Preparación Mecánica de Minerales

FUNDAMENTO DE LA CONMINUCION REDUCCION DE TAMAÑO GRUESO

I.- GENERALIDADESLas operaciones mineras y de proceso involucran varias etapas, cada una con sus propios requerimientos de eficiencia y gestionadas como centros de costos separados, a pesar de su interdependencia. Sin embargo, en algunos casos las condiciones requeridas para optimizar algunas de estas etapas puede ser contraproducente para la optimización de otras y por lo tanto, los óptimos locales no necesariamente conducen al óptimo global de la faena que es el verdadero objetivo. Cada área tiene un presupuesto y un objetivo de producción y su eficiencia es considerada satisfactoria si se está dentro de presupuesto y se alcanza los objetivos de producción, en vez de orientarse a maximizar la rentabilidad global de todo el negocio.

La planificación minera y el procesamiento de minerales son usualmente vistas como dos áreas desconectadas. El área minera construye sus modelos económicos considerando la planta como un parámetro constante (tonelaje, recuperación promedio y costo unitario). El área de proceso planifica sus rendimientos asumiendo un plan minero dado (leyes, mineralogía, moliendabilidad, etc.). La alternativa más rentable maximizará el valor presente neto, por medio de un plan minero – metalúrgico que defina producciones y recuperaciones por períodos, cambiando límites de la mina redefiniendo secuencias mineras, con la finalidad de alcanzar leyes, moliendabilidades, mineralogía y costos requeridos respaldando los valores presentes netos comprometidos.

La tronadura tiene un gran impacto en el rendimiento del complejo mina – planta, que va mucho más allá de la eficiencia en el carguío y transporte de minerales, ya que incide significativamente en las etapas posteriores de reducción de tamaño (chancado y molienda), tanto en la capacidad de tratamiento como en el rendimiento económico de dichas operaciones. El primer efecto y más evidente es el de la distribución de tamaños producida y enviada a la planta de procesamiento. El segundo, menos evidente pero igualmente importante, es la generación de fallas y grietas en el mineral que redunda en su debilitamiento y mayor facilidad de fragmentación en las etapas siguientes.

“CONMINUCIÓN ES UN TÉRMINO GENÉRICO, QUE SE UTILIZA PARA DESIGNAR PROCESOS DE REDUCCIÓN DE TAMAÑO”

Los procesos de conminución son altamente intensivos en energía e inciden significativamente en los costos de capital y operacional de la faena, por lo que cualquier acción que optimice su operación tiene un fuerte impacto en la economía global. Además de los efectos que la tronadura provoque en ellos, dichos procesos se combinan de una manera y en una secuencia no necesariamente óptima. Hasta qué tamaño llegar con el chancado y empezar la molienda no es un problema totalmente resuelto hasta ahora. En la actualidad la combinación: chancado primario – prechancado – molienda SAG – chancado de pebbles – molienda de bolas, no está cien por ciento definida sino que, por el contrario, está en permanente análisis.

En la secuencia de fragmentación de minerales, cada etapa tiene sus propios atributos y requerimientos de eficiencia. Sin embargo, en algunos casos optimizar una etapa puede ser contraproducente para otra, por lo que el ideal es encontrar aquellas condiciones para cada etapa que permitirían alcanzar un óptimo global. Este enfoque holístico para el complejo mina – planta en la industria minera, debería conducir a maximizar beneficios ya sea por aumento de la capacidad de tratamiento y/o por la reducción en los costos. El número de etapas, su complejidad e interacciones hacen que cualquier intento por optimizar su operación basada en un análisis en terreno y por intento y error sea muy complejo y caro.

Existe significativa evidencia que la tronadura afecta los resultados de las operaciones de chancado y molienda y que permite alcanzar importantes ahorros en dichas operaciones. En la mayoría de los casos se trata de estudios sobre los efectos causados en molienda SAG debidos a variaciones en los parámetros de la tronadura, pero existe también estudios que relacionan a la tronadura con el chancado primario y al chancado primario con la molienda SAG. En diversos estudios se ha comparado los consumos y costos asociados a la conminución realizada en las 3 formas usuales: tronadura, chancado y molienda. El escenario global es el siguiente:

Tabla n° 1a.- Consumo de energía por unidad de RT

Considerando estos datos de consumo y costos, en un estudio se incrementa el factor de potencia de los explosivos, reevaluando los consumos y costos parciales y globales:

Tabla n° 1b.- Consumo de energía por unidad de RT

Los fragmentos van siendo cada vez más resistentes en la medida que avanza su fragmentación, debido a que contienen menos grietas naturales o inducidas por la tronadura. Hay evidencia que los índices de reducción de tamaño (Wi) se reducen en forma significativa por tronaduras más intensas. Sin embargo, hay trabajos que sugieren que el debilitamiento del mineral se aprovecha en la etapa de chancado mientras que hay poco cambio a nivel de la molienda.

Un factor de efectividad en la conminución es la liberación de minerales. Un tema no resuelto es si la creación de microfracturas con la tronadura, alrededor o a través de los granos de mineral, podría incrementar la liberación y por ende la recuperación. Uno de los enfoques más desarrollados hasta ahora es el del Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre (JKMRC), de la Universidad de Queensland, Australia. Este enfoque denominado Mine to Mill se basa principalmente en el uso de simuladores, los que necesitan como parámetros de entrada las características del mineral y de la operación. En general se basa en la zonificación del yacimiento en estudio, la determinación de la granulometría óptima de alimentación a molienda, el tamaño de bolas y el nivel de llenado óptimo de los molinos; buscando optimizar el proceso completo mina – planta.

Operaciones de Conminución

La civilización industrial requiere emplear una amplia variedad de tecnologías de conminución, desde el chancado grueso de mineral de mina y de rocas de canteras, hasta la molienda ultra fina para la producción de pinturas, productos farmacéuticos, cerámicos y otros materiales avanzados. La conminución es una etapa de gran importancia, ya sea para:

(a) producir partículas de un cierto tamaño y forma, (b) liberar minerales valiosos de la ganga para facilitar su concentración o (c) incrementar su área superficial disponible para alguna reacción química.

El objetivo principal es la liberación de la especie de interés, desde la ganga que la acompaña, al tamaño de partícula más grueso posible. Si tal objetivo se alcanza, se ahorra energía por la disminución de la cantidad de finos producida y además cualquier etapa de separación posterior se torna más económica y fácil de operar.

Los procesos de conminución se llevan una gran proporción de los costos de capital y de operación de cualquier faena de procesamiento de minerales. El consumo de energía puede ser del orden del 40 - 60% del total de una planta.

- Diversas estimaciones sitúan al costo operacional de la conminución en torno al 50% del costo de operación total. En cuanto a los costos de capital, el rango 20 - 50% representa bien a la mayoría de las operaciones.

II.- CONMINUCION DE MINERALES - TRITURACIÓN

2.1.- INTRODUCCION.

La reducción de tamaño tiene una importancia vital en Procesamiento de Minerales y por tanto, lo es también en la Mineralurgia por ser parte de él, debido a que una roca mineralizada (mena) para liberar el mineral valioso tiene que ser reducida de tamaño, de modo que pueda ser separado por algún método de concentración. Pero para lograr esta reducción de tamaño se necesita entregar energía al proceso, por lo tanto esta energía específica se convierte en un parámetro controlante de la reducción de tamaño y granulometría final del producto en cada etapa de Conminución. Así por ejemplo, Rose y Sullivan han demostrado que en las etapas de chancado y molienda convencional, la energía mecánica entregada a las partículas de un mineral supera entre 100 y 1000 veces el consumo teórico de energía requerida para crear nuevas superficies, es decir, que la eficiencia de utilización durante la fragmentación de la roca sólo es de alrededor del 1% de la energía mecánica entregada al equipo. Por lo que muchos investigadores han concluido que gran parte de la energía mecánica suministrada a un proceso de conminución se consume en vencer resistencias indeseables o nocivas de diversos tipos, tales como:

Deformaciones elásticas de las partículas antes de romperse. Deformaciones plásticas de las partículas, que originan posteriormente la ruptura de

las mismas. Fricción entre las partículas. Vencer la inercia de las partes móviles de la máquina. Deformaciones elásticas de la máquina. Producción de ruido, calor y vibraciones de la instalación. Roce entre partículas y elementos móviles de la máquina. Pérdidas de eficiencia en la transmisión de la energía eléctrica y mecánica.

Lo anterior nos indica la importancia de establecer correlaciones apropiadas entre la energía específica (Kw-h/ton) consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los

respectivos equipos, facilitar su apropiada elección y proyectar su correcto dimensionamiento a escala industrial.

2.2.- CONMINUCION DE MINERALES.

Con el término Conminución se designa a la reducción de tamaño de rocas grandes ( 1m) a fragmentos pequeños (de solo unos cuantos micrones) y según Bond, la conminución se define como el proceso en el cual la energía cinética-mecánica de una máquina es transferida a un mineral produciendo en él fricciones internas y calor que originan su ruptura. En la Fig. 4.1 se muestra esquemáticamente el proceso de conminución. Como podemos ver, una máquina de conminución efectúa la reducción de tamaños a través de compresión lenta, impactos de alta velocidad y a esfuerzos de corte o cizalla.

El rol de la conminución y de las operaciones unitarias relacionadas a ella es de gran importancia, puesto que es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el tamaño de las partículas para los procesos posteriores de concentración del mineral valioso o la disolución del metal valioso(lixiviación), y en términos de costos de operación estas operaciones unitarias representan la mayor fracción de los costos totales (> 60 %) en el procesamiento de minerales, debido al alto consumo de energía.

Fig. 4.1. El proceso de conminución

En esta operación de rotura del mineral, encontramos una relación que muestra la limitación energética, la cual se puede expresar como:

Partícula grande + Energía → Partículas más pequeñas + sonido + Calor

Si esto fuera cierto, no debería ser correcto restar toda la energía del calor y el sonido producidos de la energía total de un proceso de fragmentación con el objeto de obtener un valor neto de la energía. BeKe (1964) propuso la cifra de 0,6% como la cantidad de energía consumida utilizada en la reducción teórica dimensional. Austin (1964) dio un valor de menos del 3% como la proporción de la energía total utilizada con este fin. En consecuencia, es generalmente aceptado que la energía real consumida en la operación de fragmentación es baja en comparación con la energía total consumida.En consecuencia, la conminución de minerales consta de las siguientes etapas, en concordancia con la proposición de R.T.Hukki (1961):

Fig. 1. Forma general de la relación Energía-Reducción de tamaño de partícula

La reducción de tamaño después de la fragmentación con explosivos, continua con la trituración la cual se lleva a cabo por compresión de la mena contra superficies rígidas (chancadoras) o por impacto contra superficies, con un recorrido de movimiento rígidamente forzado (chancadoras de impacto),

Fig. 2. Esquematización de la reducción de tamaño de partícula mineral.

En consecuencia, esto contrasta con la molienda, la cual se lleva a cabo por abrasión e impacto de la mena mediante el libre movimiento moledor tal como barras, bolas, pebbles y guijarros, constituyendo la etapa final de liberación del mineral, tal como se muestra en la figura 3.

Explosión o voladura de a 1,0 m

Trituración o chancado

o Primario, de 1,0m a 100 mm.o Secundario, de 100 mm a 10 mm.o Terciario, de 10mm a 5 mm.

Molienda

Primaria, de 10 ó 5 mm a 1 mm. Secundaria, 1 mm a 100 m Remolienda, de 100 m a 10 m

Fig. 3. Esquematización de la liberación del mineral valioso

Por otro lado, debemos entender por Liberación a la separación del mineral valioso de la ganga mediante la fragmentación de la mena en una máquina de conminución, pero como la liberación no es del 100% se le expresa por el grado de liberación que es el porcentaje de partículas individuales del mineral valioso en forma libre.

Generalmente en la naturaleza los minerales presentan distintos amarres entre los valiosos y los no valiosos y que a su vez pueden están formando diversas fases sólidas, tal como podemos ver en la figura 2, que al triturarse nos van a dar siempre partículas no liberadas, denominadas mixtas o intermedias.

La conminución a través de las operaciones de trituración y molienda es empleada para fracturar o romper estos agregados de minerales para de una manera técnicamente óptima se alcance su liberación con la menor cantidad posible de mineral de ganga.

La conminución de minerales puede llevarse a cabo en medio húmedo o en seco, dependiendo la decisión de lo siguiente

Fig. 4. Diferentes tipos de amarres de partículas vistas después del fracturamiento.

Tipo del mineral a procesar o del producto a obtener. Características físicas y químicas del mineral. Requerimientos del proceso ulterior o subsiguiente. Efecto del mineral en el equipo de conminución como:

o Abrasióno Corrosióno Compactacióno Forma, distribución de tamaños y calidad del producto a obtenerse.o Factores económicos.o Condiciones climáticas.o Disponibilidad de agua.

Factores ambientales y de seguridad tales como: Ruidos. Polvos. Vibración excesiva.

2.3.- MECANISMO DE LA CONMINUCION DE MINERALES.

Para establecer los mecanismos de la conminución de minerales, se debe tener en cuenta las siguientes consideraciones:

1. Los minerales poseen estructuras cristalinas y sus energías de unión se deben a los diferentes tipos de enlace que participan en la configuración de sus átomos. Estos enlaces interatómicos son efectivos solo a corta distancia y pueden ser rotos mediante la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión.

