnético. 4.4.2 Tome una muestra de ilmenita y una muestra de magnetita y observe cada una de ellas en el microscopio de luz polarizada con el mismo ángulo fijo de polarización. Anote las observaciones correspondientes. Si lo desea varíe el ángulo de polarización de la luz e identifique los cambios de color si los hay. 4.4.3 Tome una muestra de arenas negras con el cortador de Jones del tamaño requerido para las pruebas a realizar. 4.4.4 Utilice los siguientes amperajes: 0.1A para separar la magnetita, 0.3A para separar la ilmenita y 1.5A para separar el resto de minerales tomando muestras de 100 g c/u. Realice el procedimiento para ángulos de partición de 40º, 50º y 60º. 4.4.5 En cada separación pese los dos productos obtenidos. Haga todo lo posible por no tener pérdidas de material en las pruebas. 4.4.6 Observe en el microscopio de luz polarizada el material magnético y el no magnético obtenido con cada intensidad de corriente aplicada utilizando el mismo ángulo de polarización del numeral 4.4.2. Estime el porcentaje de ilmenita, magnetita y material no magnético para cada intensidad de corriente y plano de partición utilizado.


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4.5 PREINFORME Nombres: Tipo de concentrador magnético: Ángulo de polarización de la luz utilizado en el microscopio: Observaciones realizadas a la magnetita y la ilmenita en el microscopio de luz polarizada: Ángulo de partición 40º Peso inicial:

Intensidad de corriente(A)

Peso magnético Peso no magnético Pérdidas

0.1 0.3 1.5

Observaciones generales sobre el mineral observado al microscopio: % magnetita: % ilmenita: % de material no magnético:


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Ángulo de partición 50º Peso inicial:



0.1 0.3 1.5

Observaciones generales sobre el mineral observado al microscopio: % magnetita: % ilmenita: % de material no magnético: Ángulo de partición 60º Peso inicial:



0.1 0.3 1.5

Observaciones generales sobre el mineral observado al microscopio: % magnetita: % ilmenita: % de material no magnético:


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4.6 INFORME 4.6.1 Muestre los resultados en forma tabulada, reportando los datos promedios de las pruebas. 4.6.2 Elabore un gráfico de barras de intensidad de corriente vs porcentaje en peso de material magnético para los ángulos de partición trabajados. Analice la gráfica y elabore sus propias conclusiones. 4.6.3. Halle los índices de evaluación la magnetita y la ilmenita en cada ángulo de partición. Haga las observaciones respectivas y compare los resultados. Elabore sus propias conclusiones. 4.7 REFERENCIAS Waganoff .P. Nicolas. Trituración, Molienda y Separación de Minerales. Ed: Librería y Editorial Alisina. Buenos Aires. 1956. Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. Askeland R. Donald. Ciencia e Ingeniería de los Materiales. 3ª ed. Ed: International Thomson Editores. México. 1998.

Separación por mesa vibratoria

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5. SEPARACIÓN POR MESA VIBRATORIA

5.1 GENERALIDADES

Otro método utilizado para la separación de minerales es la Mesa Vibratoria, la cual se aprovecha de las diferencias en la gravedad específica de los minerales para llevar a cabo la operación de separación.

Cuando una película de agua se hace fluir a través de un plano inclinado, las partículas de agua que están más cercanas a la superficie inclinada se adhieren a ella y se mueven más lentamente como consecuencia de la fricción. Si a éste sistema se le adicionan partículas de mineral, las partículas pequeñas no se moverán tan rápidamente como las partículas grandes. Recuerde que en un plano que se encuentra inclinado un ángulo determinado, una partícula se moverá más lentamente entre tanto su peso sea menor. Las partículas más pequeñas entonces se sumergirán con mayor facilidad. Las partículas con mayor densidad se moverán más lentamente que las partículas menos densas y con ello se producirá un desplazamiento lateral del material (véase figura 5.1). Es decir, la mesa vibratoria separa tanto por tamaños como por densidades. 5.1.1 La mesa vibratoria y su principio de funcionamiento

La figura 5.2 presenta el esquema de una mesa Wiffley, un tipo muy común de mesa vibratiroa. Ésta consiste en una placa inclinada A, a la cual se le alimenta generalmente una pulpa de mineral de un 20%-40% en peso de sólidos a través de la caja de alimentación. Ésta pulpa se distribuye a lo largo del canal C, a la vez que se alimenta agua de lavado a través del canal D. La mesa se hace vibrar longitudinalmente por el mecanismo B, el cual da a la mesa una serie de golpes lentos que la mueven hacia delante y la hacen retroceder rápidamente hacia atrás. Ello hace que las partículas sean arrastradas a lo largo de la placa inclinada en una dirección paralela a la dirección de movimiento de la mesa. Bajo estas condiciones, el mineral está sometido a dos fuerzas: una en la dirección de movimiento de la mesa y la otra, que depende del ángulo de inclinación de la mesa, en la dirección del flujo de agua que baja por la superficie. La resultante de estas dos


