2 - 2 -

1. INTRODUCCIÓN: .......................................................................................................................... 3

2. OBJETIVOS: ................................................................................................................................... 3

3. GENERALIDADES: ....................................................................................................................... 4

3.1. MINERAL: ..................................................................................................................................... 4 3.2. CLASIFICACIÓN DE LOS MINERALES SEGÚN SU COMPOSICIÓN QUÍMICA Y ESTRUCTURA: ............ 4 3.3. CARACTERIZACIÓN DE PARTÍCULAS: ........................................................................................... 4 3.4. DETERMINACIÓN DEL TAMAÑO: ................................................................................................... 5 3.5. TAMIZADO: ................................................................................................................................... 5 3.6. REPRESENTACIÓN DE LOS RESULTADOS DEL TAMIZADO: ............................................................. 5 3.7. ERROR FUNDAMENTAL. ................................................................................................................ 6 3.8. PROTOCOLO DE MUESTREO: ......................................................................................................... 8 3.9. CONMINUCIÓN: ............................................................................................................................. 8 3.10. POSTULADO DE RITTINGER (1867) (PRIMERA LEY DE LA CONMINUCIÓN)............................... 9 3.11. POSTULADO DE KICK (1885) (SEGUNDA LEY DE LA CONMINUCIÓN) ........................................ 10 3.12. POSTULADO DE BOND (1952) (TERCERA LEY DE LA CONMINUCIÓN) ....................................... 10 3.13. DETERMINACIÓN DEL WORK INDEX ........................................................................................... 11 3.14. CARGA CIRCULANTE. ................................................................................................................. 12 3.15. CHANCADORAS DE MANDÍBULAS. .............................................................................................. 13 3.16. CONSUMO ENERGÉTICO POR TONELADA DE MINERAL TRITURADO. ........................................... 13 3.17. CÁLCULO DE CAPACIDAD DE LA CHANCADORA DE MANDÍBULAS. .............................................. 14

4. CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA: ............................................................................... 16

1.1 PROTOCOLO DE CHANCADO PARA MUESTRAS: ......................................................................................... 16

1.2 DETERMINACIÓN DE MASA, VOLUMEN Y DENSIDAD DE LA MUESTRA: ............................................................ 16

1.3 ANÁLISIS MINERALÓGICO: .................................................................................................................. 17

1.4 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL MINERAL DE ENTRADA: ........................................................................... 18

1.5 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO DEL MINERAL PRODUCTO DEL CHANCADO:......................................................... 19

1.6 CALCULO DEL ERROR FUNDAMENTAL: .................................................................................................... 20

1.6.1 Datos cálculo de error para el 20% retenido: ....................................................................... 20

1.6.2 Datos cálculo de error para el 80% pasante: ........................................................................ 22

1.7 CALCULO DE LA ENERGÍA REQUERIDA PARA CONMINUIR EL MATERIAL: ........................................................... 22

1.8 CALCULO DE POTENCIA Y CONSUMO DE ENERGÍA DEL CHANCADOR: .............................................................. 23

1.9 DETERMINACIÓN DEL FLUJO DE TRATAMIENTO:........................................................................................ 23

1.10 CÁLCULO DE LA CARGA CIRCULANTE: ..................................................................................................... 24

1.11 CÁLCULO RAZÓN DE CONMINUCIÓN DEL CHANCADOR:............................................................................... 24

5. DISCUSIÓN: ................................................................................................................................. 25

6. CONCLUSIÓN: ............................................................................................................................. 26

7. BIBLIOGRAFÍA: ............................................................. ¡ERROR! MARCADOR NO DEFINIDO.

3 - 3 -

1. Introducción:

El siguiente informe corresponde al trabajo final del curso “Preparación mecánica de minerales”. En él se entregarán los resultados de la experiencia de laboratorio de conminución en un chancador de mandíbulas, basado principalmente en aplicar los conocimientos adquiridos en cátedra del ramo “preparación mecánica de minerales”. A partir de esto se realizaran los cálculos necesarios para determinar todas las variables que estén presentes en la reducción de tamaño e identificar los puntos críticos en la decisión de elección de máquinas en la minería.