2. Desintegrar una partícula necesita menos energía que la predicha teóricamente, debido a que todos los minerales presentan fallas o grietas, que pueden ser macroscópicas o microscópicas.

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

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

De ahí que, los mecanismos que están presentes en un evento de conminución son:

Fractura. Astillamiento. Abrasión

LA FRACTURA, es la fragmentación de un trozo de mena en varias partes debido a un proceso de deformación no homogénea. Los métodos de aplicar fractura en una mena son:

1. Compresión.2. Impacto.3. Cizalla o corte.

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

Fig. 5. Esquema de la acción de esfuerzos de compresión.

IMPACTO. Es la aplicación de esfuerzos compresivos a alta velocidad, de modo que la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto, normalmente es muy similar en tamaño.

Fig 6. Esquema de la acción de esfuerzos de impacto.

CIZALLA. El corte o cizalla ocurre como un esfuerzo secundario al aplicar esfuerzos de compresión y de impacto. Produce gran cantidad de finos y generalmente, no es deseable.

F

FFig. 7. Esquema de la acción de esfuerzos por cizalla.

Astillamiento, se produce por la aplicación de esfuerzos fuera del centro de la partícula.

Abrasión, se produce abrasión cuando el esfuerzo de cizalla se encuentra concentrado en la superficie de la partícula.

En las partículas pequeñas las grietas tienden a desaparecer, quedando solamente las fallas del material, lo que las hace más duras a estas partículas.

En consecuencia, la dureza del mineral queda definida por:

La distribución de esfuerzos. La distribución de fallas y grietas, y El tamaño de la partícula.

2.3.1.- LIBERACION.Como se ha indicado anteriormente, el mineral valioso se encuentra diseminado y asociado a la ganga y para poder liberarlo o desprenderlo de la ganga, la MENA es sometida progresivamente y por etapas a operaciones de conminución de las cuales se obtienen partículas de menor tamaño. De estas últimas se pueden distinguir dos tip os de partículas:a) Partículas libres, son aquellas que están constituidas por una sola fase mineralógica, ya sea mineral valioso o ganga.b) Partículas mixtas, son aquellas que están constituidas por dos o mas fases mineralógicas.

2.4.- PRINCIPIO DE LA CONMINUCIÓN

La trituración se debe principalmente a cuatro modos d e fractura (impacto, compresión, atrición y corte) dependiendo del mecanismo de la roca y el tipo de carga.En la trituración por impacto, la fragmentación se produce debido a un golpe instantáneo y seco de un material sólido duro sobre la partícula de roca o mineral, o por golpe de la partícula contra el sólido duro, o finalmente por golpes o choques entre partículas. En la trituración por atrición, las partículas se desmenuzan debido a fuerzas de fricción que se generan entre dos superficies duras o entre partículas. Como resultado se producen partículas bastante pequeñas o también grandes.

En la trituración por corte, la fragmentación se produce debido a una fuerza cortante. En la trituración por compresión, la fragmentación se produce por acción de una fuerza de compresión generada entre dos superficies duras

Fig. 8. Mecanismos de fracturación

2.4.1.- TRITURACIÓNLa operación de trituración, es la primera etapa mecánica de la conminución. Por lo general se lo realiza en seco y en etapas sucesivas.Industrialmente se utilizan diferentes tipos de máquinas de trituración y suelen clasificarse de acuerdo a la etapa en que se utilizan y el tamaño de material tratado.

a) TRITURADORAS PRIMARIAS: Fragmentan trozos grandes hasta un producto de 8” a 6”. Se tienen dos tip os de maquinas.- Trituradoras de Mandíbulas- Trituradoras Giratorias.b) TRITURADORAS SECUNDARIAS: Fragmentan el producto de la trituración primaria hasta tamaños de 3” a 2”, entre estas maquinas tenemos.- Trituradoras Giratorias- Trituradoras Cónicas.c) TRITURADORAS TERCIARIAS: Fragmentan el producto de la trituración secundaria hast a tamaños de 1/2” o 3/8”, entre estas maquinas tenemos.- Trituradoras Cónicas- Trituradoras de Rodillos.

TRITURACIÓN PRIMARIA : TRITURADOR DE MANDIBULAS (CHANCADORAS)

Esencialmente constan de dos placas de hierro instaladas de tal manera que una de ellas se mantiene fija y la otra tiene un movimiento de vaivén de acercamiento y alejamiento a la placa fija, durante el cual se logra fragmentar el material que entra al espacio comprendido entre las dos placas (cámara de trituración). El nombre de estas trituradoras viene del hecho de que la ubicación y el movimiento de las placas se asemejan a las mandíbulas de un animal, por eso, la placa fija suele llamarse mandíbula fija y la otra placa, mandíbula móvil. Las trituradoras de mandíbulas se subdividen en tres tip os, en función de la ubicación del punto de balanceo de la mandíbula móvil, que son: Trituradoras de mandíbulas tipo Blake, Dodge y Universal.

2.4.2.- MECANISMOS DE FRACTURAPara intentar entender los mecanismos fundamentales por lo que se fracturan las partículas de mineral, en el transcurso de muchos años diversos investigadores han intentado aplicar los conceptos de la "física y mecánica de la fractura" como se emplean en la ciencia de los materiales y en la mecánica de las rocas. Las partículas de mineral son heterogéneas, tienen

normalmente fallas tanto a macro como a micro escala, y no siempre se comportan como materiales frágiles.

El mecanismo de la fractura es el siguiente:Cuando la energía de deformación en la punta de la grieta es lo suficientemente alta, implica que los enlaces químicos en la punta se rompan y la grieta se propaga produciendo la fractura del material

La grieta no necesita de una fuerza sino de producir una tensión en ella de tal forma que produzca la suficiente energía para propagar la grieta. El esfuerzo al que se inicia la fractura es el equivalente para igualar la energía superficial de las dos nuevas superficies generadas por la fractura.

“EN CONMINUCION LAS PARTICULAS NORMALMENTE SE QUIEBRAN BAJO TENSION, Y NO BAJO COMPRESION”

Si analizamos la fractura de partículas a tamaños muy pequeños, veremos que la deformación plástica de la partícula llega a ser un factor, y cuando esta significativa deformación ocurre junto con la fractura, se alcanza lo que se denomina Límite de Moliendabilidad. Este límite significa el tamaño de partícula más pequeño que puede quebrarse y normalmente se confunde con el tamaño de partícula del producto más pequeño.

Las formas en la cual una partícula se fractura dependen de la naturaleza de ésta y de la forma de aplicar la fuerza. La fuerza en la partícula puede ser una de compresión, causando la fractura de la partícula en tensión. Esta fuerza podría aplicarse ya sea a velocidades rápidas o lentas y la velocidad afecta la naturaleza de la fractura. También puede ser una fuerza de corte, tal como la ejercida por dos partículas frotándose unas a otras. Como puede apreciarse muchos términos se utilizan para describir los mecanismos de fractura. Se distinguen tres tipos de mecanismos de fractura:

1).- Abrasión: Ocurre cuando la energía aplicada es insuficiente para causar fractura significativa en la partícula. En este caso, ocurren tensiones localizadas resultando fracturas en áreas superficiales pequeñas, dando como resultado una distribución de partículas de tamaño casi igual al original y partículas muy finas.

2).- Compresión: Ocurre cuando la energía aplicada es suficiente de forma que pocas regiones se fracturan, produciéndose pocas partículas cuyos tamaños son relativamente iguales al original

3).- Impacto: Ocurre cuando la energía aplicada está sobre-excedida de aquella necesaria para fracturar la partícula. El resultado es un gran número de partículas con un amplio rango de tamaños

La fractura por abrasión se produce normalmente por roce de las partículas entre si, o contra el medio de molienda, o contra el revestimiento generando 2 fracciones de tamaño. Una gruesa de tamaño similar al original y otra de tamaño muy fino con respecto al original. Este mecanismo se realiza a una velocidad más o menos constante dependiendo de la dureza de la mena y de las condiciones de la molienda, caracterizándose los minerales más blandos de ser más susceptibles a este mecanismo.

La figura siguiente, muestra forma en que se realiza una combinación de compresión y atricción de una partícula, durante las etapas de chancado.

2.4.3.- DEFINICIÓN Y NATURALEZA DE LA RT     Los objetivos, por los cuales son triturados los sólidos, son los siguientes:a) Disminuir el tamaño del material, produciendo partículas de forma y tamaño requerido.b) Aumento del área superficial del material, para facilitar las reacciones químicas (lixiviación).c) Liberar los minerales valiosos de las gangas, de modo que puedan ser concentrados (flotación)    La R. de T. está en la ruta crítica del proceso productivo y su impacto en el beneficio económico es en general mayor que su impacto en los costos de procesamiento.

2.5.- LEYES DE LA COMINUCION

2.5.1.- EXPRESION DEL CONSUMO DE ENERGIA-TAMAÑO DE PARTICULA.

De lo anterior, resulta importante establecer relaciones confiables entre la energía específica (Kw-h/ton) consumida en un proceso de conminución y la correspondiente reducción de tamaño alcanzada en dicho proceso, a objeto de determinar la eficiencia energética de los respectivos equipos, facilitar la elección apropiada y proyectar el correcto dimensionamiento a escala industrial.

De ahí que, la teoría de la conminución o pulverización se ocupa fundamentalmente de la relación entre la energía consumida y el tamaño de alimentación dado. Se han expuesto varias

teorías, pero en realidad, ninguna es enteramente satisfactoria. Entre ellas tenemos las siguientes:

Teoría de Rittinger. Teoría de Kick. Teoría de Bond.

Estas tres teorías o postulados tienen su base en la proposición empírica que está dada por:

dE=Cdx

xn (1)

Donde:dE = Cambio infinitesimal de energía aplicada a la conminución. C = Constante.dx = Cambio infinitesimal de tamaño de partícula. n = Constante.

A. POSTULADO DE RITTINGER.

Von Rittinger en 1867 postuló a la primera ley de la conminución de minerales, la cual establece lo siguiente:

“La energía específica consumida en la reducción de tamaño de una mena es directamente proporcional a la nueva superficie específica creada”.

Esta teoría considera solamente cuerpos sólidos homogéneos isotrópicos y sin fallas. Matemáticamente se puede escribir.

ER = CR (2 - 1) (2)Donde:

ER = Energía suministrada por unidad de volumen.

CR = Constante.

2 = Superficie específica final.

1 = Superficie específica inicial.

2 - 1 = Nueva superficie específica producida.

En este caso, como las partículas son de forma irregular, por lo tanto, el área superficial está dada por:

S = s d2

y el volumen está dado por:

V = v d3

Por lo tanto:

S

M

S

V

d

dx

ds

s

s v

s

s v

2

3 3

1

(3)

Donde:

s = Factor de forma superficial.

v = Factor de forma volumétrico.

Reemplazando (3) en (2) se obtiene:

ER=[ α s

ρ s α v][ 1

d f

− 1di ]CR

(4)

ER=K R [ 1d f

−1d i ] (5)

Donde:

di = Tamaño promedio de la alimentación.

df = Tamaño promedio del producto.

KR = [s /v s ] CR

El mismo valor se obtiene al reemplazar n = 2 en la ecuación (1).

B. POSTULADO DE KICK.

En 1874 Kirpichev y en 1885 Kick propusieron independientemente una segunda teoría, conocida como el postulado de Kick, la cual establece que:

“La energía requerida para producir cambios análogos en el tamaño de cuerpos geométricamente similares es proporcional al volumen de estos cuerpos”

Esto significa que iguales cantidades de energía producirán iguales cambios geométricos en el tamaño de un sólido. Matemáticamente está dado por:

EK=K K log [V 1

V 2] (6)

Donde:

EK = Consumo de energía específica entregada.Kk = ConstanteV1 = Volumen inicial de la partícula.V2 = Volumen final de la partícula.

Si remplazamos n = 1 en la ecuación (1) se obtiene:

EK=K K ln [d1

d2] (7)

Que es una forma de expresar la segunda ley de la conminución.

COLORARIO_1: Varios investigadores han demostrado que estas dos leyes se aplican en casos específicos de conminución. Así, la teoría de Kick se cumple para molienda de partículas menores que 1 micrón; del mismo modo, la teoría de Rittinger aparentemente es válida para partículas gruesas (chancado).

C. POSTULADO DE BOND.

En 1950, Fred.C. Bond planteó la llamada tercera teoría de la conminución, la cual se enuncia así:

“La energía consumida para reducir el tamaño 80 % de un mineral o mena, es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del tamaño 80%; siendo este último igual a la abertura de malla en micrones, que deja pasar el 80% en peso de las partículas”.

Es decir:

EB=K B [ 1

√d p

−1

√d f] (8)

Bond consideró que no existen rocas ideales ni iguales en forma, y que la energía consumida era proporcional a la longitud de las nuevas grietas creadas; de ahí que, basó su teoría en tres principios, los que a su vez emergieron de mecanismos observados durante la reducción de tamaño de las partículas de mena. Estos principios se enuncian a continuación:

Primer principio Puesto que se debe entregar energía para reducir de tamaño, todas las partículas de un tamaño finito tendrán un nivel de energía al cual se deberá añadir la energía de los productos. Sólo una partícula de tamaño infinito tendrá un nivel de energía cero”. Esquemáticamente su representaciones muestra en la figura 9:

Donde:W = Energía expresada en Kw-h/ton entregada a la máquina que reduce el material

de un tamaño de alimento a un tamaño de producto.Wt = Nivel de energía de un tamaño determinado, o energía entregada en Kw-h/ton

para obtener un tamaño de producto desde un tamaño teóricamente infinito.Wi = Trabajo expresado en Kw-h/ton realizado para reducir un material de un tamaño infinito a un tamaño de 100 micrones. El índice de trabajo establece la resistencia de un material a la ruptura.