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fuerzas hace que las partículas se muevan diagonalmente a lo largo de la placa desde el extremo de alimentación hasta el extremo de descarga dependiendo tanto de su tamaño como de su densidad. La figura 5.3 muestra un esquema ideal de lo que sucede en una separación por mesa vibratoria. Las partículas con mayor gravedad específica (mayor densidad) tienden a salir de la operación por el extremo del concentrado independientemente de su tamaño, mientras que las partículas con una gravedad específica menor tienden a salir por el extremo de las colas. Figura 5.1. Esquema del movimiento de un sistema de dos partículas de diferente gravedad específica al ser introducidos en un flujo de agua que baja a través de una superficie inclinada.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p243. En la práctica, no todo el concentrado tiene un alto grado de concentración. Para ayudar a resolver éste problema, en algunos casos se adapta a la mesa un separador ajustable en el extremo del concentrado que divide el concentrado en dos fracciones, una de medios y otra con alto grado de concentración. Además, la superficie inclinada se adapta con Riffles, los cuales son barreas que permiten una estratificación vertical del mineral a lo largo del proceso. La figura 5.4 muestra éste fenómeno. Aquí, las partículas más finas y pesadas están en el fondo entre los riffles y las partículas más gruesas y livianas están en la parte superior. Las capas de partículas se mueven a través de los riffles debido al apilamiento generado por el material que se alimenta y el flujo de agua de lavado. Debido al taponamiento de los riffles, las partículas finas y pesadas entran en contacto continuamente con la capa de agua que lleva mayor velocidad de arrastre. La concentración final se da en el área donde no hay riffles al final de la placa inclinada, donde la capa de material es usualmente solo de una o dos partículas.


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Figura 5.2. Esquema de una Mesa Vibratoria.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p244. Figura 5.3. Distribución ideal de los productos de una separación por Mesa Vibratoria.



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Figura 5.4. Estratificación vertical entre los riffles de una mesa vibratoria.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p245. 5.1.2 Factores que influyen en el proceso de separación por mesa vibratoria Además de los factores mencionados anteriormente, a saber: la gravedad específica de los minerales y el ángulo de inclinación de la mesa, en el proceso de separación por mesa vibratoria influyen factores como el caudal de agua de lavado suministrado, la carrera de la mesa en la dirección longitudinal, el número de golpes por minuto, la forma de las partículas y el tipo de superficie inclinada. La carrera de la mesa usualmente varía entre 10mm y 25mm, mientras que la velocidad de impacto varía entre 240 y 325 golpes por minuto. En tanto a la forma de las partículas, por ejemplo, las partículas de un mineral como la mica las cuales son planas como consecuencia de su exfoliación uniforme y poco densas, no son arrastradas con facilidad por el agua que corre a través de la mesa sino que, en cambio, éstas se aferran a la superficie. Tales superficies se construyen generalmente de madera recubierta con materiales de alto coeficiente de fricción como caucho, fibra de vidrio o plástico. A continuación se listan algunos variables que inciden en el proceso de separación por mesa vibratoria:

Variables de diseño:

Ø Forma de la mesa.

Ø Material de la superficie de la mesa.

Ø Forma de los riffles.


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Ø Patrón de distribución de los riffles.

Variables de entrada:

Ø Flujo de sólido en la alimentación.

Ø Densidad de la alimentación.

Ø Preparación de la alimentación.

Variables de perturbación:

Ø Distribución granulométrica.

Ø Tenor de la alimentación.

Variables operacionales:

Ø Inclinación de la mesa.

Ø Densidad de la pulpa de alimentación.

Ø Caudal de agua de lavado.

Ø Posición de los partidores del producto.

5.2 OBJETIVOS 5.2.1 Familiarizar al estudiante con la incidencia de las propiedades de los minerales en la concentración en mesa vibratoria. 5.2.2 Manejar variables de operación de la mesa Wilfley 5.2.3 Separar una mezcla pirita-cuarzo utilizando la mesa vibratoria. 5.3 EQUIPOS Y REACTIVOS Mesa Wilfley. Materiales para concentrar. Recipientes. Balanza. Estufa de secado. Microscopio de luz polarizada.


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5.4 PROCEDIMIENTO 5.4.1 Tome muestras, una de pirita y otra de cuarzo, y observe cada uno de ellos bajo el microscopio de luz polarizada con un ángulo fijo de polarización. 5.4.2 Observe la Mesa Wiffley e identifique de donde se gradúa el ángulo de inclinación. 5.4.3 Suministre el caudal de agua de lavado. Trabaje con el caudal máximo. 5.4.4 Realice una prueba preliminar seleccionando el ángulo de inclinación. 5.4.5 Luego de la prueba preliminar, alimente el material que se va a separar. Realice la práctica con dos ángulos de inc linación diferentes para el mismo material. 5.4.6 Recoja los productos de la mesa en diferentes recipientes, rotúlelos y póngalos a secar en la estufa a una temperatura inferior a 800C. 5.4.7 Al terminar de concentrar el mineral, mida el caudal de agua de lavado y el ángulo de inclinación de la mesa. 5.4.8 Una vez secos, pese los diferentes productos. 5.4.9 Observe en el microscopio de luz polarizada los productos obtenidos y la muestra de alimentación con el mismo ángulo de polarización utilizado en el numeral 5.4.1. Anote las observaciones realizadas.


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5.5 PREINFORME Nombres: Observaciones de la pirita y el cuarzo bajo el microscopio de luz polarizada: Ángulo de polarización utilizado: Pirita: Cuarzo: Caudal de agua de lavado: Ángulo de inclinación de la mesa

% sólidos en las colas % sólidos en el concentrado

% pirita: % cuarzo: % pirita: % cuarzo: % pirita: % cuarzo: % pirita: % cuarzo: Observaciones generales bajo el microscopio de luz polarizada.


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5.6 INFORME

5.5.1 Explique en detalle los parámetros a tener en cuenta en lo relacionado al equipo y al material para realizar una concentración en mesa wilfley.

5.5.2 Con base en observaciones microscópicas, analice las separaciones obtenidas,

halle los índices de evaluación y en base a ello elabore sus propias conclusiones. 5.7 REFERENCIAS Waganoff .P. Nicolas. Trituración, Molienda y Separación de Minerales. Ed: Librería y Editorial Alisina. Buenos Aires. 1956. Barraza Lorenzo & Menco José. Beneficio de Minerales. Vol II. Ed: Copyclase. Medellín. 2000. Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979.