2. Objetivos:

Determinar:

1.- Energía mínima de reducción de tamaño según las teorías de la conminución. 2.- La potencia entregada por el motor del chancador del laboratorio. 3.- Flujo de tratamiento de reducción de tamaño. 4.- Pasante del 80% y calcular el porcentaje de carga circulante. 5.- Área, volumen y peso de la muestra analizada. 6.- Un protocolo para la experiencia. 7.- Datos del chancador de mandíbula. 8.- Análisis granulométrico.

4 - 4 -

3. Generalidades:

3.1. Mineral:

Es un sólido homogéneo por naturaleza, con composición química definida pero no fija y una disposición atómica ordenada (estructura cristalina). La composición química definida y el sistema cristalino, le proporcionan a cada especie mineral unas propiedades físicas definidas: •Color. •Brillo. •Dureza. •Resistencia mecánica. •Gravedad específica. •Tensión superficial. •Permeabilidad Magnética. •Conductividad eléctrica. 3.2. Clasificación de los minerales según su composición química y estructura:

Sulfuros, Óxidos, Carbonatos, Sulfatos, Molibdatos, Cloruros, Silicatos, Fosfatos, Fluoruros, Halogenuros son las principales familias de minerales según su composición. Cada una de estas especies tiene unas propiedades físicas particulares que hacen que ellas respondan de forma diferente ante la aplicación de fuerzas selectivas. Los diferentes minerales que constituyen una especie a su vez responden en mayor o menor grado ante la aplicación de fuerzas que lo afecten. 3.3. Caracterización de partículas:

En la preparación mecánica de minerales se debe hacer caracterización de las partículas a procesar, con el fin de conocer su composición química y propiedades físicas, de tal forma que puedan ser procesadas eficientemente. Las propiedades físicas más importantes que se deben conocer son: • Forma y tamaño. • Distribución de tamaños. • Asociación de las especies en una partícula o en el mineral.

5 - 5 -

3.4. Determinación del tamaño:

Existen diferentes formas de medir el tamaño de una partícula o de un conjunto de partículas: • d0 = Diámetro de una esfera •dA = Diámetro de la abertura de un tamiz • ds = Diámetro de superficie ( ds ≅ 1,28 dA) • dv = Diámetro en volumen (dv ≅ 1,1 dA) • da = Diámetro del área proyectada ( da ≅ 1,4 dA)

El tamaño de las partículas provenientes de un mineral no es parámetro absoluto, ya que su forma y tamaño es irregular, por lo que es necesario definir un tamaño nominal conocido como d. Tamaño nominal de fragmentos, d (cm): corresponde al tamaño máximo de fragmentos en el lote y se define como la malla que retiene no más del 5% del material sobre tamaño. 3.5. Tamizado:

Proceso probabilístico de separación de las partículas de acuerdo con su tamaño, por lo tanto su resultado está sujeto a errores y depende de: • La cantidad de partículas alimentadas • La frecuencia de la vibración • El tiempo de tamizado Para facilitar la reproducibilidad de los resultados del tamizado, se han establecido normas y estandarizado algunas series de tamices: •ASTM E 1170. •Serie Internacional • Serie Tyler

3.6. Representación de los resultados del tamizado:

La representación de los resultados del proceso de tamizado para determinar el tamaño nominal de un conjunto de partículas se puede realizar: • Mediante Tabulación. • Gráficamente. • Matemáticamente.

6 - 6 -

3.7. Error Fundamental.

En la teoría del muestreo de Pierre Gy, permite cuantificar la magnitud del error que se comete en las diversas etapas de un protocolo de muestreo. En esta se indica que los errores cometidos provienen principalmente de dos fuentes: La propiedades físicas del material y la toma y preparación delas muestras. Los errores más comunes pueden ser los siguientes: Error fundamental por heterogeneidad de constitución y distribución, error de segregación, error de delimitación del incremento, error de extracción del incremento, error de preparación y error de análisis. El error final está dado por la suma de todos los errores parciales de constitución y preparación. Para minimizar estos errores se planifican protocolos de muestreo para mantener un estándar. Entonces el error fundamental, desviación o sesgo es la diferencia entre el valor exacto de la característica de un lote y su valor estimado a partir de una muestra, y el cálculo está dado por la siguiente ecuación que establece Pierre Gy: Dónde:

SM = Masa de la muestra.