Tamaño infinito Tamaño F Tamaño P Tamaño de 100 m

Fig. 9. Esquema para el primer principio de Bond.

Dado que una partícula de tamaño finito ha debido obtenerse por fractura de una partícula de tamaño mayor, todas ellas han debido consumir una cierta cantidad de energía para llegar al tamaño actual. Se puede considerar, entonces, que todo sistema de partículas tiene un cierto registro o nivel energético correspondiente a toda la energía consumida para llevar las partículas a su tamaño actual. Solamente una partícula de tamaño infinito tendrá un nivel energético de cero. Esto es:

Wt(P) = Wt(F) - W

W = Wt(P) - W(F) (9)

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

W t (P )=K

√d p (10)

W t (F )=K

√d f (11)

al remplazar (10) y (11) en (9) se obtiene:

W = K

√d p

− K

√d f (12)

Tercer principio. La falla más débil de la mena determina el esfuerzo de ruptura pero no su Wi, el cual es determinado por la distribución de fallas en todo el rango de tamaño involucrado y corresponde al promedio de ellas. Según Bond, el Wi - índice de trabajo - es una constante propia del mineral que es igual a los Kw-h/ton de mena alimentada, que se requiere para romper dicha mena desde un tamaño infinito a un tamaño promedio que en un 80% sean inferiores de 100 micrones. Esto es:

W t (100 )=W i=[ 1√100

− 1√¥ ]= K B

10

KB = 10 Wi (13)

Reemplazando (13) en (12) se obtiene:

W =10 W i

√d p

−10W i

√d f

=10W i[ 1

√d p

− 1

√d f ]W =10 W i[ 1

√P80

−1

√F80] (14)

Donde:

W = Son los Kw-h/ton utilizados en la conminución.

Wi = Índice de trabajo de Bond en Kw-h/ton.

dP = P80 = Tamaño del producto en m que pasa el 80%.

dF = F80 = Tamaño del alimento en m que pasa el 80%.

O

W =1,1W i[10

√P80

−10

√F80]; (Kw-h/t)

Como podemos ver, la Tercera Ley de la Conminución desarrollada por Bond, tiene un carácter netamente empírico y su objetivo fue llegar a establecer una metodología confiable para dimensionar equipos y circuitos de conminución.

2.5.1.1.- Razón de reducción

Definiendo ahora la razón de reducción del 80%, Rr = R80, como la razón entre las aberturas de los tamices por las cuales pasan el 80% del mineral alimentado y producto de la conminución, respectivamente se tendrá:

Rr=R80=F80

P80 (15)

F80 = Rr P80 (16)

Reemplazando (16) en (14) se obtiene:

W =W i√100P80

x [√ Rr−1

√R r] (17)

Aquí, el término Wi (índice de trabajo) depende tanto del material (resistencia a la fractura) como del equipo de conminución utilizado, debiendo ser determinado experimentalmente para cada aplicación requerida.

2.6.- CHANCADO O TRITURACION.

El chancado o trituración es una operación metalúrgica unitaria principal que constituye la primera etapa de preparación mecánica en el proceso de conminución, cuya función es la reducción de grandes trozos de roca como de 1,5 m a fragmentos pequeños del orden de 6,35 mm a 9,5 mm y empezar con la liberación de los minerales valiosos de la ganga, utilizando fuerzas de compresión. Es una operación en seco.

Esta operación se lleva a cabo en máquinas robustas y pesadas denominadas chancadoras o trituradoras que se mueven lentamente en una trayectoria fija y que ejercen grandes presiones a bajas velocidades. La energía que se gasta en la trituración es convertida en gran parte en sonido y calor, por lo que se acepta generalmente que la eficiencia de chancado es muy baja.

El chancado es una operación unitaria o grupo de operaciones unitarias en el procesamiento de minerales, cuya función es la reducción de grandes trozos de rocas a fragmentos pequeños. La chancadora es la primera etapa de la reducción de tamaños, generalmente trabaja en seco y se realiza en dos o tres etapas que son: chancadora primaria, secundaria y ocasionalmente terciaria.Las chancadoras se diseñan de modo que reduzcan las rocas, de tal manera que todos los fragmentos sean menores que el tamaño establecido, la energía que se gasta en la chancadora es convertida en gran parte, en sonido y calor; por lo que se acepta generalmente, que la

eficiencia de chancado es baja; ésta eficiencia puede variar, porque las menas tienen cierta dureza, humedad, contenido de finos, etc.

El chancado, se lleva a cabo mediante máquinas que se mueven lentamente en una trayectoria fija y que ejercen presiones inmensas a bajas velocidades, la acción de chancado se aplica sobre la roca por una parte móvil que se acerca y se aleja de una parte fija, el mineral es cogido y presionado entre estas dos partes. Si las deformaciones producidas por las fuerzas aplicadas no exceden el límite elástico del material, entonces no habrá chancado. Por otro lado, si se excede el límite elástico en los puntos donde se aplica la fuerza, se producirán grietas y roturas; las cuales originan que la energía de deformación, fluya hacia la superficie y las grietas se propaguen causando fracturamiento. Una vez que las rocas grandes han sido rotas, los fragmentos caen hacia abajo dentro de la máquina, hasta que son nuevamente cogidas y presionadas por la quijada.

El chancado como primera parte de los procesos de conminución. Generalmente es una operación en seco y usualmente realizada en 1, 2 o 3 etapas. Las colpas del mineral proveniente de las minas pueden ser tan grandes como 1,5 m y el producto final requerido variará, según sea la aplicación de que se trate, entre 20 cm y 7 mm.

2.6.1.- ETAPAS DEL CHANCADO.

En función del tamaño de trozos de mineral tratado, las etapas del chancado pueden ser:

Chancado primario. Chancado secundario. Chancado terciario. Chancado cuaternario

Sin embargo, estas etapas deben ser determinadas por un número entero, el radio o razón de reducción Rr = F80 / P80 el cual puede variar en diferentes circunstancias de operación, pero normalmente es aproximadamente de 2 a 3 para chancadoras de mandíbula y de 3 a 4 para chancadoras giratorias y de cono. Un programa de reducción de tamaño en chancado es el que se muestra en la tabla 4.1.

Tabla. 3. Programa de trituración o chancado.ETAPA TIPO DE

CHANCADORAF P Rr

Primaria De Mandíbula 1,5 m 152 a 101 mm 6 a 8

Giratoria 60 pulgadas 6 pulg. a 4 pulg.Secundaria Cono estándar

Hidropónica304,8 mm

12 pulgadas101 a 19 mm

4 pulg. A ¾ pulg.6 a 8

Terciaria Cónica de cabeza cortaDe rodillos

152 mm6 pulg.

25,4 a 3,2 mm1 pulg. a 1/8 pulg.

4 a 6

Cuaternaria Cónica Cabeza cortaGyradiscDe rodillo

76,2 mm3 pulg.

12,7 mm a m20½ pulg. a m20

Estos datos son sólo referenciales, puesto que para una Planta Concentradora en particular se determina en función de las características de dureza, humedad del mineral tratado y capacidad de tratamiento, principalmente.

2.6.2.- CONSUMO DE ENERGIA EN CHANCADO.La energía consumida en el chancado de menas puede determinarse mediante pruebas de triturabilidad que mide la energía requerida para chancar una mena con muestras de 50 y 75 mm. Esta se expresa como índice de trabajo, Wi, que es importante para la selección de chancadoras; tipos, tamaño, carrera de la excéntrica, abertura de descarga (set) y tamaño del motor.

Esta energía requerida se determina a partir de pruebas de laboratorio en las que se mide la fuerza de impacto que se define como:

Ei=2 Mhc (18)

Donde:

Ei = Fuerza de impacto dada en Kiloponds-m/cm.M = Es el peso de cada martillo en Kiloponds.h = Altura de caída del martillo para fracturar la roca, en m.c = Dimensión de la roca de prueba, en cm.

F.C. Bond relacionó esta fuerza de impacto con el índice de trabajo a través de la siguiente fórmula empírica:

Wi=47 ,6 Eiρ (19)

Donde: = Densidad del sólido, en g/cm3.

Lógicamente, este no es el único método, existen en la literatura otros métodos unos más exactos que otros.

Una tipificación del mineral en relación de la dureza y el índice se da en el siguiente tabla:

Tabla 4. Relación de dureza y Wi.Descripción Wi límite

Muy blando 8Blando 8 - 12Medio 12 - 16Duro 16 - 20Muy duro 20 - 24Extremadamente duro > 24

Luego la energía requerida para triturar una determinada cantidad de material está dada por la fórmula de Bond:

W =1,1Wi [ 1

√ P80

−1

√ F80] (20)

Donde:W = Energía consumida, en Kw-h/t.Wi = Indice de trabajo, en Kw-h/t.1,1. = Es el factor de conversión de tonelada corta a tonelada métrica.

2.6.3.- PROPOSITO DEL CHANCADO.

En toda Planta Concentradora los propósitos principales que tiene la etapa de chancado son:

Facilidad para el transporte de la mena. Producción de partículas con tamaños y formas requeridas. Liberación de un mineral específico como una etapa en la separación de valores de la mena. Preparación de la mena para el ataque químico. Preparación de la mena a una granulometría conveniente para el procesamiento

gravimétrico. Grandes capacidades por máquina. Bajo consumo de energía. Bajo costo de mantenimiento. Alta continuidad en la operación.

2.6.4.- CIRCUITOS DE CHANCADO.

En una Planta Concentradora, la sección de chancado debe estar necesariamente constituida por dos o más etapas de reducción de la mena, en forma adecuada acorde a los costos de energía y de operación, que resultan de una selección adecuada de las máquinas, operación correcta en concordancia con las condiciones de chancado y planeamiento apropiado de mantenimiento. Como se decía anteriormente, el número de etapas de chancado está limitada a un número: El radio de reducción R80 el se define como la relación de la abertura de malla teórica, que podría pasar el 80% de la alimentación y del producto de una máquina de chancado o molienda. Esto implica tomar una muestra tanto del alimento como del producto de la chancadora y luego someterlo a análisis granulométrico.

El gráfico de la siguiente figura, indica los puntos de muestreo de donde se deben tomar las muestras para mediante el análisis granulométrico nos permita determinar los valores del F80 y del P80 para la evaluación del R80 de una máquina de chancado. Esta operación se realiza en cada una de la etapas de circuito de chancado, que además de lo anterior nos permite evaluar el rendimiento operacional de cada máquina.

Fig. 10. Puntos de muestreo y determinación gráfica del F80 y del P80.

Del gráfico se obtienen los valores de P80 y F80 en micrones, luego se puede calcular el radio de reducción al 80% de la siguiente expresión:

R80=F80

P80 (21)

A manera de ejemplo; para el tratamiento de una mena de mina de tajo abierto, donde el tamaño máximo es de 1524 mm y se requiere reducir a 12,7 mm, el R80 total de chancado será:

R80=152412 ,7

=120

Este grado de reducción debe ser conseguido gradualmente en varias etapas: Si tomamos:

R1 para Ch. Primario = 6R2 para Ch. Secundario = 8

Tendríamos:R80 = R1 x R2 = 6 x 8 = 48

Este valor no alcanza a 120.

Ahora, si tomamos:R1 = Ch. Primario = 6R2 = Ch. Secundario = 5R3 = Ch. Terciario = 4

Tendremos:

R80 = R1 x R2 x R3 = 6 x 5 x 4 = 120

Este es un valor más razonable puesto que tendríamos lo siguiente:

Chancado primario: F80 = 1524 mm (60”)P80 = 254 mm (10”)R80 = 6

Chancado secundario: F80 = 254 mm (10”).P80 = 50,8 mm (2”)R80 = 5

Chancado terciario: F80 = 50,8 (2”)P80 = 12,7 mm (1/2”) R80 = 4

Del mismo modo, para un mineral muy duro con un Wi = 22, cuyo tamaño es de 254 mm a 3.175mm, (10” a 1/8”).

R80=2543 ,175

=80

Tomemos:R80 = R1 x R2 xR3 x R4 = 2,5 x 2,0 x 2,67 x 6 = 80,1

Chancado primario:F80 = 254 mm (10”)P80 = 101,6 mm (4”)R80 = 2,5

Chancado secundario:

F80 = 101,6 mm (4”).P80 = 50,8 mm (2”).R80 = 2

Chancado terciario:F80 = 50,8 mm (2”)P80 = 19,05 mm (3/4”)R80 = 2,67

Chancado cuaternario:

F80 = 19,05 mm (3/4”)P80 = 3,175 mm (1/8”)R80 = 6

Como podemos ver, esto nos da la idea de cómo podemos determinar el número de etapas, lo cual es básico para el dimensionamiento y selección de la chancadora más adecuada. Sin embargo, la tecnología moderna permite eliminar las tres últimas etapas y ser reemplazadas por un molino autógeno o semi-autógeno.