Concentración por pulsadora JIG

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6. CONCENTRACIÓN POR PULSADORA JIG

6.1 MARCO TEÓRICO 6.1.1 Generalidades

La concentración por pulsadora JIG es otro de los métodos utilizados para separar minerales que se aprovecha de las diferencias en forma, densidad y tamaño de las partículas pata hacer efectiva dicha separación. Se encuentra, al igual que la concentración por mesa vibratoria, la Elutriación y los espirales en lo que se conoce como Métodos de Separación Gravimétrica, pues en todos la fuerza de la gravedad es un factor importante.

La concentración por JIG se utiliza normalmente para separar gruesos (generalmente para tamaños de partícula entre 3mm-10mm pero en general se separan partículas con tamaños entre 25mm y 75µm), y es efectiva cuando no existe una distribución lo suficientemente amplia en el tamaño de partícula para minerales cuya gravedad específica es similar, como por ejemplo la Fluorita (Gravedad Específica: 3.2) y el Cuarzo (Gravedad Específica 2.7)22. Algunos procesos de beneficio donde existen circuitos de pulsadoras JIG son el del Carbón, Casiterita, Tugsteno y minerales de hierro.

6.1.2 La pulsadora JIG y su p rincipio de funcionamiento

En la separación por pulsadora JIG los minerales son sometidos a la pulsación vertical de una corriente de fluido (generalmente agua), lo que origina una cama de material donde se lleva a cabo la estratificación de las partículas. El objetivo es dilatar la cama de material y mantenerla por un tiempo prolongado, además de controlar tal dilatación para permitir que las partículas más pequeñas y densas penetren en los espacios

22 Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p225.


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vacíos de la cama, y las partículas con mayor gravedad específica se sumerjan bajo condiciones que probablemente se lo obstaculicen.

Para el proceso de pulsación la cama de material se considera una masa única, por lo tanto, cuando su velocidad disminuye ella tiende a dilatarse, con ello, las partículas que se encuentran en el fondo se sumergen primero hasta que la cama se encuentre libre. Como consecuencia de las pulsaciones se genera una succión en la cama que acerca las partículas lentamente y con ello el proceso pulsación/succión se repite separando los minerales. La frecuencia de las pulsaciones puede variar mucho de un equipo a otro pero generalmente se encuentran entre 55 y 330 ciclos/min.

Podría decirse que la separación por pulsadora JIG se da en cuatro fases, las cuales se observan en la figura 6.1 . La primera de ellas es el comienzo, donde se considera que la aceleración de las partículas es muy pequeña. La segunda es una fase donde se evidencia la diferencia en densidades entre los minerales La tercera fase es aquella donde las partículas encuentran obstáculos y les es difícil sumergirse. Y la cuarta y última etapa es aquella donde se da la separación.

Figura 6.1. Fases de un proceso de separación por pulsadora JIG.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p228. 6.1.3 Variables que intervienen en el proceso de separación por pulsadora JIG

Cuando una partícula se mueve dentro de un fluido viscoso, su ecuación de movimiento puede expresarse como:

DMgmgdtdx

m −−= (6.1)

Donde g es la aceleración debida a la gravedad, m es la masa de la partícula, M es la masa del fluido desplazado y D es la resistencia del fluido debido al movimiento de la


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partícula. Al comienzo del movimiento de la partícula su velocidad es muy pequeña (fase 1 figura 6.1) y por lo tanto D puede ignorarse debido a que es un parámetro que depende de la velocidad de la partícula. Luego la expresión 6.1 se convierte en:

gm

Mmdtdx

−

= (6.2)

Y si se supone que la partícula desplaza un volumen de fluido igual al suyo:

gdtdx

s

fs

−=

ρ

ρρ (6.3)

Donde ρs y ρf son las densidades de l partícula y el fluido respectivamente.

Según la ecuación 6.3 la aceleración inicial de las partículas de mineral es independiente del tamaño y depende solamente de la densidad del sólido y del fluido. Teóricamente, si el hundimiento de una partícula de mineral es lo suficientemente pequeño, y la repetición de tal evento es lo suficientemente frecuente, la distancia total que la partícula viaja se ve mucho más afectada por la aceleración inicial (y por lo tanto por la densidad) que por la velocidad terminal (y por lo tanto por su tamaño). En otras palabras, para separar partículas finas de minerales pesados de partículas gruesas y menos densas de otro mineral es necesario que las pulsaciones sean pequeñas. Luego de que las partículas de mineral han sido sometidas a las pulsaciones por un período de tiempo prolongado, éstas comienzan a alcanzar su velocidad terminal y por lo tanto su velocidad dependerá tanto de la densidad como de su tamaño.

Con todo lo dicho anteriormente, es claro que uno de los factores principales en el proceso de separación con pulsadora JIG es la frecuencia de tales pulsaciones. Pulsaciones cortas ayudan a separar finos pero el control del proceso es más complicado además de que la estratificación no es muy buena, mientras que las pulsaciones largas ayudan a separar gruesos, su control es más sencillo y se obtiene una mejor estratificación. Obviamente, y como consecuencia de las pulsaciones, la velocidad vertical del fluido juega un papel muy importante además de su caudal. 6.1.4 Tipos de pulsadora JIG

Una pulsadora JIG es esencialmente un tanque abierto lleno de agua (u otro fluido), con una criba y un grifo en su parte superior por donde salen las partículas menos densas y un grifo en su parte inferior por donde salen las partículas más densas (que generalmente es el concentrado). Pueden existir algunas variaciones a éste diseño. Véase figura 6.2.