LM =Masa del lote.

LIH = Heterogeneidad de constitución.

3* * * *LIH m l f g d

Dónde: l = Factor de liberación, este factor describe el grado de liberación del mineral, y está dado por:

95

bd

lL

0.5

1.5

cobre

oro

b

b

0.5

0 1

0 10 0.8

0.810

dl

L

dl

L

dl

L d

L

· Material muy homogéneo: l = 0.05 · Material homogéneo: l = 0.1 · Material medio: l = 0.2 · Material heterogéneo: l = 0.4 · Material muy heterogéneo: l = 0.8

7 - 7 -

f = Factor de forma, este factor mide la desviación de la forma de las partículas respecto

a un cubo. Para un cubo, el factor de forma es 1, mientras que para una esfera perfecta, éste está dado por el volumen que ocupa inscrita en un cubo, que equivale a 0,523. · En general = 0.5 · Cubos = 1 · Esferas = 0.523 · Micas = 0.1 · Oro = 0.5 · Cobre = 0.2 g = Factor granulométrico, Se define este factor como una forma de medir la distribución

granulométrica de las partículas. Este factor ha sido definido para ciertos tipos de materiales: · Material no calibrado (chancado): g = 0.25 · Material calibrado (entre dos mallas): g = 0.55 · Material naturalmente calibrado: g = 0.75 Además:

95

m

95

m

95

m

95

m

4 0.25

2 4 0.50

1 2 0.75

1 1

ín

ín

ín

ín

dg

d

dg

d

dg

d

dg

d

8 - 8 -

c = Factor mineralógico.

11 m g

am a a

a

Dónde:

a = Contenido crítico en el lote o en la muestra.

m = Densidad del mineral valioso.

g= Densidad de la ganga.

mma

Si a < 0.1 entonces se puede ocupar la expresión anterior.

3.8. Protocolo de muestreo:

Conjunto de pasos y operaciones de toma de muestras y preparación cuyo objetivo es minimizar errores y entregar una muestra bajo ciertos estándares de control.

3.9. Conminución:

La conminución o reducción de tamaño de un material, es una etapa importante y normalmente la primera en el procesamiento de minerales. Los objetivos de la conminución pueden ser: 1. Producir partículas de tamaño y forma adecuadas para su utilización directa. 2. Liberar los materiales valiosos de la ganga de modo que ellos puedan ser concentrados. 3. Aumentar el área superficial disponible para reacción química. Dependiendo del rango de tamaño de partículas la conminución se acostumbra a dividir en: a).- Chancado para partículas gruesas mayores que 2" b).- Molienda para partículas menores de 1/2" - 3/8"

En la conminución el parámetro principal a controlar es el consumo de energía y en los procesos de chancado, molienda y clasificación se encuentra estrechamente relacionada con el grado de reducción de tamaño alcanzado por las partículas en la correspondiente etapa de conminución. Sin embargo, estudios han demostrado que gran parte de la

9 - 9 -

energía mecánica suministrada a un proceso de conminución, se consume en vencer resistencias nocivas tales como: • Deformaciones elásticas de las partículas antes de romperse. • Deformaciones plásticas de las partículas, que originan la fragmentación de las mismas. • Fricción entre las partículas. • Vencer inercia de las piezas de la máquina. • Deformaciones elásticas de la máquina. • Producción de ruido, calor y vibración de la instalación. • Generación de electricidad. • Roce entre partículas y piezas de la máquina. • Pérdidas de eficiencia en la transmisión de energía eléctrica y mecánica.

De lo anterior, se pone en relieve la necesidad de establecer correlaciones confiables entre la energía específica [kWh/ton] consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso.

3.10. Postulado de RITTINGER (1867) (Primera Ley de la Conminución).

Este postulado considera solamente la energía necesaria para producir la ruptura de cuerpos sólidos ideales (homogéneos, isotrópicos y sin fallas), una vez que el material ha alcanzado su deformación crítica o límite de ruptura.

Dónde: ÊR = Energía específica de conminución (kWh/ton). KR = Constante de Rittinger. P80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto. F80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación. Aun cuando el postulado de Rittinger carece de suficiente respaldo experimental, se ha demostrado en la práctica que dicha teoría funciona mejor para la fracturación de partículas gruesas, es decir, en la etapa de chancado del material.