En el circuito de chancado convencional, generalmente se suele instalar en circuito cerrado con una criba o zaranda vibratoria.

2.7.- CHANCADO PRIMARIO.

En esta operación se fragmenta el mineral de mina en la gran minería a cielo de 1,5 m a 228,6 mm y en minería subterránea de 254 mm a 304,8 mm a tamaños menores de 10 a 15 mm, esto es con radio de reducción en minería a cielo abierto de 6 a 8 y en minería subterránea de 2 a 2,5. Esta operación se efectúa en chancadoras de mandíbula generalmente en la pequeña minería y mediana minería, y trituradoras giratorias en la gran minería. Generalmente operan en circuito abierto.

Los chancadores primarios son maquinas de trabajo pesado, usados para reducir de tamaño al mineral proveniente de la mina (run-of-mine), hasta un tamaño apropiado para su transporte y posterior tratamiento. Estos equipos son operados siempre en circuito abierto, con o sin parrillas separadoras previas.

2.7.1.- SELECCIÓN DE UNA CHANCADORA PRIMARIA

La selección del tipo y tamaño ideal de una chancadora primaria, es un problema de gran importancia para el diseño de una planta de chancado. Generalmente, la chancadora primaria es una de las más grandes y mas costosas de las unidades de una planta. En la selección se tiene que tener en cuenta los siguientes factores:

1. Las características del material que va a ser chancado; lo cual involucra la clasificación geológica de la roca, su estructura física y su resistencia al chancado; es decir suave, medio duro, duro, muy duro y extremadamente duro.

2. El promedio de capacidad diaria u horaria, las capacidades de las chancadoras deben diseñarse considerando las diferentes interrupciones, fundamentalmente en el transporte del mineral; por eso se considera una capacidad de reversa de 25 a 50 %

3. El tamaño del producto; este tamaño está relacionado con la capacidad. Es usual operar con un radio de reducción tan grande como sea posible.

4. El tipo y tamaño de los equipos del tajo, tienen importancia en la selección del tamaño de la chancadora. Los efectos de la voladura, tamaño de las palas y del transporte.

Los arreglos en la alimentación, si no hay una buena alimentación se podrían formar puentes o campaneos, originando costosos retrasos para limpiar los atoros

2.8.- FACTORES QUE DETERMINAN EL RENDIMIENTO DE LAS CHANCADORAS.

La eficiencia o rendimiento de las chancadoras primaria, secundaria y terciaria se debe a los siguientes factores:

- A la velocidad de alimentación

- Al tamaño del mineral que se alimenta- A la dureza del mineral- A la humedad del mineral- Al tamaño del mineral que se reduce- Al desgaste de los forros- A la potencia de trabajo requerido- Al control de operación - Insuficiente zona de descarga del triturador- Falta de control en la alimentación- Controles de automatización

2.9.- CHANCADO O TRITURACION SECUNDARIA.

El chancado secundario constituye la segunda etapa de la conminución que comprende a la reducción de tamaños de una alimentación proveniente de la descarga de la chancadora primaria hasta productos que alimentarán las etapas de molienda, en algunos casos y en otros al chancado terciario. El tamaño de reducción de -9” ó -6” a 2” ó ¾” representa un radio de reducción de 4 a 6. Esta operación se efectúa en chancadoras cónicas tipo Symons estándar o hidrocónicas

2.9.1.- SELECCIÓN DE CHANCADORAS SECUNDARIAS Y TERCIARIAS

El término chancado secundario es aplicable a la etapa de chancado simple o múltiple, que sigue inmediatamente después de la chancadora primaria, tomando todo o parte del producto de la etapa primaria como su alimentación. El término de chancado terciario, es aplicable a la etapa de chancado que generalmente sigue al chancado secundario.En la selección de las chancadoras secundarias y terciarias, hay tener en cuenta los siguientes factores:

1. Capacidad.- La capacidad de una sola unidad secundaria, no tiene que coincidir necesariamente con la capacidad de la chancadora primaria; los arreglos adecuados de separación de finos (cedazos), disminuyen la carga que pasa a la chancadora secundaria.

2. Tamaño de Alimentación.- La abertura radial de recepción de la chancadora giratoria, no debe ser menor que tres veces la abertura de descarga en su posición abierta de la chancadora primaria. Por ejemplo, si el producto de la chancadora primaria de quijada fuera 10 pulgadas, entonces la chancadora secundaria giratoria, debería tener una abertura radial no menor que 30 pulgadas.

3. Tamaño de Producto.- No existe reglas impuestas para determinar, si en el chancado secundario, debe haber una sola máquina, dos o más máquinas que operen en paralelo. Esta claro que si la abertura de recepción necesaria de una máquina secundaria, requiere la selección de una chancadora cuya capacidad iguala o excede a la de la primaria, los arreglos de dos etapas no son necesarios. El número y tamaño de las chancadoras secundarias, dependerá del tamaño de la primaria, las condiciones de descarga, el tipo y las y condiciones de la secundaria que se va usar.

2.10.- CHANCADO TERCIARIO.

En una gran mayoría de Plantas Concentradoras principalmente de la gran minería, el chancado terciario es la última etapa de trituración y generalmente trabaja en circuito cerrado con una zaranda o criba vibratoria (puede también operar en circuito abierto) que además puede recibir los gruesos de la criba secundaria. Un circuito de esta naturaleza permite una alimentación más homogénea a la sección de molienda. En esta etapa la máquina utilizada es una chancadora de cono de cabeza corta.

Fig. 11. Detalle de una trituradora cónica de cabeza corta

III.- DISEÑO DE EQUIPOS DE REDUCCION DE TAMAÑO

3.1.- ESFUERZOS, DEFORMACIONES UNITARIAS Y ENERGÍA

Para producir una reducción de tamaño en colpas o partículas sólidas, se les debe aplicar esfuerzos y producir fractura. Un análisis teórico cuantitativo es solamente posible para estados de esfuerzos relativamente simples, pero los conceptos que surgen de estos resultados son beneficiosos para entender en forma cualitativa las complejas condiciones de esfuerzo en trituradoras y molinos industriales.

Cuando un material sólido es sometido a un esfuerzo sufre una deformación. El estudio de este fenómeno corresponde a la mecánica del medio continuo. La descripción del comportamiento del sólido requiere la postulación de una ecuación constitutiva que relacione esfuerzos y deformaciones y que debe obtenerse de la experimentación con el material. Sometiendo diversos materiales a esfuerzos de tensión conocidos, es posible medir cada deformación producida y clasificar su comportamiento como elástico o inelástico.

El comportamiento elástico de un material se caracteriza porque la respuesta a los esfuerzos es afectada sólo por el esfuerzo presente. No existen efectos de memoria que comprometan la respuesta posterior del material. La energía acumulada durante la carga del sólido es recuperada íntegra e instantáneamente durante la descarga. Si la ecuación constitutiva de un material sólido elástico es lineal, se dice que su comportamiento es elástico-lineal.

Existen materiales cuya respuesta a una solicitación no es elástica. La razón puedeser que el material se deforma permanentemente o que su comportamiento depende del tiempo. Ambos disipan energía durante la deformación. Se puede distinguir dos tipos de inelasticidad, el comportamiento plástico y el comportamiento viscoso. Estos tipos de inelasticidad se superponen al comportamiento elástico y constituyen lo que se denomina comportamiento elasto-plástico y comportamiento visco-elástico.

La ruptura de un cuerpo sólido requiere la aplicación de esfuerzos suficientes sobre el material para romper los enlaces entre los átomos de la red cristalina. Si a un material ideal, considerando como tal aquél que posee una red cristalina perfecta, se le aplican esfuerzos homogéneos, éste no puede romperse. Al aumentar las solicitaciones, tal material deformaría isotrópicamente aumentando las distancias entre sus átomos en forma homogénea. Cuando los esfuerzos sobrepasaren la resistencia del material, éste sería separado en sus componentes. Si lo anterior no ocurre en la práctica se debe sencillamente que los materiales ideales no existen. Los sólidos siempre contienen inhomogeneidades que cambian su comportamiento. Particularmente, los minerales están compuestos de granos de diversas especies mineralógicas y cada una de éstas, de muchos cristales. Esto significa que los minerales son intrínsecamente materiales inhomogéneos.

Forros molturantes

Figura 12.- Tipos de fractura según la ubicación de enlaces rotos en relación al planode solicitaciones, en una red cúbica

3.2.- DISEÑO DE CHANCADORES DE MANDIBULAS (QUIJADAS)

Las Trituradoras de mandíbula están diseñadas para impartir un impacto sobre una partícula de roca colocada entre una parte fija y una placa móvil (mandíbula). Las caras de las placas están hechas de acero endurecido. Ambas placas pueden ser planas o la placa plana fija y la placa móvil convexa. Las superficies de las dos placas puede ser liso o corrugado. La placa móvil se aplica la fuerza de impacto sobre las partículas que se mantienen contra la placa fija. Ambas placas están atornilladas a un bloque pesado. La placa móvil está articulado en el extremo superior (Blake trituradora) o en el extremo inferior (Dodge de tipo trituradora) y conectado a un eje excéntrico. En trituradoras universales las placas se hacen pivotar en el medio para que la parte superior y los extremos inferiores se pueden mover

La función de la palanca acodada (s) es para mover la mandíbula pivotado. La acción de recuperación de la mandíbula de su extremo más alejado del viaje es por muelles para trituradoras pequeñas o por un pitman para las grandes trituradoras. A medida que la acción de movimiento alternativo elimina la mordaza móvil lejos de la mordaza fija las partículas de rocas rotas deslizarse hacia abajo, pero son de nuevo capturado en el siguiente movimiento de la mandíbula oscilante y aplastado. Este proceso se repite hasta que los tamaños de las partículas son más pequeñas que la abertura más pequeña entre las placas trituradoras en la parte inferior de la trituradora (el conjunto cerrado). Para obtener una suave acción de vaivén de las mordazas móviles, volantes pesados se utilizan en ambos tipos de trituradoras

Los factores de importancia en el diseño del tamaño de las trituradoras primarias, como una trituradoras de mandíbulas, son:

Figura 13.- Chancadora de mandíbula

[Altura vertical de la chancadora] = 2 x Gape

[Ancho de la mandíbula] > 1,3 x Gape

[Ancho de la mandíbula] < 3,0 x Gape

[Tiraje] = 0,0502 x (Gape)0,85

Para todo gape de la chancadora en metros (mt)

Las dimensiones varían de fabricante en fabricante, teniendo sus propias especificaciones y sus catálogos son buenas guías para las fabricaciones individuales de cada diseño

3.2.1.- .Clasificación de chancadoras por tamaños y potencia

El tamaño de un chancado de mandíbula esta descrito por el Gape y el ancho (ápex de alimentación y ápex de descarga), expresado como Gape x Ancho (G x W). Un tipo común de chancadora, los tamaños y sus modelos son mostrados en la tabla n°5. Actualmente , las dimensiones de del lago del chancadora tipo Blake en uso son 1600 mm x 2514 mm, con un motor evaluado entre 250 – 300 kW. Las ecuaciones son útil para una primera aproximación, estas ecuaciones pueden ser usadas una vez el valor de Gape ha sido asignado del resto de las otras dimensiones. El largo del tamaño de las particular, puede ser cambiado, considerando la relación de las siguientes aplicaciones:

[Largo del tamaño de partícula] = 0,9 x Gape

Tabla n°5.- Tamaños y dimensiones de chancadoras de quijada

3.2.2.- .Operación de una chancadora de mandíbula

Primeramente la operación de una chancadora de mandíbula, es una operación de bajo condiciones vía seca. Dependiendo del tamaño de reducción requerido, los chancadores primarios, segundarios y terciarios La alimentación de rocas minerales a una chancadora de mandíbula, indica la máxima apertura o Gape. Cuando un mandíbula va a reducir un mineral en pequeños tamaños. Las reglas aplicadas en la operación de una chancadora de mandíbula con respecto a sus diseños característicos, puede ser suministrada por:

[Tamaño de alimentación] = (0,8 - 0,9) x Gape

[Ratio de Reducción] = 1:4 a 1:7

[Tiraje, LT] = (1 - 7) cm

[Velocidad] = (100 - 359) rpm

[Golpe de Frecuencia, v] = (100 - 300) ciclos por minutos

[Largo del golpe] = 0,0502 x (Gape)0,85

En la práctica, el operador tiene que decidir sobre el intervalo del conjunto en el extremo de descarga. Este ajuste tiene que incluir el máximo y el mínimo de las posiciones que la parte inferior tiene que abrir durante la oscilación del extremo inferior de las mordazas. El fabricante de trituradoras de mandíbulas proporciona todos los controles para ajustar estos parámetros. Las distancias reales se miden mejor mediante la adopción de un metal blando, como el plomo o una bola de papel de aluminio, y apretándola entre las mordazas en la anchura deseada formando una especie de plantilla. Esta pieza de metal de plomo se utiliza para comprobar el cambio de configuración durante el funcionamiento.

Durante la operación de un intruso la densidad aparente del material aumenta y el tamaño de partícula disminuye. Con el tiempo, el desgaste de las superficies de la placa se desarrolla resulta en un cambio en el perfil de la superficie trituradora. Esto puede alterar el caudal y el tamaño del producto triturado.