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Existen varios tipos de pulsadoras. La más antigua es la tipo Harz (figura 6.3), donde las pulsaciones se originan por medio de un pistón que se mueve verticalmente en un compartimiento separado y que cuenta hasta con cuatro compartimentos donde se efectúa la separación. En el primero se efectúa el mayor grado de concentración, disminuyendo sucesivamente hasta el último de ellos.

Figura 6.2. Esquema de una pulsadora JIG.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p231. Otro tipo de pulsadora es la tipo Denver (figura 6.4). Este tipo de máquinas permiten un buen balance entre la pulsación y la succión durante el proceso debido a que la válvula de entrada de agua que poseen puede ajustarse para tal fin. Las pulsadoras más ampliamente utilizadas son aquellas que utilizan aire comprimido para generar las pulsaciones. Un ejemplo es la de tipo Baum (figura 6.5). En éste tipo de máquinas el aire es forzado a pasar por una cámara ubicado a un costado del equipo provocando las pulsaciones y la succión del agua. Pese a todo, se ha encontrado que éstas máquinas provocan una estratificación muy pobre como consecuencia de la inequidad entre las fuerzas a ambos lados del equipo.


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Figura 6.3. Esquema de una pulsadora tipo Harz.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p231. En algunas ocasiones, como en el laboratorio, las pulsaciones se refuerzan con esferas de acero que obstaculizan el libre movimiento de las partículas. La figura 6.6 muestra la JIG utilizada en el laboratorio.


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Figura 6.4. Esquema de una pulsadora tipo Denver.



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Figura 6.5. Esquema de una pulsadora tipo Baum.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p233. Figura 6.6. Pulsadora JIG utilizada en el laboratorio.


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6.2 OBJETIVOS

6.2.1 Familiarizar al estudiante con la incidencia de las propiedades de los minerales en la concentración en pulsadora JIG.

6.2.2 Ajustar las variables de operación de una pulsadora JIG con el fin de optimizar la separación de una mezcla de minerales.

6.3 EQUIPOS Y REACTIVOS Pulsadora JIG Minerales Cronómetro Bandejas y baldes Balanza Microscopio de luz polarizada Estufa para secar muestras

6.4 PROCEDIMIENTO

6.4.1 Observe bajo el microscopio de luz polarizada cada uno de los minerales que se van a separar bajo un ángulo fijo de polarización. 6.4.2 Identifique el equipo, la entrada de agua, las salidas de mineral denso y liviano, la zona de pulsaciones y las esferas de acero.

6.4.3 Aprenda a controlar el caudal de agua con la válvula.

6.4.4 Ajuste el caudal necesario para realizar la separación. Haga pruebas preliminares variando caudal.

6.4.5 Separe en la JIG una muestra de mineral.


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6.4.6 Mida los caudales de entrada y salida de colas y concentrado.

6.4.7 Realice la separación con un caudal mayor que el utilizado en el numeral 6.4.3.

6.4.8 Recoja el material del bajo flujo y sobre flujo, rotule las muestras, séquelas, y péselas.

6.4.9 Observe bajo el microscopio de luz polarizada los productos obtenidos en las colas y el concentrado. Anote las observaciones.

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6.5 PREINFORME

Nombres: Observaciones generales en el microscopio de luz polarizada: Ángulo de polarización utilizado: % de sólidos en el concentrado: % de sólidos en las colas: Otras:

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6.6 INFORME

6.5.1 Analizar las separaciones obtenidas hallando los índices de evaluación.

OPCIONAL: Anexe un diagrama de flujo en donde se emplee la pulsadora JIG en la extracción de un mineral específico y explique la función de este equipo en todo el esquema de procesamiento del material.

OPCIONAL: Consulte un catálogo de una máquina pulsadora JIG moderna y anéxelo. Explique sus diferencias con respecto a los tipos de JIG más antiguos.

6.7 REFERENCIAS

Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979.

Waganoff .P. Nicolas. Trituración, Molienda y Separación de Minerales. Ed: Librería y Editorial Alisina. Buenos Aires. 1956.

Separación por medios densos

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7. SEPARACIÓN POR MEDIOS DENSOS

7.1 MARCO TEÓRICO 7.1.1 Generalidades

La separación por medios densos se aplica fundamentalmente para la preconcentración de minerales. Sin embargo, la mayor aplicación de la separación por medios densos es el lavado de carbones Además se utiliza en concentración de menas de hierro y en preconcentración de menas de Plomo-Zinc, Estaño-Tungsteno y en la recuperación de diamantes. El principio de la separación por medios densos se basa en la reología de las suspensiones en un medio denso, la cual estudia la dependencia de la viscosidad de variables termodinámicas como la concentración de sólidos, la temperatura y la presión además su comportamiento frente a cambios de granulometría de los sólidos en suspensión. La separación en medios densos de tamaños relativamente finos (menores a 5 mm) es prácticamente imposible a nivel industrial, y operar con tamaños menores trae un aumento significativo de la viscosidad. El principio es muy sencillo, consiste en suspender la mezcla de minerales a separar en un fluido que tenga una densidad intermedia para permitir la separación. Un ejemplo típico es separar polipropileno de arena. Si una mezcla de éstos dos materiales se vacía en un recipiente que contenga agua, el polímero flotará por tener una densidad menor que la del agua, mientras que la arena, por ser más densa que el agua, se hundirá. La separación por medios densos se remite entonces a encontrar un fluido que tenga una densidad intermedia entre las densidades de los minerales presentes en la mena.