10 - 10 -

3.11. Postulado de KICK (1885) (Segunda Ley de la Conminución)

La energía requerida para producir cambios análogos en el tamaño de cuerpos geométricamente similares, es proporcional al volumen de estos cuerpos. Esto significa que iguales cantidades de energía producirán iguales cambios geométricos en el tamaño de un sólido. Kick consideró que la energía utilizada en la fractura de un cuerpo sólido ideal (homogéneo, isotrópico y sin fallas), era sólo aquella necesaria para deformar el sólido hasta su límite de ruptura; despreciando la energía adicional para producir la ruptura del mismo.

Dónde: ÊK = Energía específica de conminución (kWh/ton). KK = Constante de Kick. P80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto. F80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación. Aun cuando el postulado de Kick carece de suficiente respaldo experimental; se ha demostrado en la práctica, que su aplicación funciona mejor para el caso de la molienda de partículas finas.

3.12. Postulado de BOND (1952) (Tercera Ley de la Conminución)

La energía consumida para reducir el tamaño 80% de un material, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño 80%; siendo éste último igual a la abertura del tamiz (en micrones) que deja pasar el 80% en peso de las partículas. Bond definió el parámetro KB en función del Work Index WI (índice de trabajo del material), que corresponde al trabajo total (expresado en [kWh/ton. corta]), necesario para reducir una tonelada corta de material desde un tamaño teóricamente infinito hasta partículas que en un 80% sean inferiores a 100 [μm].

Dónde: ÊB = Energía específica de conminución (kWh/ton). WI = Indice de trabajo (kWh/ton. corta).

11 - 11 -

P80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en el producto. F80 = Tamaño del 80% acumulado pasante en la alimentación. El parámetro WI depende tanto del material (resistencia a la conminución) como del equipo de conminución utilizado, debiendo ser determinado experimentalmente para cada aplicación requerida. También representa la dureza del material y la eficiencia mecánica del equipo. Durante el desarrollo de su tercera teoría de la conminución, Fred Bond consideró que no existían rocas ideales ni iguales en forma y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas. El Test de Bond tiene 3 grandes ventajas: • Existe una gran cantidad de datos disponibles. • Funciona bien para cálculos iniciales. • Alternativa simple para medir la eficiencia mecánica de equipos de conminución. 3.13. Determinación del Work index

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

2,59 CI

S

KW

Donde:

IW = Work Index [kWh/ton corta].

CK = Esfuerzo de impacto aplicado, necesario para fracturar el material [lb-pie/pulg

espesor roca] = Gravedad específica del sólido.

12 - 12 -

3.14. Carga Circulante.

Se entiende como Carga Circulante (CC), a la razón entre el flujo de material que recircula y la alimentación fresca que llega al circuito. La ecuación es:

*100R

CCA

Dónde: R = Flujo del sólido que recircula. A = Alimentación fresca del sólido al circuito.

13 - 13 -

3.15. Chancadoras de Mandíbulas.

Los chancadores de mandíbulas son equipos dotados de 2 placas o mandíbulas, en los que una de ellas es móvil y presiona fuerte y rápidamente a la otra, fracturando el material que se encuentra entre ambas. Las trituradoras de mandíbulas se usan principalmente como trituradoras primarias. Su propósito principal es producir material que puede ser transportado en cintas transportadoras hacia las etapas posteriores de trituración. La trituración ocurre entre una mandíbula fija y una mandíbula móvil. Los forros de la mandíbula móvil están montados en una biela con movimiento oscilante y deben reemplazarse regularmente debido al desgaste. Hay dos tipos básicos de trituradoras de mandíbulas, las de un solo efecto y las de doble efecto. En la trituradora de un solo efecto hay un eje excéntrico en la parte superior de la trituradora. La rotación del eje, junto con la placa basculante, produce una acción compresiva. Una trituradora de doble efecto tiene básicamente dos ejes y dos placas basculantes. El primer eje es un eje pivotante en la parte superior de la trituradora, mientras que el otro es un eje excéntrico que acciona las dos placas articuladas. La mandíbula móvil tiene un movimiento puro de vaivén hacia la mandíbula fija. Según el tipo de movimiento de la placa móvil, estos chancadores se clasifican en los siguientes tipos: a).- Blake b).- Dodge c).- Universal