La operación de trituradoras de mandíbula ha sido mejor descrito matemáticamente por blanquear [2], Según Whiten, si un cierto tamaño de partícula, d, en la curva de distribución de tamaño de un mineral (Fig. 4,3), es menor que Ki entonces pasaría a través de triturar, siendo menor que la abertura del conjunto. Pero todos los tamaños de partícula mayor de K2 eran más pequeñas que la abertura más grande entre las mordazas de la trituradora de mandíbulas y por lo tanto siempre será aplastado. La probabilidad P de una partícula de ser aplastado o no puede ser escrito como:

P (d) = 0 para d < KiP (d) = 1 para d > Ki

Los valores de Ki y K2 son principalmente las funciones de la serie trituradora pero también dependen del tamaño de alimentación de rendimiento, y la longitud del revestimiento y se determinan estadísticamente por análisis de regresión de los datos de funcionamiento. Tales relaciones se determinaron inicialmente por Lynch [3] y más tarde revisado por Anderson como

Ki = a0 + ai LMIN - a2 x Q + a3 x F80 + a4 x LLINER

Ki = b0 + bi LMIN + b2 x Q + b3 x F80 - b4 x tLINER + b5 x LT

3.2.3.- .Capacidad de una chancadora de mandíbula

La capacidad de un chancador, es medido por la masa y el volumen del material a reducir en una unidad de tiempo de operación. La capacidad es un función primariamente de :1.- la apertura y cierre del settings2.- opción de métodos de alimentación, es decir, alimentaciones intermitentes (manual o mecánico)3.- el cargo de golpe de descarga, dependiente del tipo de características de operación, numero de golpes por minuto4.- característica del diseño de reducción, y el número de equipos de reducción

Matemáticamente, la capacidad puede ser expresada por la formula general:

Q = f (w, L, LMAX, LMIN, LT, n, ϴ, K)

Donde:

Q: CapacidadW: AnchoL: Altura (profundidad de la mandíbula)

LMAX: Set máximo (set de apertura)

LMIN: Set mínimo (set de descarga cerrada)

LT: largo de cargas de golpen: Frecuencia (Revoluciones rpm = ciclos por minutos)K: Contante relacionada a las característica de la maquinaϴ: Angulo de la mandíbula

El mecanismo de l movimiento de la roca al interior de l chancadora, determinara la capacidad del reductor. Los movimientos pueden ser visualizados como sucesiones del ángulo de la mandíbula, reduciendo progresivamente el tamaño de la partícula por compresión hasta pequeños tamaños de partículas que pasan a través de chancador en forma continua. La capacidad del equipo por unidad de tiempo dependerá del tiempo que le tome a la partícula ser reducida y trasportada a través de cada fase del equipo.El concepto de capacidad de una chancadora de mandíbula ha sido desarrollado por distintos autores, estos son:

A. - HERSAMB. - ROSE AND ENGLISH C. - TAGGARTD. - GAUDINE. - LYNCHF. - BROMAN

A.- Capacidad Q de HERSAM

La expresión empírica de Hersam esta dada por

G: Gape, mtds: Densidad del solidoK: aprox. 0,75 para equipos de laboratorio

Esta expresión no es aplicable a rocas duras, para rocas blandas es razonablemente aceptable. Por lo tanto esta expresión es usa con limitaciones.

B.- Capacidad Q de ROSE AND ENGLISH

La determinación de la capacidad de Rose and English para un chancador de mandíbula, considerar los tiempos y las distancias que atraviesa la partícula entre dos platos antes de ser sujetada. En consecuencia las partículas secas pasan entre el nivel A y el nivel B. el tamaño máximo de la partícula que baja a través del chancador (dMAX), pudiendo ser determinada la máxima distancia del set al pie entre los dos platos (LMAX). La razón con la cual la partícula reducida pasa atreves de las mandíbulas dependerá de la frecuencia reservada para el movimiento de la mandíbula

La distancia, h, entre A y B es igual a distancia de la partícula que cae durante la mitad de un ciclo de reducción excéntrica , proveniente del cicló de frecuencia. Si “v” es el número de ciclos/minutos, entonces el tiempo de un ciclo completo es [60/v] segundos y el tiempo para caer a un ciclo es [60/2v]. Entonces, h, distancia atreves de los fragmentos en una caída libre durante este periodo puede ser:

h = ½ g x (30/v)2 = 4414,5/ v2 , mts donde g = 9,81 m/ s2

Entonces

v = 66/h 0,5

Donde para cada fragmento de partícula, la distancia de caída, h, su expresión estada dada por la ecuación anterior. Por lo tanto la distancia h, en términos de LMIN y LMAX proviene del anglo entre la mandíbula, ϴ, siendo conocida como lo muestra la figura

Fig. 14. a. Operación de Geométrica de una Chancadora de quijada

Fig. 14. b Operación de Geométrica de una Chancadora de quijada

o

Se deduce que h puede ser disminuida por el estrechamiento de la diferencia entre el máximo y aberturas mínimas del conjunto y también al incrementar el ángulo 0 entre las mordazas.

Rose and English, observó que con mayor frecuencia del movimiento de alternar el aumentó de producción hasta un cierto valor, pero disminuido con un aumento en la frecuencia. Durante los movimientos de la mandíbula comparativamente más lentos y frecuencia, Rose and English derivan de la capacidad, Qs, como:

v: Frecuencia (ciclos por minutos)R: razón de reducción de la maquina (gape/set)

Qs: Capacidad (baja frecuencia) en términos de volumen del producto del material por hora

La ecuación anterior, indica que la capacidad, Qs, es directamente proporcional a la frecuencia. En más rápido movimiento de las mandíbulas donde la partícula no puede caer la distancia completa, h, durante el ciclo, QF resultó para ser inversamente proporcional a la frecuencia y podría ser expresada por:

QF: Capacidad (alta frecuencia) en términos de volumen de producto de material por hora

Puede ser la relación entre la frecuencia de operación y capacidad de la trituradora de quijada, indica que bajo el condiciones de funcionamiento, 93 ciclos\/min es acerca de la frecuencia fundamental más allá del cual el disminuye la productividad. La frecuencia crítica trituradora, vc, es dada como:

C. - Capacidad Q de Taggart

La capacidad de una trituradora de quijada está dada por la cantidad de material triturado, pasando por la descarga apertura por unidad de tiempo. Esto depende de la zona de la abertura, las propiedades de descarga de la roca, humedad, trituradora tiro, velocidad, ángulo de PNA, método de alimentación y la cantidad de reducción de tamaño.

Con el fin de calcular la capacidad de trituradoras, Taggart considerada la reducción de tamaño, R80, el cociente de reducción del 80% pasando de tamaño de la alimentación, colección y producto, P80 puede ser escrito como:

Razón de reducción R80 = F80/P80

El 80% pasando de tamaño se elige como datos, demostrando que esto es un punto conveniente donde el ha sido el efecto del material grueso sobre la forma de la distribución de tamaño.

Hersam mostró que en un conjunto fijo y tiro, una disminución en el tamaño de la alimentación se redujo el cociente de reducción y aumento de la capacidad de tonelaje. Suele ser una fracción de la alimentación de la trituradora más pequeño que la trituradora mínima abertura en el extremo de la descarga (subdimensionado) y por lo tanto pasa por la trituradora sin ninguna reducción de tamaño. Así como el tamaño de la alimentación disminuye, la cantidad realmente aplastado es considerablemente menor que el total de la alimentación. Velocidad de alimentación de la trituradora puede aumentar para mantener la misma tasa de trituración. Taggart expresa la relación entre capacidad y la reducción de la proporción de trituradora en términos de una reducción tonelada o tonelada, QR definida como:

QR = QT • Ra

Donde QT es la capacidad en términos de tonelaje real chancados por hora. La cantidad de alimento realmente chancada se determina restando la alimentación sobredimensionada de la cantidad total de alimentación.El término de tonelaje de reducción depende de las propiedades del material triturado, la capacidad de la trituradora puede variar para diferentes materiales. Taggart intentó compensar esto mediante la introducción de la tonelada de reducción comparativa, QRC, que está relacionada a la tonelada de reducción por la expresión:

QR = K x QRC

La tonelada de reducción comparativa es un estándar para la comparación y se aplica en la reducción en condiciones de alimentación uniforme, plena capacidad de piedra caliza semiduro cama espesor seco donde K = 1. El factor K se determina para diversas condiciones y es una función de la chancabilidad del material (kc), contenido de humedad (kM) y condiciones (kF) de alimentación de la trituradora. K se expresa como:

K = kc x kM x kF

Para evaluar K, el factor chancabilidad, kc, de rocas comunes fue considerado y es dado en la tabla adjunta..

El factor de la humedad, kM, tiene poco efecto sobre la capacidad de trituración primaria en trituradoras de quijada y podría ser descuidado. Sin embargo cuando está presente la arcilla o el contenido de humedad es alto (hasta 6%) pegado de minerales finos en las caras de funcionamiento de las mandíbulas es promovido y reducirá la tasa de producción. El efecto de la humedad es más marcado durante la trituración secundaria, donde una mayor proporción de finos presentes en la alimentación.

El factor de alimentación kF se aplica a la forma en la que se alimenta al chancador. Por ejemplo, alimentada manualmente, intermitentemente “o” continuamente por un sistema de transportador de correa. En este último caso, la tasa de alimentación es más uniforme. Los siguientes valores para el factor kF son generalmente aceptados:

- Manual continua alimentación, kF = 1- Para la alimentación mecánica continua, kF = 0.75 - 0.85

Taggart utiliza la reducción comparativa ton (tonelada) para estimar el tamaño del tipo Blake, trituradora requerida para un destino determinado y su productividad. El procedimiento se resume a continuación:

Calcula la Razón de reducción de la operación de análisis de la alimentación y el producto. Cuando no se disponga de un análisis de la información, se puede obtener una estimación aproximada si el relación entre el porcentaje de masivo acumulado pasante (o retenida) para las fracciones de diferente tamaño se asume que es lineal (Fig. 15).

Figura 15.- Trazado lineal de los minerales scalped y unscalped.

Los puntos de datos superpuestos de una trituradora de producto indica la suposición razonable de una representación lineal. En la figura, “a” es la distribución de tamaño acumulado del mineral de alimentación unscalped (supuesto lineal) y “b” es el distribución de tamaño acumulado del mineral scalped. xS es la apertura de la pantalla escalpar y “d1” y “d2” correspondientes a los tamaños del scalped y unscalped de la alimentación en "x" masa acumulativa (en porcentaje). Tomando x igual a 20% (como estamos obligados a estimar el 80% que pasa mediante) puede verse por geometría simple que la proporción del 80% pasando de tamaño de la alimentación, para el 80% pasando de tamaño de la alimentación unscalped está dada por:

Es decir, el tamaño del mineral, 80% pasante del mineral es igual el tamaño del mismo porcentaje acumulativo más 0,2 veces la abertura de la alimentación escalpar, xs. que es:

F80 (Alimentación) = F80 (alimentación) + 0,2 xs

El 80% del tamaño pasante de la alimentación puede ser expresada como:

F80 (Alimentación) = 8,0 SF Top size (dM)

DondeSF: Factor de formadM: máximo tamaño de descarga de un equipo de reducción de tamañoEntonces:

F80 (Alimentación) = 8,0 SF x (dM) + 0,2 xs

D.- Capacidad Q de BromanPara determinar la capacidad de Chancadora de mandíbula y giratorios, Broman divide la cámara de la chancadora en diferentes secciones y determina el volumen de cada sección en términos de la ángulo de la quijada móvil subtendida con la vertical. Broman sugirió que la capacidad por trazo de esta sección. Refiriéndose a la figura 4.9, si es un ángulo de contacto entre las mordazas de la trituradora y LT y LMAX son el tiro y lado abierto ajustable respectivamente a continuación:

Donde A = área entre sucesivo movimiento descendente de la carga en cada ciclo, dicho área Ai es igual al área A. Esta área se define por las condiciones en el extremo de descarga.

Extender el concepto a toda la cámara, Broman deduce la capacidad de la trituradora, Q, como

Donde:W: Ancho de cavidad de la chancadora, mv: Velocidad, rpmK: Constante, depende de los parámetros y rangos del material en la alimentación

En esta ecuación, v debe ser menor que el valor crítico por encima del cual disminuye la capacidad. Broman da esta velocidad crítica como ángulo de una función de tiro de la trituradora:

Figura 4.9

E.- Capacidad Q de Michaelson

Michaelson ha expresado la capacidad de la trituradora de quijada en términos del flojo gravitacional de roca, a través del sistema abierto de la trituradora en un instante contante, k. Para una roca de 2.65 gravedad especifica.La Ecuación de Michaelson es dado como:

Para las dimensiones en metros de K´ =0,18 – 0,30

Taggart cita una simple relación empírica entre la capacidad y el máximo área de la abertura de descarga. Esta fórmula de flujo está dada como:

3.2.4.-. Consumo de energía de una chancadora de mandíbula

Numerosos trabajados han intentado desarrollar expresiones teóricas para estimar el consumo de energía de una trituradora de quijada. En la mayoría de los casos estos valores derivados son la mejor aproximación. Los métodos más comúnmente utilizados para obtener un resultado satisfactorio.