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7.1.2 Fluidos utilizados en la separación por medios densos Como se dijo con anterioridad, el problema de la separación por medios densos se reduce a encontrar un fluido con una densidad intermedia entre las densidades de los minerales a separar. Por lo tanto, hablar de fluidos utilizados es hablar de cada mena en particular. En otras palabras, el fluido utilizado depende de los minerales que se desea separar. Sin embargo, lo más común es utilizar agua como medio de separación, y en la mayoría de los casos, su densidad se modifica con aditivos tales como23: tetrabromoetano (densidad 2.96g/cm3), el cual también se mezcla con tetracloruro de carobono (densidad 1.58g/cm3) para obtener densidades por debajo de 2.96g/cm3, el bromoformo (densidad 2.89 g/cm3) diluido con acetona o tetracloruro de carbono para obtener densidades entre 1.58 g/cm3 y 2.89 g/cm3, el cloruro de zinc y en algunos casos la magnetita. 7.1.3 Variables Involicradas Obviamente, las densidades tanto del medio denso como de los minerales son las variables principales en éste método de separación. Sin embargo, y debido a que la viscosidad del medio denso juega un papel muy importante, la agitación e la suspensión también debe ser controlada. Debido a que entre mayor sea la viscosidad del medio denso las partículas se mueven con mayor dificultad produciendo una separación muy lenta, es deseable una viscosidad baja. Además en equipos dinámicos donde el medio denso entra y sale permanentemente, un fluido con una alta viscosidad requiere de mayor presión y por lo tanto de mayor energía durante el proceso. Una baja viscosidad se logra con una adecuada agitación de la suspensión, ello asegura su estabilidad. En la medida que se aumente la velocidad de agitación la viscosidad disminuye siempre y cuando el fluido tenga un comportamiento pseudoplástico24. En éste orden de ideas, la temperatura también es una variable muy importante pues es bien sabido que la viscosidad de un fluido disminuye con el aumento de ésta. Es necesario entonces encontrar un balance óptimo donde la temperatura no genere sobrecostos durante la operación de separación por medios densos.

23 Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p258. 24 Dícese de la sustancia que disminuye su viscosidad con la rata de cizalladura.


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7.1.4 Equipos utilizados en la separación por medios densos Los equipos utilizados en la separación por medios densos son simples y se dividen en equipos de separación estática o dinámica. Los separadores estáticos son aquellos donde la alimentación ingresa a presión atmosférica y donde no hay más fuerzas que las de peso, el empuje y el arrastre. Entre los equipos clasificados como separadores estáticos se tiene: conos separadores, tambores de separación, separadores de batea y separadores combinados. Los separadores dinámicos se caracterizan porque aparece la fuerza centrífuga como una variable importante en la separación. Los aparatos más usados son los hidrociclones, donde la pulpa de alimentación está formada por un medio denso y/o por los sólidos a separar.La figura 7.1 muestra el esquema de un separador de cono, la figura 7.2 muestra el esquema de un tambor de separación y la figura 7.3 muestra el esquema de un separador dinámico. Figura 7.1. a) Esquema de un separador cónico y b) fotografía en planta de un separador cónico.



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Figura 7.2. Esquema de un tambor de separación.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p261. 7.2 OBJETIVO Separar materiales utilizando un medio denso. 7.3 EQUIPOS Y REACTIVOS Medios densos (ZnCl2 + H2O) Probetas Densímetros Muestras de materiales para separar (carbón + sílice) Microscopio de luz polarizada


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Figura 7.3. Esquema de un separador dinámico. Observe la espiral formada al interior del equipo, la cual adiciona una componente de fuerza adicional al proceso, a saber, la fuerza centrífuga.



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7.4 PROCEDIMIENTO 7.2.1 Prepare tres medios densos de diferente densidad y tome la densidad de cada

uno de ellos. 7.2.2 Adicione 15 g de muestra a cada uno de los medios. 7.2.3 Observe el material que flota y el que se hunde en el medio. 7.2.4 Seque el material que flota y el que se hunde. 7.2.5 Obsérvelos bajo el microscopio de luz polarizada de la misma forma que en

prácticas anteriores.


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7.5 PREINFORME

• Características del material a separar: • Observaciones cualitativas del proceso de separación para cada una de las muestras

en cada uno de los medios. Medio 1 (ρ)

Medio 2 (ρ)

Medio 3 (ρ)


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7.6 INFORME Con base en las observaciones realizadas halle los índices de evaluación de la operación de separación por medios densos realizada y elabore sus propias conclusiones.

OPCIONAL: Consulte un proceso de beneficio de un mineral donde se utilice la separación por medios densos en alguna etapa del proceso. De ser posible, especifique variables como: medio denso utilizado, densidad y viscosidad del medio denso, equipo utilizado, velocidad de agitación (si el equipo es estático), temperatura etc.

7.7 REFERENCIAS Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979.

Waganoff .P. Nicolas. Trituración, Molienda y Separación de Minerales. Ed: Librería y Editorial Alisina. Buenos Aires. 1956.

Separación por Elutriación

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8. SEPARACIÓN POR ELUTRIACIÓN

8.1 MARCO TEÓRICO 8.1.1 Generalidades Otro método separación gravimétrico es la Elutriación. Dicha técnica se aprovecha tanto de la densidad como del tamaño y la forma de las partículas de mineral. La propiedad que agrupa a las anteriormente mencionadas es la velocidad terminal, que es aquella velocidad que alcanza una partícula cuando se mueve dentro de un fluido. Por lo tanto, en la elutriación, la propiedad principal a ser utilizada para efectos de separación es la velocidad terminal. Una aplicación particular de este proceso es la separación de cuarzo de otros minerales valiosos pesados como la ilmenita, rutilo, y circón. 8.1.2 El Elutriador: Descripción del equipo y principio de funcionamiento Un elutriador es un sistema en el cual se realiza un alimento tangencial del mineral, el cual llega a una zona donde se presenta un fluidizado de partículas de baja velocidad estableciendo un equilibrio. Bajo un funcionamiento normal, las partículas finas y las de baja densidad se separan en esta zona. Durante el mismo proceso, partículas más gruesas y pesadas con velocidades mayores se arrojan en contra corriente en el fondo del dispositivo. La construcción de un aparato adecuado para la elutriación implica el diseño de un recipiente en el cual el flujo sea constante a través de todo su diámetro a fin de que no se reproduzca turbulencia alguna y un medio de suministro de un caudal de agua a un régimen constante conocido. Un elutriador es en esencia un cilindro en posición vertical con la zona de alimentación en su extremo superior al igual que la descarga de minerales livianos y la descarga de minerales pesados en la parte inferior. Además lleva sobre un costado, cerca de la descarga de minerales densos, la entrada de agua de lavado. Véase figura 8.1.