3.16. Consumo energético por tonelada de mineral triturado.

Los costos de energía representan el gasto principal en trituración y molienda, por eso las variables que controlan estos costos son importantes. Para el cálculo del consumo de energía se emplean las siguientes relaciones:

* * 3 *cos

1000

V iP

PW

Ton

P = Energía realmente suministrada W = Consumo de energía (KW*hr / TC ) V = Voltaje suministrado al motor, se toma de la placa. i = Amperaje realmente suministrado al motor. Se determina midiendo el amperaje de los tres conductores y obteniendo un promedio.

3 = Factor de corrección en estrella del motor trifásico

cos = Factor de potencia

1000 = Factor de conversión de Watts a KW

14 - 14 -

3.17. Cálculo de capacidad de la Chancadora de mandíbulas.

El cálculo está dado por las relaciones geométricas establecidas en la siguiente ecuación:

0,6* *T L S

Dónde:

T = Capacidad de la chancadora en T/hr.

L = Longitud de la chancadora en pulgada.

S = Abertura de set de descarga en cm.

Pero podemos obtener las siguientes expresiones:

A = L x a de donde L = A / a

R = a / S de donde S = a / R

Dónde:

R = Grado de reducción.

A = Área de la abertura de la boca de la chancadora en cm2.

a = Ancho de la boca de la chancadora en cm.

Considerando condiciones de operación como: dureza, humedad, rugosidad. La fórmula se convierte en:

* * *c m fTR K K K T

Dónde:

TR = Capacidad en T / hr.

Kc = Factor de dureza: Puede variar de 1,0 a 0,65

dolomita = 1,0 cuarzita = 0,80

andesita = 0,9 riolita = 0,80

granito = 0,9 basalto = 0,75

15 - 15 -

Para una operación normal de dureza media, Kc = 0,90

Km = Factor de humedad:

Para chancadora primaria no es afectada severamente por la humedad y

Km = 1,0

Para chancadora secundaria, para una operación normal Km = 0,75

Kf = Factor de arreglo de la alimentación:

Para una operación eficiente, un sistema de alimentación mecánica supervisado por un

operador.

Kf = 0,75 a 0,85

16 - 16 -

4. Caracterización de la muestra:

4.1. Protocolo de chancado para muestras:

1.- Preparar composito de 890 grs. para ser conminuído en chancador de mandíbulas. 2.- Conminuir el composito completo a -1" utilizando un chancador de mandíbulas limpio. 3.- Tamizar el composito completo con 6 mallas U.S.A., correspondientes a las siguientes mallas: #4, #6, #12, #16, #25 y #35. 4.- Masar cada fracción de tamaño y registrar los resultados. 5.- Realizar granulometría a los datos obtenidos, para determinar P80.

4.2. Determinación de masa, volumen y densidad de la muestra:

Para conocer la masa (M) de la muestra se masaron, en total de ellas en una balanza

granataria del laboratorio, obteniendo un resultado de 890 grs.

Para conocer el volumen (V) se realizó mediante el método de desplazamiento de

volumen del agua, dando como resultado 360 ml.

Para determinar la densidad de la muestra se ocuparon los datos anteriores:

M

V

8902,473

360

grsgr ml

ml

17 - 17 -

4.3. Análisis mineralógico:

El análisis mineralógico se realizó mediante observación directa de las muestras y un

microscopio del laboratorio.

Los minerales observados tienen características de zonas de oxidación supérgena, con

gran presencia de cuarzo (80%), hematites y en menor cantidad cristales de magnetita.

Como mineral de cobre principal Crisocola, algunos cristales de atacamita y malaquita,

todo en una matriz sedimentaria terrígena arcillosa.

Oxidación supérgena

Minas tricolor y Dos amigos, Domeyko, Chile

Crisocola

18 - 18 -

4.4. Análisis granulométrico del mineral de entrada:

Para determinar un diámetro nominal se sumaron las áreas proyectadas de cada muestra

y se relacionaron con el área de una esfera del mismo diámetro. Los datos obtenidos se

muestran en la tabla Nº1. Luego se organizó en un tabla unidimensional (tabla Nº2) y se

obtuvo el d95 y un d80, para el cálculo del error fundamental y la energía consumida por el

chancador.