A.- Rose y EnglishLa expresión para calcular el consumo de energía (P) derivados teóricamente por Rose involucrados el conocimiento del índice de trabajo de Bond (Wi). Para evaluar el índice de trabajo consideran el tamaño máximo de la alimentación y también el tamaño máximo de partículas en el descarga de la trituradora. Para determinar el tamaño a través de que el 80% de la alimentación en el pasado, se considera una gran base de datos sobre el tamaño máximo de partícula y el tamaño insuficiente. De la relación se concluyó que el F80 era aproximadamente igual a 0,7 veces el mayor tamaño de partícula. Teniendo el mayor tamaño de la partícula debe cargarse a una trituradora de quijada como 0.9 veces el Gape, F80 fue escrita como:

Donde la apertura de la boca, G es en metros.

También, para establecer la P80 desde el mayor tamaño de producto, Rose consideran que el mayor tamaño de partícula descargado desde la parte inferior de la trituradora se produciría en el conjunto de abierto máxima posición y por lo tanto:

Donde LMIN y LT en metros

Habiendo estimado F80 y P80 la potencia requerida se expresó en términos de los trabajos de Bond índice como:

Donde:Q: Capacidad en t/hWi: Índice de trabajo en kWh/t y F80 y P80 en micrones

Utilizando las ecuaciones de F80 y P80 pueden ser usadas para ser remplazadas en la ecuación de Power, obteniendo la siguiente expresión:

Simplificando, queda:

Para el funcionamiento de una trituradora de quijada, es necesario conocer la potencia máxima requerida consistente con el cociente de reducción y Gape y ajustes del cerrado. La potencia máxima en un sistema ocurrirá en la velocidad crítica. Así, a potencia máxima, Q en la ecuación anterior, es sustituido con QM de la ecuación

Quedando finalmente como:

3.3.- DISEÑO DE CHANCADORES DE Giratorias y trituradora de cono

INTRODUCCIÓNTrituradoras giratorias fueron inventadas por Charles Brown en 1877 y desarrolladas por Gates alrededor 1881 y fue mencionada como una trituradora de Gates. La forma más pequeña es descrita como un cono triturador. Las trituradoras grandes normalmente son conocidas como trituradoras primarias ya que están diseñadas para recibir run-on-mina (ROM) rocas directamente de las minas. Las trituradoras giratorias aplastar a reducir el tamaño de un máximo de aproximadamente una décima parte de su tamaño. Operaciones metalúrgicas generalmente requieren una mayor reducción de tamaño, por lo tanto los productos de las trituradoras primarias son transportados al secundaria o donde realiza la mayor reducción en el tamaño de las trituradoras de cono. Aquí el máximo cociente de reducción es de 8:1. En la instalación de algunos casos de una trituradora terciaria se requiere donde la reducción máxima es de 10:1. Las trituradoras secundarias también están diseñadas sobre la principio de trituración giratorias pero los detalles de construcción varían. Similar a las trituradoras de quijada, el mecanismo de reducción del tamaño en trituradoras giratorias es principalmente por la acción compresiva de dos piezas de acero contra la roca. Como la distancia entre el dos placas disminuyen tamaño continua reducción tendrá lugar. Trituradoras giratorias toleran una variedad de formas de partículas de alimentos, incluyendo

rock slabby, que no fácilmente aceptan en mandíbula trituradoras debido a la forma de la abertura de alimentación.

3.3.1.- Diseño de trituradoras giratorias

A.- Trituradora primariaLas Trituradoras primarias están sólidamente construidas para recibir trozos grandes de roca directamente de las minas y diseñado para producciones de gran tonelaje. Trituradoras giratorias consta básicamente de un sólido fijo cónica o tazón (también llamado concaves) y un cono sólido en el recipiente llaman una ruptura cabeza. La cabeza de la fractura se fija a un eje central, que es hidráulicamente suspendido o mecánicamente celebrado de una araña. El extremo inferior del eje se basa generalmente en un pistón hidráulico compatible. El extremo inferior del eje está conectado a un bisel y piñón de acuerdo con dientes rectos o helicoidales que sobre la rotación de un diario se mueve el parte inferior del eje excéntrico. En algunos modelos, el eje se fija en la parte superior e inferior y se hace mover el lado-formas de impartir la acción de trituración. Todo el conjunto puede ser visualizar como una trituradora de quijada circular.

La figura, es un esquema típico de una trituradora giratoria grande utilizado como una trituradora primaria para reducir el tamaño de los trozos de rocas producidos durante la voladura en minas. Variaciones en el diseño de la cabeza de la ruptura y el manto han sido adaptadas por diferentes fabricantes. Tales las variaciones se adoptan de estudios sobre la distribución de componentes soportado durante el estrés la operación de trituración. También se hacen esfuerzos para mejorar la eficiencia de la mecánica movimientos del eje excéntrico. Esos detalles son mejor descritos en la literatura del fabricante. Puede ser la regla general para describir las dimensiones de las trituradoras giratorias primarias resumido como:

IV.- EQUIPOS DE REDUCCION DE TAMAÑO

Chancadoras de mandíbulas

Tipo Blake o De Doble Efecto:

Son los equipos de trituración de minerales más antiguos (EE.UU (1858)), capaces de machacar minerales de gran tamaño y dureza.

La figura 3.1 muestra el corte esquemático de este tipo de máquinas. La mandíbula móvil (1), da lugar a un balancín articulado en su parte superior, que está sólidamente fijado al bastidor. A través del movimiento de la biela (3), por efecto de la excéntrica (5), la mandíbula móvil se aproximará y alejará de la mandíbula fija (2), triturando el mineral El movimiento de la biela transmite a la mandíbula móvil el movimiento de oscilación a través de las placas de articulación (4).

Los extremos de las placas se apoyan sobre semi-cojinetes de acero extraduro, embutidos en el pie de la biela, en el pie del balancín y en la corredera (punto de apoyo fijo). Sobre la corredera se puede actuar, a través de un sistema mecánico o hidráulico, desplazándola tanto vertical como horizontalmente, regulando de esta forma la amplitud de la carrera, abertura de salida de la trituradora, y disminuir efectos de desgaste sobre mandíbula y articulaciones.

La varilla y los resortes de recuperación (6), mantendrán el sistema de articulaciones en su posición durante la operación de trituración. La fuerza que origina el movimiento de los mecanismos descritos anteriormente, es proporcionada por grandes volantes de acero fundido, los cuales son accionados por motores eléctricos a través de la transmisión de correas trapezoidales.

Fig.3.1: Corte esquemático de trituradora de doble efecto (Cortesía Fuller-Trayllor).

Principales partes de una Trituradora tipo Blake

- Bastidor o Carcasa.- Cámara de Trituración.- Revestimientos de desgaste.

- Sistema mecánico de accionamiento.

Fig. 3.2: Trituradora tipo Blake (Cortesía de Aubema).

Bastidor: Va a constituir el soporte de los elementos de trituración. Con el tiempo se ha ido desarrollando para soportar los grandes esfuerzos y vibraciones que se producen. Está constituido por chapas de acero laminadas de gran espesor, electrosoldadas y con nervios de refuerzo para evitar deformaciones.

Cámara de Fragmentación: Viene definida por el espacio comprendido entre las mandíbulas móvil y fija y las placas laterales antidesgaste. Es donde tienen lugar los fenómenos de fragmentación. Esta cámara tiene forma angular debido a la disposición de las dos mandíbulas que normalmente forman un ángulo de aproximadamente 27º.

Revestimientos: Son planchas o placas intercambiables, fabricadas normalmente por aceros al manganeso de gran resistencia.Permiten ser acopladas a la cara exterior de las mandíbulas por medio de sistemas de fijación. Pudiendo invertirse su colocación (reversibles) para equilibrar el desgaste y optimizar su aprovechamiento. Dependiendo del tipo de roca a triturar, los revestimientos adoptan diferentes formas y tamaños:- Dientes en forma de pico (estrías verticales): Materiales de dureza media.- Dientes ondulados (estrías verticales): Materiales duros.- Revestimientos lisos: Materiales extremadamente duros.

Fig. 3.3: Piezas antidesgaste y de mandíbula de una trituradora (Fuente: www.qmsupplies.co.uk).

Sistema de accionamiento: Es el formado por aquel conjunto de elementos mecánicos que, mediante su movimiento interrelacionado, van a hacer que las mandíbulas trituren el mineral.El sistema o conjunto de accionamiento estará formado por: el volante, la biela, las placas de articulación, los resortes, el motor, las correas, la excéntrica, la pieza porta-mandíbulas móvil y los cojinetes. Elementos comentados anteriormente.

Fig. 3.4: Trituradora tipo “Kue-Ken” (Blanc, 1975).

Fig. 3.5: Trituradora de accionamiento directo (Blanc, 1975).

-

- Fig. 3.6: Trituradora de cámara inclinada (Blanc, 1975).

Fig. 3.7: Trituradora de cámara inclinada (Cortesía Krupp).

Fig. 3.8: Instalación de Trituración Primaria (Blanc, 1975).

Tipo Dodge:

Estas trituradoras son accionadas por una excéntrica unida a una prolongación de la mandíbula móvil. La mandíbula móvil posee un punto de giro situado en su parte inferior, siendo como es lógico la carrera máxima a la entrada de la alimentación y mínima a la salida. (ver figura 3.9).

Son equipos muy simples desde el punto de vista mecánico.En comparación con las trituradoras comentadas anteriormente, proporcionan una elevada relación de reducción (10:1). Tienen el inconveniente de un alto consumo de energía por tonelada tratada y posibilidad de atascos. Actualmente están en desuso.

Fig. 3.9: Trituradora Dodge (ETSIMO, 1969).

Trituradoras de Simple Efecto:Estos equipos aparecieron 25 años después de la aparición del Triturador Blake. Actualmente se ha generalizado su uso debido a sus ventajas respecto a los primeros. Ventajas que comentaremos posteriormente.

En este tipo de equipos la pieza porta-mandíbulas móvil (D) (ver figura 3.10) se encuentra articulada directamente sobre el eje excéntrico (3), que está situado encima de la boca de alimentación de la trituradora.

El movimiento de la parte inferior de la pieza porta-mandíbulas móvil, está controlado por una única placa de articulación (4), que está embutida al pie de la pieza porta-mandíbulas y de la corredera por medio de cojinetes semi-esféricos.

Al igual que en la de Doble Efecto, dispone de un resorte de recuperación (5), para mantener la placa de articulación en su posición de trabajo y regular la salida del producto. Tanto en la pieza porta-mandíbulas móvil como en la pieza porta-mandíbulas fija (B), existen elementos de fijación (C), para acoplar los revestimientos de las mandíbulas (2) y (1) y de los laterales y formar la Cámara de trituración (A).

Fig. 3.10: Cortes de una trituradora de Simple Efecto (Cortesía Fuller-Trayllor).

Principales partes de una Trituradora de Simple Efecto

Al igual que en las de tipo Blake, las partes principales son las siguientes:- Bastidor o Carcasa.- Cámara de Trituración.- Revestimientos de desgaste.- Sistema mecánico de accionamiento.

Fig. 3.11: Trituradora de Simple Efecto (cortesía de Svedala).

Movimiento del porta-mandíbulas móvil.- En la zona superior próxima al eje excéntrico, el movimiento de la pieza porta-

mandíbulas es circular, efectuándose la fragmentación por fuerzas de compresión.- En la zona inferior próxima a la salida de la máquina, el movimiento de la pieza porta-

mandíbulas es elíptico. Por lo tanto la fragmentación se efectúa por medio de fuerzas de fricción (evitan el atasco del material).

- En la zona intermedia, existe un movimiento intermedio entre elíptico y circular. Produciéndose la fragmentación por compresión y por fricción.

- En las máquinas tipo Blake el movimiento de la mandíbula móvil es circular, luego las fuerzas de fragmentación que aparecen son fundamentalmente compresión.

Fig. 3.12: Corte de una Trituradora de Simple Efecto (Cortesía Dragon Babbitless)

1.- Cilindro hidráulico de doble efecto.2.- Sistema de retroceso de la biela.3.- Corredera.4.- Gato hidráulico de desmontaje de mandíbulas.5 Cuñas de bloqueo (sistema de fijación).6.- Arandelas elásticas.7.- Juego de mandíbulas y blindajes laterales.

Comparación entre las trituradoras de Simple Efecto y las trituradoras de Doble Efecto.

Tabla 3.1: Comparación entre trituradoras de mandíbulas

- En trituración primaria, la forma del producto que dan ambos tipos de máquinas es similar.

- En trituración secundaria, las trituradoras de simple efecto dan un producto más cúbico que las de doble efecto.

- Las trituradoras de simple efecto se han impuesto frente a las trituradoras de doble efecto. Éstas últimas únicamente se emplean para la trituración de minerales extremadamente duros y muy abrasivos.

Dureza y Abrasividad.En trituración la dureza se entiende como la resistencia a compresión de una roca.Atendiendo a lo anterior los materiales los podemos clasificar como:

- Materiales Blandos (< 1000 kg/cm2): asbestos, yeso, pizarra, carbón, sales, talco, caliza blanda, cal.

- Materiales Medios (1000-1500 kg/cm2): caliza, dolomía, arenisca, bauxita.- Materiales Duros (1500-2000 kg/cm2): cuarcita, granito, diorita, gabro, andesita, basalto,

clinker.- Materiales Muy Duros (> 2000 kg/cm2): granito, taconita, grava granítica,

ferroaleaciones.Un mineral se clasifica como abrasivo cuando contiene 6 – 8 % de sílice libre o pirita.