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Figura 8.1. El elutriador.

En éste equipo las fuerzas que actúan sobre una partícula son: la fuerza de la gravedad (peso) y la fuerza de arrastre del agua de lavado. El proceso consiste en inyectar agua por el fondo del tanque y generar una zona de lecho fluidizado de partículas sobre el agua en el punto inyección. Esta zona es donde la separación de las partículas tiene lugar. Como las partículas de diferente tamaño caen en el seno del agua en reposo a diferentes velocidades, la aplicación de una velocidad ascendente del agua hace posible invertir el movimiento de las partículas más lentas y más pequeñas, y arrastrarlas al exterior con la corriente de agua. Las partículas más grandes y densas se sumergen porque son capaces de vencer la fuerza de arrastre debido a que su velocidad terminal es mayor a ésta última. Una selección cuidadosa de la velocidad del agua puede hacer posible la eliminación de todas las partículas menores de un tamaño conocido dado, por lo tanto, el elutriador además de ser un separador por densidades también es un calificador por tamaños.


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8.1.3 Variables que intervienen e n el proceso de elutriación

Debido a que en el proceso de elutriación tanto la velocidad terminal de la partícula (directamente relacionada con la forma, la densidad y el tamaño) como la velocidad de arrastre del fluido inciden sobre el proceso, todo aquello que afecte ambas variables es susceptible de ser controlado. Entre las posibles variables podemos encontrar: la altura y diámetro de la columna (influyen en el régimen laminar o turbulento del fluido), el caudal de alimentación del fluido y la altura del lecho fluidizado.

La elutriación directa no proporciona, sin embargo, cortes limpios por tamaños. Toda turbulencia accidental hará que las partículas mayores sean arrastradas con las pequeñas, y queden siempre finos en el sedimento grueso debido a un lavado insuficiente.

8.2 OBJETIVOS 8.2.1 Aplicar conceptos básicos de la clasificación hidráulica y la sedimentación libre en la separación de un material. 8.2.2 Manejar las variables de operación de un elutriador. 8.2.3 Observar el comportamiento de partículas sólidas de diferente densidad y diferente granulometría en el elutriador. 8.2.4 Separar partículas de la misma densidad con diferente granulometría (Uso del elutriador como clasificador). 8.4.5 Separar partículas de diferentes densidades y misma granulometría (Uso del elutriador como separador). 8.3 EQUIPOS Y REACTIVOS Material sólido. Elutriador. Agua. Baldes.

Mangueras de conexión. Balanza. Microscopio de luz plarizada.

Cronómetro. Bandejas.


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8.4 PROCEDIMIENTO Para materiales de la misma granulometría y distinta densidad: 8.4.1. Halle la densidad de los dos materiales que se separarán. 8.4.2 Observe el elutriador detallando la alimentación y las descargas. 8.4.3. Llenae de agua el elutriador y establezca un flujo constante . 8.4.4. Realice una prueba preliminar para definir el caudal en el que se realizará la separación. 8.4.5. Mida dicho caudal. 8.4.6 Alimente el elutriador con el material. 8.4.7 Una vez terminada la operación, suspenda el flujo y recupere los materiales. 8.4.8 Describa las características de cada uno de los productos obtenidos haciendo observaciones en el microscopio de luz polarizada de la misma forma que en prácticas anteriores. 8.4.9 Separe ahora dos fracciones granulométricas del mismo material en el elutriador de la misma forma anteriormente descrita.


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8.5 PREINFORME

SEPARACION POR TAMAÑOS

• Granulometría y características del material de alimentación: • Caudal: • Características de las corrientes obtenidas:

SEPARACION POR DENSIDADES

• DENSIDAD Y CARACTERISTICAS DEL MATERIAL 1:

• DENSIDAD Y CARACTERISTICAS DEL MATERIAL 2:

• CAUDAL: • Características del las corrientes obtenidas:


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8.6 INFORME Con base en las observaciones realizadas halle los índices de evaluación de la operación de separación por elutriación realizada y elabore sus propias conclusiones.

OPCIONAL: Consulte un proceso de beneficio de un mineral donde se utilice la separación por elutriación en alguna etapa del proceso. De ser posible, especifique variables como las descritas en la sección 8.1.3. OPCIONAL: Consulte un catálogo de un elutriador moderno y descríbalo. Diga cuáles son las diferencias entre éstos y los elutriadores convencionales, si existen. 8.7 REFERENCIAS Gaudin A. M Principles of Mineral Dressing. Graw Hill . New York y London. 1989. pag 250 – 263, 424 – 425. Pryor E. J Mineral Processing. Applied Science Publishers Limited. london. 3° Edicion. pag 301 – 308. http://redquimica.pquim.unam.mx/academico/qa/arcillas.htm http://www.ufps.edu.co/registro/mecanica/htdocs/anexope.htm http://scholar.lib.vt.edu/theses/available/etd-11152001-101926/ unrestricted/Thesis-Eisenmann. pdf http://www.segemar.gov.ar/noticias/noticiassegemar/nota.asp?bol=12&nota=205 http://www.cipres.cec.uchile.cl/~pmineral/laboratorio_concentracion.htm Galeano Morales Liliana; Beneficio de escorias en la empresa Mineros Nacionales S.A, tesis 2002.