Tabla Nº1 Cálculo de diámetro del área proyectada.

n° muestra área proyectada (cm2) diámetro del área proyectada (cm)

1 51,91 4,06

2 79,98 5,05

3 57,48 4,28

4 65,94 4,58

5 71,87 4,78

6 70,21 4,73

7 62,77 4,47

8 43,85 3,74

9 50,21 4,00

10 60,41 4,39

11 60,19 4,38

12 44,88 3,78

13 50,66 4,02

14 31,87 3,19

15 76,33 4,93

16 30,96 3,14

17 33,04 3,24

Tabla Nº2

rango de medidas marca de clase ni Ni

3 3,5 3,25 3 3

3,5 4 3,75 3 6

4 4,5 4,25 6 12

4,5 5 4,75 4 16

5 5,5 5,25 1 17

19 - 19 -

Calculamos el percentil 80.

1

*

100 *i

k k i i

i

k NN

P F L an

80 80

80*1712

1004,5 *0,5 4,74

P F

95 95

95*1716

1005 *0,5 5.0751

P F

4.5. Análisis granulométrico del mineral producto del chancado:

Tabla Nº3 Tamaño Masa % Retenido % Pasante

Tamiz µm (gramos) Individual Acumulado Acumulado

4 4700 20,0 2,2 2,2 97,8 6 3400 35,0 3,9 6,2 93,8

12 1400 35,0 3,9 10,1 89,9 16 1000 110,0 12,4 22,5 77,5 24 700 135,0 15,2 37,6 62,4

35 425 435,0 48,9 86,5 13,5 42 350 0,0 0,0 86,5 13,5 48 300 0,0 0,0 86,5 13,5 65 212 0,0 0,0 86,5 13,5

100 150 0,0 0,0 86,5 13,5 Fondo -150 120,0 13,5 100,0 0,0 Total - 890,0 100,0 - -

P80 1059

20 - 20 -

4.6. Calculo del error fundamental:

En un marco teórico de pórfido cuprífero con una ley de 1% con mineral de interés Crisocola y

ganga cuarzo.

4.6.1. Datos cálculo de error para el 20% retenido:

Mineral = Crisocola Ley mineral = 35,6%

Masa muestra = 890 grs. Tamaño liberación = 0,1059 cm.

Masa lote = 90 grs. d95 = 5,075 cm.

Densidad cobre = 2,4 d min = 3,14 cm.

densidad ganga = 2,65

= 0,2

Ley yacimiento = 1%

= 0.25

Cálculo:

2 1 1FE L

S L

IHM M

fg

21 - 21 -

2 3

2 3

2

2

1 1* * * * *

1 1* *0,2*0,25*(5,075) *

90 890

* *0,2*0,25*130,7098*0,009987

* *0,06527

FE

FE

FE

FE

S L

m l f g dM M

m l

m l

m l

Cálculo de los factores:

11 m g

am a a

a

11 *2,4 *2,65

1%0,0281

35,6%

1 0,02811 0,0281 *2,4 0,0281*2,65

0,0281

80,7818

am a a

a

a

m

m

95dl

L

5.07547,92

0,1059l

0.5

0.810

dl

L d

L

0.5

0.8

5.075

0,1155

l

L

l

Reemplazamos los factores:

2

2

2

* *0,06527

80,7818*0,1155*0,06527

0.6093

0.6093 *2*100

156,12%

FE

FE

FE

m l

22 - 22 -

4.6.2. Datos cálculo de error para el 80% pasante:

Mineral = Crisocola Ley mineral = 35,6%

Masa muestra = 890 grs. Tamaño liberación = 0,1059 cm.

Masa lote = 800 grs. d95 = 5,075 cm.

Densidad cobre = 2,4 d min = 3,14 cm.

densidad ganga = 2,65

= 0,2

Ley yacimiento = 1%

= 0.25

Cálculo: La heterogeneidad intrínseca de constitución se mantiene constante, por lo tanto se

utilizan los datos anteriores.