Dimensionado de una Trituradora de MandíbulasPara dimensionar una trituradora de mandíbulas los parámetros que hay que estudiar son los siguientes:

1. Dmáx. y Boca de Admisión.2. Capacidad y Reglaje.3. Granulometría y % de paso por la malla de reglaje.4. Potencia absorbida y Potencia motor.

1. Dmáx. y Boca de Admisión. La boca de admisión de una trituradora queda definida por las dimensiones del ancho de la boca (A) y el largo de la boca (L).

Para no tener problemas con la entrada de fragmentos grandes a la trituradora, ésta se debe cumplir que:

Dmáx. = 0.8 x A

El ancho y el largo de boca están relacionados por la siguiente expresión:

L = (1.5 – 2) x A

El Dmáx. se obtiene: - Obtenido por precribado previo (parrillas). - Por medio de ábacos que relacionan el Dmáx. con la capacidad del cazo (m3).

2. Capacidad y Reglaje.El reglaje en máquina de trituración primaria, es la abertura de la boca de salida en posición abierta.

El reglaje de una trituradora viene dado por:r = s + tr = reglaje.

t = recorrido.s = boca de salida en posición cerrada.

La capacidad de una trituradora de mandíbulas la podemos obtener por medio de:- Ábacos.- Tablas (proporcionadas por los fabricantes de equipos).- Fórmulas empíricas.

Ábacos

A: Capacidad (t/h) para un reglaje igual a ¼ AB: Capacidad (t/h) para un reglaje igual a 1/8 AC: Potencia instalada máxima en CV.D: Potencia instalada media en CV.E: Peso de la Trituradora en t.

El ábaco de la figura 3.13, nos proporciona la capacidad de una trituradora tipo Blake (doble efecto) para minerales de densidad aparente 1.6 t/m3, cumpliéndose que L = 1.5 x A (ver ecuación 3.2) y los mayores fragmentos de la alimentación no sobrepasan el valor de (0.8 x A).

Tablas de características técnicas.La capacidad de una trituradora de mandíbulas puede calcularse por medio de las tablas que proporcionan los fabricantes de equipos. Teniendo en cuenta el tipo de material que se ha empleado para los ensayos

Tabla 3.2: Trituradoras de Doble Efecto (Blanc, 1975)

Tabla 3.3: Trituradoras de Simple Efecto (Blanc, 1975)

Tabla 3.4: Trituradoras de Simple Efecto (Cortesía Svedala)

La capacidad de una trituradora se puede obtener a través de las siguientes expresiones, que no son las únicas pero sí las más conocidas y empleadas:

Taggart

T = 0.6 x L x (s + t) = 0.6 x L x r

Donde:

- T = Capacidad de la máquina - L = Longitud de la máquina - r = reglaje de la máquina

Gieskieng

T = f x da x w x r x t x n x a x u

Donde:(T) = Capacidad de la máquina (t/h).(f) = Coeficiente cuyo valor se obtiene de la

Tabla siguiente:

Tabla 3.5: Valor de f.

(da) = densidad aparente. Puede tomar el valor de 0.6 x dr (dr = densidad real).(w) = Ancho de la cámara de trituración (cm).(r) = reglaje (cm). Abertura en posición abierta. En el caso de mandíbulas acanaladas el reglaje será la distancia entre la punta de la acanaladura de la mandíbula móvil y el fondo de la acanaladura de la mandíbula fija.(t) = recorrido (cm). Si lo desconocemos podemos tomarlo igual a t = 0.33 x r (n) = número de oscilaciones por minuto. Igual al número de r.p.m. del volante. Su valor depende del ancho de boca y se determina por la curva siguiente:

Fig. 3.14: Valor de n (r. p. m.) (Blanc, 1975).

(a) = Coeficiente que depende del ángulo que forman las mandíbulas en posición cerrada y toma el valor de:

a = 1 + 0.03 x (26 - α)

Siendo α, el ángulo que forman las mandíbulas, a la entrada, en posición cerrada.(u) = Coeficiente de utilización. Su valor se obtiene de la gráfica siguiente:

Fig. 3.15: Valor de u

Siendo: R = Dmáx./A (abertura de alimentación).

3. Granulometría y % paso por la malla de reglaje.La curva granulométrica del producto de una trituradora de mandíbulas viene dada por la curva (A) siguiente:

Abertura de malla, en % de la dimensión máxima (dmáx.).Fig. 3.16: Curvas granulométricas de los productos para diferentes equipos (ETSIMV, 1996).

El porcentaje de paso por la malla de reglaje para las trituradoras de mandíbulas viene dado por la tabla siguiente y varía entre un 0.6 % y un 0.9 %.

Tabla 3.6: Porcentajes de paso por la malla de reglaje.

4. Potencia de las trituradoras de mandíbulas.Como ya vimos en el tema anterior, la potencia absorbida, según Bond, viene dada por:

Donde:Pa = Potencia absorbida (kW).Q = Capacidad de la trituradora (t/h).La potencia del motor o potencia útil: Pm = 2·Pa

Trituradoras Giratorias.

Trituradoras Giratorias Primarias:Estos equipos aparecen en los EE.UU (1879), y se comercializan a partir de 1881 con el nombre de trituradores giratorios Gates (Gates Iron Works). En Europa aparecen a partir de 1920

Fig. 3.17: Esquema de funcionamiento de un triturador giratorio.

Principio de funcionamiento.

En estos equipos los materiales a triturar se reducen por medio de esfuerzos de compresión entre dos paredes trococónicas.

Una de las cuales es fija y cóncava (ver figura 3.17) y la otra forma un tronco de cono animado con movimiento excéntrico. Este movimiento va a hacer que el cono se aleje y se acerque a la pared cóncava de manera alternativa.

Cuando el cono móvil se acerca al cóncavo fijo se produce la fragmentación del material, y cuando se aleja el cono móvil, el material reducido desciende por gravedad a otro nivel para prepararse a ser nuevamente triturado.

Observando el movimiento del cono móvil en el interior de un triturador giratorio, se puede decir que éste trabaja en “continuo” sobre la mitad del volumen de su cámara de trituración. Se debe tener en cuenta que el cono móvil, en carga, tiene a su vez un movimiento sobre su eje; inverso al movimiento excéntrico, como resultado de su eje pendular que le permite girar libremente en su soporte.

Corte Esquemático de una giratoria primaria.

Fig. 3.18: Corte esquemático de una trituradora giratoria primaria

La figura 3.18 muestra un corte esquemático de este tipo de máquinas. Como ya hemos mencionado anteriormente, los trituradores giratorios primarios están constituidos básicamente por una parte fija y otra móvil.

La parte fija se denomina bastidor o carcasa y esta formada por varias piezas ensambladas de acero fundido resistentes al impacto.

Bastidor superior o Cuba (E), forma el espacio donde se producen los fenómenos de fragmentación (C). La superficie interior de la cuba se encuentra revestida por placas antidesgaste denominadas cóncavos (1), fabricadas de acero al manganeso.

En la parte superior de la cuba, tenemos el anillo que forma la boca de alimentación y en el que descansa la brida que está constituida por dos o más brazos o patas de araña (3) que forman el crucero. En el alojamiento central del crucero se encuentra el apoyo fijo del eje pendular (D).

El eje pendular (ver figura 3.20) constituye la mandíbula móvil o cono, que recibe el nombre de nuez o eje principal (F). Está forjado en una sola pieza y pivota en la parte superior por medio de cojinetes situados en la tuerca de suspensión que es la que soporta el peso de la nuez y permitirá realizar el reglaje de la máquina.

Otros equipos giratorios han desplazado el soporte superior del eje principal a la parte inferior. Obligando a descansar el eje en el pistón de un gato hidráulico (K) y que permite el reglaje del equipo (ver figura 3.19). La nuez también está forrada de placas antidesgaste de acero al manganeso (2).

En el bastidor inferior (B), se encuentran los mecanismos de accionamiento formados por el eje piñón (G) que transmite el giro, que le proporciona la polea, a la corona dentada (H) por medio del piñón (K). Dando lugar a movimiento giratorio de la excéntrica (5).

Fig. 3.19: Regulación por sistema hidráulico (Cortesía de Svedala).

Principales partes de una giratoria primaria

Fig. 3.20: Eje Principal o Nuez (Cortesía de Svedala).

En la figura 3.21 se puede apreciar la disposición paralela de las patas de araña a la descarga del material.Se debe evitar la descarga directa del material sobre el crucero de la giratoria o sobre el conjunto del eje principal. Para ello se creará en la tolva de alimentación un lecho de roca. La relación de reducción de los trituradores giratorios primarios es de 6:1, dando un producto de 150 mm de tamaño.

Fig. 3.21: Alimentación de una giratoria

Encontramos en el mercado equipos giratorios para diferentes producciones. Alcanzando algunos equipos los 7 metros de diámetro (boca de alimentación) y un peso total de 800 ton.

Trituradoras Giratorias Secundarias y Terciarias:

Las giratorias secundarias son aquellas que reciben el producto obtenido en una trituradora primaria (mandíbulas o giratoria).Las giratorias terciarias, recibirán el producto de una etapa secundaria (p.e.: giratorias secundarias). Estas máquinas tienen un diseño mecánico similar a las trituradoras primarias (disponen de crucero y punto de apoyo fijo superior). Las diferencias que existen con los trituradores primarios son básicamente las siguientes:

- Boca de alimentación menor.- Diseño de la cámara de trituración más tendida.- Mayor carrera de la excéntrica.- Elevada velocidad de giro del cono móvil (250 rev/min).

Son equipos más ligeros que las máquinas primarias, pues reciben un material ya fragmentado por la etapa anterior.Poseen una abertura de admisión importante (400 a 800 mm.), para poder absorber lo grandes fragmentos que provienen de la etapa anterior y que pueden llegar a alcanzar un tamaño de 300x450x750 mm.La boca de admisión suele ser de 2 a 2.5 veces el reglaje de la máquina anterior.El tamaño de los productos varía entre 150 mm y 40 mm, lo que obliga a resolver satisfactoriamente problemas de entrada de intriturables.El ángulo del cono o nuez en su vértice será igual o inferior a 75º, característica que cumplen también los giratorios primarios, pero con un ángulo más pronunciado. El eje principal o cono móvil puede estar suspendido o apoyado en la parte inferior y sujetada la cabeza del eje a la parte superior del crucero. En el primer tipo el reglaje se efectuará desde la cabeza y en el segundo se efectuará desde el pie por medio de un sistema hidráulico como se vio en los giratorios primarios.La capacidad de estas máquinas se verá afectada con materiales húmedos y alto contenido de finos. Se utilizan como secundarios en canteras, y pueden trabajar como primarios en graveras, donde no interesa obtener gran cantidad de finos

Fig. 3.22: Triturador Giratorio Secundario “Hydrocone” (θ 2,75 m.)(Cortesía de Svedala).

Principales partes del triturador Hydrocone (fig. 3.22):1. Crucero y articulación superior del eje principal.2. Cámara de trituración.3. Placas de trituración (revestimientos de desgaste).4. Acumulador de aceite contra los intriturables.5. Agujeros de inspección en la parte inferior del bastidor.6. Protecciones de los brazos inferiores de aleación.7. Anillo de sellado contra el polvo (autolubricante).8. Engranaje cónico.

9. Casquillo excéntrico.

Los Hidrocone son máquinas de suspensión hidráulica. Estas máquinas permiten diferentes diseños de cámara, cambiando únicamente los revestimientos de trituración (cámara extra fina, cámara fina, cámara media y cámara gruesa).

Fig. 3.23: Corte de un triturador giratorio secundario de 900 mm.(Giratorio Kubria, Cortesía de Krupp).

Elementos principales del giratorio Kubria (fig. 3.23):1. Rodamientos superiores del eje principal.2. Eje principal o Nuez.3. Revestimientos de trituración.4. Bastidor de acero fundido.5. Anillo sellante contra el polvo.6. Casquillo excéntrico.7. Abertura de descarga.8. Eje de transmisión.9. Piñón y engranaje cónico.10. Cojinete de empuje hidráulico.11. Cilindro hidráulico12. Medidor de la posición del eje principal.13. Conexión con el sistema hidráulico (bomba y depósito).

Fig. 3.24: Triturador giratorio secundario con accionamiento directo por polea de eje vertical.

Fig. 3.25: Tipos de cámara de trituración, en función del tamañode la alimentación y del producto.

Fig. 3.26: Cono y eje principal de un triturador giratorio secundario (Cortesía de Babbitless).

Trituradores de Cono:

Los equipos giratorios vistos anteriormente ofrecen un crucero superior (punto de apoyo superior del eje principal), dividiendo la boca de entrada en dos zonas, lo que obstaculiza la entrada de material al giratorio.

A partir de 1926 aparece el triturador de cono Symons sin apoyo superior del eje. El cual marcó el inicio de una familia de trituradores conocidos como trituradores de cono y que están ampliamente difundidos.

Existen diversos tipos de conos que se adaptan a etapas secundarias, terciarias y de gravillado. Estos conos no descansan en ningún apoyo superior sino en unos cojinetes semi-esféricos a través del cuerpo tronco-cónico móvil.

El ensanchamiento del tazón va a permitir un ángulo del cono más abierto (90º-125º) proporcionando una mayor capacidad de trituración frente a un giratorio de dimensiones similares (ver figura 3.27).