Separación por flotación espumante

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9. SEPARACIÓN POR FLOTACIÓN ESPUMANTE

9.1 MARCO TEÓRICO 9.1.1 Generalidades La flotación espumante, o simplemente flotación, es hoy en día uno de los métodos de separación más versátiles, económicos y efectivos debido a su alta selectividad. Por ésta razón es muy utilizada en el beneficio de menas plomo-zinc y cobre-cinc. En ésta técnica, se hace que las partículas de un mineral o grupo de minerales se adhieran a unas burbujas de aire en presencia de un reactivo químico, el cual preferiblemente debe ser compatible con el mineral tratado. Tales reactivos químicos actúan sobre las partículas de mineral rico y sobre el agua de la pulpa a través de la interfase modificando la tensión superficial entre las especies y adhiriéndolas a las burbujas de aire donde flotan hasta la superficie. 9.1.2 Principio de funcionamiento y reactivos utilizados Como el objetivo es hacer que el mineral de interés flote se utilizan algunos reactivos químicos para ayudar durante el proceso. Veamos algunos de ellos. 9.1.2.1 Colectores. Son reactivos químicos utilizados para disminuir la mojabilidad entre las partículas de mineral y el agua aumentando en ángulo de contacto entre ellos, es decir, proporcionan la hidrofobicidad. Al mismo tempo los colectores aumentan la mojabilidad entre las burbujas de aire y el mineral, es decir, proporcionan la areofilia. Los colectores son compuestos orgánicos Heteropolares que actúan mediante la absorción de moléculas o iones en la interfase mineral. Las moléculas heteropolares son aquellas donde existe una polaridad asimétrica en la estructura química, con ello, la porción polar interactúa con el mineral mientras que la porción no polar interactúa con el agua produciendo un aumento en el ángulo de contacto entre ellos, disminuyendo la tensión superficial en la interfase mineral-agua, lo cual da pie a la hidrofobicidad y a la aerofilia.


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Los colectores pueden ser iónicos o no iónicos. Los primeros se ionizan una vez entran en contacto con el agua, los segundos no se ionizan. La figura 9.1 muestra la clasificación de los colectores. Figura 9.1. Clasificación de los colectores según su naturaleza química.

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. p280. 9.1.2.2 Espumantes. Una vez que las partículas de mineral han adquirido la hidrofobicidad debido al uso del colector, es necesario brindar una estabilidad a las burbujas de aire por un tiempo suficiente para que el mineral que se encuentra allí pueda llegar hasta la superficie. Ello se logra con espumantes. De la misma forma que los colectores, los espumantes son compuestos orgánicos heteropolares, es más, algunos colectores funcionan adecuadamente como espumantes. La diferencia radica en que en que el espumante actúa sobre la interfase aire-agua reduciendo la tensión superficial y no sobre la interfase mineral-agua. Además, en éste caso, la porción no polar del compuesto interactúa sobre la burbuja de aire y no sobre el agua, mientras que la porción polar, interactúa con el agua. El espumante más utili zado es el aceite de pino aunque el ácido cresílico también es muy usado.


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9.1.2.3 Reguladores o Modificadores. Son reactivos usados para modificar la acción del colector e intensificar o reducir su efecto repelente sobre la superficie del mineral. Además, puede ayudar a hacer mucho más selectiva la acción del colector sobre ciertos minerales. Los modificadores pueden ser: Activadores y represantes o modificadores de pH. 9.1.2.3.1 Activadores. Son reactivos que alteran la naturaleza química de las superficies minerales para lograr la hidrofobicidad debido a la acción del colector. Son generalmente sales solubles que se ionizan en solución. Es muy importante acondicionar los minerales con el activador por separado antes de adicionar el colector. 9.1.2.3.2 Depresantes. Son reactivos químicos utilizados para ayudar a la selectividad del proceso de flotación y generalmente actúan sobre los minerales que no son de interés. Su objetivo, es hacer que los minerales asociados al mineral rico se hagan hidrofílicos en lugar de hidrofóbicos. Ello previene su flotación. El represante utilizado depende de las condiciones de la mena. La tabla 9.1 muestra algunos de los reactivos utilizados en flotación así como su marca comercial. Tabla 9.1. Algunos reactivos utilizados en flotación.

Tipo de agente Compuesto Compañía productora Espumantes

Metil isobutil carbinol Metil isobutil carbinol Shell TX- 4733 C4-18 alcohol,

aldehídos y esteres, ácido butírico, 2-

etilhexano

Nalco

DP-SC-79-139 Mezcla de aldehídos, alcoholes y esteres

Sherex

Colectores/aminas Arosurf MG83A 1,3 propendiamina,

N-(3-tridecicloxil propil) derivados; ácido acético

Sherex

MG-580 1,3 propendiamina , N-(3-tridecicloxil propil)

derivados

Sherex

Reguladores 7810 Poliglicol esteres en

hidrocarbón

Nalco


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9.1.3 La celda de flotación La celda de flotación es básicamente un tanque con un dispositivo que permite la agitación de la suspensión. Contiene obviamente una zona de alimentación, una zona de descarga de colas y una zona de descarga de concentrado que se encuentra en la parte superior. Además de ello debe posee una zona de entrada del aire encargado de formar las burbujas. Existen celdas de flotación de diferentes diseños dependiendo de las necesidades de la planta, sin embargo, todas ellas son básicamente un dispositivo como el descrito en el párrafo anterior. La figura 9.2 muestra algunos de éstos diseños: la celda tipo Davcra y la columna de flotación, la figura 9.3 muestra una celda del tipo utilizado en el laboratorio. 9.1.4 Variables Hay varios factores que deber tenerse en cuenta para obtener una mayor eficiencia en el proceso, entre ellos están: el tamaño de partícula, la afinad del mineral con los reactivos, y las condiciones para que el agua no interfiera en la formación de burbujas de aire. Es decir, la selección adecuada del colector, el espumante y el modificador resultan vitales. Para ello se hacen ensayos previos de laboratorio como el realizado aquí. Además, la agitación de la suspensión es otro factor muy importante.