2 1 1FE L

S L

IHM M

2 3

2 3

2

1 1* * * * *

1 180,7818*0,1155*0,2*0,25*(5,075) *

800 890

0,007712

0,007712 *2*100

17,56%

FE

FE

FE

S L

m l f g dM M

4.7. Calculo de la energía requerida para conminuir el material:

80 80

1 110B IE W

P F

14, 44I cobreW

80

1 110*14,44*

4,7

1 110*14,44*

0.1059 4,7

377,1237

B

B

B

EP

E

E KwH Ton

fg

23 - 23 -

4.8. Calculo de potencia y consumo de energía del chancador:

Voltaje = 220

Intensidad = 3,2-5,7

cos = 0,7

* * 3 *cos

1000

V iP

220*5,7* 3 *0,71,5203

1000P KwH

PW

T

1,52031708,31

0,00089W KwH Ton

4.9. Determinación del flujo de tratamiento:

0,6* *T L S

30,6*10,5*1,25 7,875T cm H

Y considerando los factores de operación:

* * *c m fTR K K K T

Considerando un marco teórico dureza media, Kc = 0,90 Factor de humedad Km = 0.75 Factor de alimentación mecánica supervisado (caso menos favorable) Kf = 0,85

30,9*0,75*0,85*7,875 4,518TR cm H

24 - 24 -

4.10. Cálculo de la carga circulante:

Sobre un marco teórico de flujo del chancador de 890 Ton/H ó 890 grs/H.

*100

90*100 10,11%

890

RCC

A

CC

4.11. Cálculo razón de conminución del chancador:

Primero calculamos con los diámetros nominales y luego con las medidas del chancador.

80

80

5,07547,92 48 :1

0,1059

5,254,2 4 :1

1,25

FR

P

cmR

cm

cmR

cm

25 - 25 -

5. discusión:

Los resultados obtenidos en la caracterización de la muestra son totalmente discutibles,

esto debido al sentido más práctico, enfocado en el cálculo y la interpretación de los

datos, esto también se refleja en la determinación de la masa, volumen y densidad de las

muestras, que pudieron influir drásticamente, en el error fundamental. La obtención de

un diámetro nominal basado en las áreas proyectadas y calculada en base a estadística se

debe a que no existen tamices en el laboratorio con las medidas para las muestras

trabajadas. El tamaño nominal obtenido de 5,075 cm para un F80, concuerda la medida

real del diámetro mayor de 6,65 cm.

Para el análisis granulométrico de dela tabla Nº3, se puede observar una alto porcentaje

de fino en el fondo del tamiz, esto puede ser por causa alta cantidad de arcillas presentes

en el mineral tratado o a fuerza excesiva aplicada sobre el mineral por el chancador.

La información obtenida del análisis granulométrico que se presenta en forma de curva

demuestra los diferentes tamaños que se encuentran después chancado el mineral, siendo

una aproximación a la realidad, debido a las limitantes físicas del mineral y la manipulación

de preparación y operación de ellas.

El error para la masa P80, casi dentro de los límites, se puede justificar por varios factores,

entre ellos la manipulación de las muestras, la determinación del tamaño nominal F80,

parámetros de caracterización del mineral (densidad, tipo de mineral, liberación).

Al comparar los consumos de energía se puede inferir que la requerida para reducir de

tamaño la muestra es mucho menos que la entregada por el motor. Esto en la práctica

conlleva a un consumo innecesario de energía que eleva los costos, siendo un punto

crítico en el diseño o elección de equipos.

377,1237BE KwH Ton

1708,31W KwH Ton

Lo mismo ocurre para la capacidad de tratamiento del chancador, comparado con la masa

de las muestras, es ampliamente inferior, siendo este otro punto crítico en el diseño, y

reducción de costos en las empresas.

34,518TR cm H

Volumen: 360 cm3

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6. Conclusión:

Mediante la experimentación se pudieron conocer métodos y resultados más comunes en la etapa de conminución, pudiendo llevar a la práctica conocimientos teóricos relevantes y complementarios de otras asignaturas, todo conducido hacia la aplicación ingenieril de ellos. Los puntos críticos como el flujo de tratamiento, capacidades y consumo de energía tratados son relevantes en la minería, por su directa relación en los costos.