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Figura 9.2. Algunas celdas de flotación: a) tipo

a)

b)

Fuente: Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. pp311-312.


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Figura 9.3. Celda de flotación utilizada en el laboratorio.



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9.2 FLOTACIÓN DE CARBON 9.2.1 OBJETIVOS 9.2.1.1. Familiarizar al estudiante con el proceso de flotación. 9.2.1.2. Identificar las principales variables en el proceso de flotación. 9.2.1.3. Conocer el manejo de una celda de flotación. 9.2.2 EQUIPOS Y REACTIVOS Celda de flotación. Carbón con cuarzo. Balanza. Papel de pH. Reactivos de flotación. Microscopio de luz polarizada. 9.2.3 PROCEDIMIENTO 9.2.3.1 Observe detalladamente el funcionamiento de la celda de flotación. 9.2.3.2 Prepare la pulpa mineral con 1000ml de agua y con un porcentaje por peso de sólidos del 10%. 9.2.3.3 Agite la pulpa en la celda de flotación a 1500 r.p.m y mida el pH natural. 9.2.3.4 Agregue los reactivos de flotación según las siguientes condiciones: Condición 1: 1. ACPM (1 gota) 2. Aceite de pino (1 gota) Condición 2: 1. ACPM (5 gotas) 2. Aceite de pino (10 gotas)


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9.2.4 INFORME

9.2.4.1 Resalte las variables del proceso de flotación que se trabajaron en la práctica y sugiera otro procedimiento con alguna de las variables que quedaron faltando. 9.2.4.2 Halle en kg/ton de mineral o en litros/ton mineral el consumo de los reactivos empleados. 9.2.4.3 Halle los índices de evaluación y estime la eficiencia del proceso. En base a ello, elabore sus propias conclusiones. OPCIONAL: Consulte Un proceso de beneficio e minerales donde se emplee la flotación como proceso de separación. Especifique, si es posible, la celda y los colectores utilizados. OPCIONAL: Consulte el nombre comercial, el fabricante, y el precio de algunos reactivos utilizados en el proceso de flotación de un mineral en particular. OPCIONAL: Consulte un catálogo de una celda de flotación moderna y especifique sus diferentes zonas.


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9.3 FLOTACIÓN DE PIRITA 9.3.1 OBJETIVO Separar pirita mediante el proceso de flotación 9.3.2 EQUIPOS Y REACTIVOS Celda de flotación Pirita con otros minerales Balanza Papel de pH Reactivos de flotación: 9.3.3 PROCEDIMIENTO 9.3.3.1 Observe detalladamente el funcionamiento de la celda de flotación. 9.3.3.2 Prepare la pulpa mineral con 1000ml de agua. 9.3.3.3 Realice pruebas de flotación con las siguientes condiciones. Antes de ello, realice una prueba preliminar sin modificador:

Parámetro Grupo A Grupo B Porcentaje de sólidos 10 % 30%

R.P.M. 1200 1500 pH Natural Natural

Colectores Xantato: 0.1 g + A31: 1 gota

Xantato: 0.1 g + A31: 1 gota

Espumante A65: 1 gota A65: 1 gota


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9.3.4 INFORME 9.3.4.1 Halle los índices de evaluación y estime la eficiencia del proceso. Para ello ayúdese del microscopio de luz polarizada tal como se hizo en prácticas anteriores. En base a ello, elabore sus propias conclusiones. 9.3.4.2 Consulte las características de cada uno de los reactivos empleados. 9.3.4.3 Compare los índices de evaluación para cada condición de flotación utilizada. Elabore sus propias conclusiones. OPCIONAL: Consulte Un proceso de beneficio e minerales donde se emplee la flotación como proceso de separación. Especifique, si es posible, la celda y los colectores utilizados. OPCIONAL: Consulte el nombre comercial, el fabricante, y el precio de algunos reactivos utilizados en el proceso de flotación de un mineral en particular. OPCIONAL: Consulte un catálogo de una celda de flotación moderna y especifique sus diferentes zonas. 9.4 REFERENCIAS Willis .B. A. Mineral processing Technology: An Introduction to the practical aspects of ore treatment and mineral recovery. Ed: Pergamon Press. New York. 1979. Gaudin A. M Principles of Mineral Dressing. Graw Hill . New York y London. 1989. pag 250 – 263, 424 – 425. Pryor E. J Mineral Processing. Applied Science Publishers Limited. london. 3° Edicion. pag 301 – 308. http://redquimica.pquim.unam.mx/academico/qa/arcillas.htm http://www.ufps.edu.co/registro/mecanica/htdocs/anexope.htm http://scholar.lib.vt.edu/theses/available/etd-11152001-101926/ unrestricted/Thesis-Eisenmann. pdf http://www.segemar.gov.ar/noticias/noticiassegemar/nota.asp?bol=12&nota=205 http://www.cipres.cec.uchile.cl/~pmineral/laboratorio_concentracion.htm


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Galeano Morales Liliana; Beneficio de escorias en la empresa Mineros Nacionales S.A, tesis 2002.

Documents

Manual de Laboratorio de Mineral Rgia[1]