La relación de reducción de los conos es de 8:1, alcanzándose en algunos equipos la relación de 10:1. Los conos secundarios proporcionan tamaños de producto comprendidos entre 150 mm y 40 mm.

Los conos terciarios dan granulometrías comprendidas entre 40 mm y 10 mm, se les conoce con el nombre de gravilladores. Para productos finos o ultra-finos, tenemos los conos que proporcionan tamaños de producto comprendidos entre 20 mm y 5 mm.

Fig. 3.27: Ángulos de cono en giratorios secundarios y conos

Triturador de cono Symons.

El triturador de cono Symons es el más extendido y se fabrica bajo dos modelos: El Estándar, para trituración secundaria normal, y el de Cabeza Corta, para trituración terciaria o fina. Se diferencian en la forma de las cámaras de trituración (ver figura 3.29).

Una característica fundamental de los trituradores de cono es la sección paralela entre los revestimientos de trituración a la salida de la descarga, asegurándonos un mayor control sobre el tamaño del producto obtenido.

Fig. 3.28: Triturador de cono Symons. Tipo Estándar

Los equipos actuales, por medio de un motor hidráulico, permiten un reglaje entre el cono fijo y el cono móvil de una forma continua, precisa e incluso en carga.

El reglaje se realiza por medio de la rotación de la cuba, elevándola hacia arriba o hacia abajo. Un sistema bloqueará al conjunto una vez realizado el reglaje. El reglaje de un triturador de cono nos lo da la dimensión de la abertura de salida en posición cerrada.

La placa de distribución ayuda a distribuir de forma uniforme la alimentación a toda la cámara de trituración

Fig. 3.29: Revestimientos de un cono Symons

Los revestimientos de la cámara de trituración están fabricados con acero al manganeso, proporcionándoles una alta resistencia al desgaste y una alta tenacidad.

Fig. 3.30: Cámaras de trituración de un cono Symons estándar

Fig. 3.31: Triturador de cono HP SX derivado del cono Symons

Actualmente son muchos los fabricantes que han diseñado variaciones sobre los conos. Podemos mencionar los más conocidos:

- El Gyrasphere de Telsmith.- El Calibrator de KHD.

- El Dybcone de Babbitless.- El Rollercone de Cedarapids.- El Gyradisc de Nordberg.

Fig. 3.32: Corte de un cono Gyrasphere

Fig. 3.33: Corte de un Rollercone

El Gyradisc (Giradisco) y el Gyrasphere se utilizan en trituración terciaria obteniendo triturados entre 9 y 0.83 mm, que según la clasificación de Hukki equivale a molienda gruesa.

Estas máquinas trabajan en circuito cerrado.

Diferencias entre una Trituradora Giratoria y un Triturador de Cono (Symons).

Tabla 3.7: Diferencias entre una giratoria y un triturador de cono

Dimensionado de una Trituradora de Giratoria

Para el dimensionado de una trituradora giratoria los parámetros que hay que estudiar son similares a los vistos con los trituradores de mandíbulas:

1. Dmáx. y Boca de Admisión.2. Capacidad y Reglaje.3. Granulometría y % de paso por la malla de reglaje.4. Potencia absorbida y Potencia motor.

1.- Dmáx. y Boca de Admisión.La boca de admisión de una giratoria queda definida por la anchura de boca (A).Según la norma europea CECE IV, la abertura de boca es el tamaño nominal máximo de la abertura medido perpendicularmente a un cono bisector formado por la mandíbula cónica móvil y la parte fija cóncava.Esta medida se tomaría a partir del labio superior del anillo. En caso de superficies dentadas se tomará a partir de la base de los dientes de la mandíbula cónica móvilhasta la cima de los dientes del cóncavo.

Para no tener problemas con la entrada de fragmentos grandes a la giratoria, se debe cumplir que:

Dmáx. = 0.8· A

La longitud de la boca de entrada (B) y la boca de admisión están relacionados por la siguiente expresión:

B = 2.7 x A

El Dmáx. se obtiene:

- Obtenido por precribado previo (parrillas).

- Por medio de ábacos que relacionan el Dmáx. con la capacidad del cazo (m3).

- Dato conocido (tamaño material explotado

2. Capacidad y Reglaje.

El reglaje en máquinas de trituración primaria, es la abertura de la boca de salida en posición abierta (C) (ver figuras anteriores). La capacidad de una trituradora giratoria la podemos obtener por medio de:

- Ábacos.- Tablas ( proporcionadas por los fabricantes de equipos).- Fórmulas empíricas.

Como ya vimos en trituradoras de mandíbulas.

Ábacos (para trituradoras primarias giratorias)

Fig. 3.34: Ábaco de características de un triturador giratorio primario

A: Capacidad (ton/h) para un reglaje igual a 1/5 de A.B: Capacidad (ton/h) para un reglaje igual a 1/8 de A.C: Potencia máxima instalada (CV).D: Potencia media instalada (CV)E: Peso de la máquina (ton).

Las capacidades dadas por el ábaco, son para una densidad aparente de 1.6 t/m3.

Fórmulas empíricas.La capacidad de una giratoria se puede obtener a través de las siguientes expresiones matemáticas:

TaggartT = 0.75 x r·( p - π x l)

Donde:T = Capacidad de la máquina

p = Longitud periférica de la boca de admisión (pulgadas).r = reglaje de la máquina (pulgadas).l = longitud de la boca de admisión (magnitud B de la figura anterior).

3. Granulometría y % paso por la malla de reglaje.La granulometría del producto obtenido por una giratoria primaria(1) la podemos obtener de la curva siguiente:

La curva representa en el eje de abscisas la abertura de malla cuadrada en mm y en ordenadas el % de paso o de rechazo del material por dicha malla.

4. Potencia de los trituradores giratorios.La potencia absorbida, según Bond, viene dada por:

Donde:

Pa = Potencia absorbida (kW).Q = Capacidad de la trituradora (t/h).

Trituradores Giratorios

La potencia del motor o potencia útil: Pm = 1.6·Pa

Trituradores de Cono

La potencia del motor o potencia útil: Pm = 1.3·PaCon el dato de la potencia útil se entrará en las tablas de los fabricantes, para comprobar que el motor del modelo seleccionado posee como mínimo este valor

Comparación entre la Giratoria Primaria y el Triturador de Mandíbulas (tipo Blake).

Tabla3.8: Comparación entre la giratoria y el triturador Blake (Taggart).

En trituración primaria una de las características que puede determinar el empleo de mandíbulas o giratoria es la capacidad de tratamiento o caudal horario (ton/h). Ver el siguiente gráfico.

Trituradores de Cilindros..

Los diferentes equipos que vamos a describir en este apartado se caracterizan por fragmentar el material entre dos cilindros, exceptuando el equipo de cilindro único y mandíbula y el equipo de cilindro dentado y transportador de racletas; incluidos por sus analogías técnicas.

Los cilindros estarán enfrentados a lo largo de su generatriz, normalmente en posición horizontal, girando en sentidos opuestos sobre sus propios ejes y separados una cierta distancia que puede llegar a ser casi cero.

El material a triturar será arrastrado entre los dos cilindros y reducido a un tamaño que corresponde a la separación entre los dos cilindros. El movimiento de los cilindros lo provocan dos motores eléctricos independientes (uno para cada cilindro), que harán girar a los cilindros con igual velocidad o diferente velocidad.

En este apartado , vamos a estudiar un grupo de equipos que se clasifican en:

- Trituradores de cilindros dentados.- Trituradores de cilindros lisos.- Triturador de cilindro dentado y mandíbula.- Triturador de cilindro dentado único y- transportador de racletas.

El triturador de cilindro dentado y mandíbula, a pesar de que difiere en la forma de triturar el material, se incluye dentro de los trituradores de cilindros por sus analogías técnicas. Los trituradores de cilindros lisos o con finas acanaladuras van a trabajar por compresión simple, excepto cuando los cilindros giran a diferentes velocidades, en este caso los cilindros trabajarán a compresión (efecto principal) junto con atricción-frotamiento para los cilindros lisos y con atricción-corte para los cilindros acanalados.

Los trituradores de cilindros dentados trabajarán a cizalladura o corte, como consecuencia del trabajo de los dientes y las picas, y a compresión como consecuencia del efecto de los cilindros al obligar a pasar el material entre ellos, previamente atacado por los dientes

Trituradores de Cilindros Dentados:

Como su nombre indica, estarán formados por dos cilindros dentados (figura 3.34). Los dientes podrán ser cuchillas, dientes de tiburón, picas, estrías, resaltes, etc.

El diseño de los dientes se ha desarrollado mucho con el fin de conseguir una fragmentación regular y una mínima producción de finos (supertriturados). Estos trituradores disponen las hileras de dientes intercalados, actuando estos equipos de alguna manera como cribas. Los cilindros o rodillos estarán formados por:

- Una camisa de acero al manganeso sobre la cual van los dientes, bien fundidos o bien colocados por sistemas de fijación.

- Un conjunto de segmentos en forma de placa dentadas fijadas alrededor de una alma cilíndrica y poligonal (fig. 3.34).

- Un conjunto de cilindros dentados colocados directamente alrededor del eje del cilindro.-

Fig. 3.34.a: Triturador de cilindros dentados

Fig. 3.34.b: Segmentos dentados intercambiables

Un rodillo va montado contra unos topes sobre los cuales es presionado por unos muelles o sistema hidráulico (ver figura 3.43), que hacen de sistema de seguridad (retrocede el rodillo ante el paso de material metálico o intriturables).El otro rodillo va montado sobre unos soportes o tornillos que permiten regular su posición con respecto al otro cilindro (control de la abertura de salida).

Fig. 3.35: Triturador de cilindros dentados

Principales partes del triturador de la figura 3.35:

1. Árbol Cardan.2. Cojinete del cilindro.3. Raspador.4. Cilindro fijo.5. Cilindro ajustable.6. Protección contra sobrecargas.7. Volante.8. Tornillo para el reglaje de la abertura de salida.

Fig. 3.36: Diferentes tipos de cilindros dentados.

Estos equipos se utilizarán en la trituración de rocas de dureza media a blanda (< 1000-1100 kg/cm2) y poco abrasivas (< 5-6 % de sílice o pirita libres): caliza, dolomía, caolín, yeso, pizarra y carbón.

Estas máquinas pueden utilizarse en:

1. Trituración primaria:- Tamaño de la alimentación: 500-600 mm.- Tamaño del producto final: 0-200 mm.

2. Trituración secundaria:- Tamaño de la alimentación: 0-200 mm.- Tamaño del producto final: 0-40 mm.

La abertura de entrada no debe ser menor que el reglaje de la máquina anterior y su longitud deber ser 4-5 veces el reglaje. Se emplean cilindros dentados en una etapa secundaria sólo cuando en la etapa anterior también es de cilindros dentados.

3. Trituración terciaria- Tamaño de la alimentación: 0-40 mm.- Tamaño del producto final: 0-15 mm.

Esta etapa puede llevarse a cabo con cilindros lisos.

Ventajas de la trituradora de cilindros dentados:- Máquina robusta, sencilla y de fácil mantenimiento.- Más económica que la trituradora de mandíbulas.- Adecuada para el tratamiento de material húmedo y pegadizo.- Altura limitada.- Dispositivo de seguridad eficaz.- Granulometría de salida muy regular. exenta de grandes trozos y de finos.

Inconvenientes de la trituradora de cilindros dentados:- No son adecuadas para materiales duros y/o abrasivos.- Relación de reducción limitada 4:1.- Necesitan una alimentación uniforme a lo largo de la generatriz del cilindro.

Dimensionado de una Trituradora de Cilindros DentadosPara el dimensionado de una trituradora de cilindros dentados los parámetros que hay que estudiar son los siguientes:

1. Dmáx. y Diámetro de los Cilindros.

2. Capacidad y Reglaje.

3. Granulometría y % de paso por la malla de reglaje.4. Potencia absorbida y Potencia motor.

1. Dmáx. y Diámetro de los Cilindros.

El diámetro de los cilindros viene dado en función del tamaño máximo del bloque que hay que

triturar (Dmáx..).

Dmáx.. = 1/3 x Øcilindro Trituradoras de serie normal

Dmáx.. = (1/3-2/3 Øcilindro Trituradoras de serie pesada

2. Capacidad y Reglaje.En los trituradores de cilindros dentados, el reglaje nos lo define la distancia existente entre la punta de un diente y la concavidad del cilindro que hay enfrentado a ese diente. La capacidad de estos trituradores la podemos obtener por medio de:

- Tablas (proporcionadas por los fabricantes de equipos).- Fórmulas empíricas.

Utilizaremos las tablas de las casas fabricantes, en las que entraremos con los valores de diámetro de cilindros, reglaje, etc., obteniendo la capacidad cuyo valor habrá que corregir según el caso de que se trate.

Fórmula empíricas:

Existe la siguiente expresión para el cálculo de la capacidad:

T = k x d x v x L

Donde:(T = Capacidad de la máquina (t/h).(k) = Coeficiente que depende del tipo de materialPara el caso de carbones:k = 0.4 para la antracita.k = 0.5 para carbón duro.k = 0.6 para carbón medio.k = 0.8 para carbón blando (friable).(d) = Dimensión de la malla por la que pasa el 95 % del producto triturado (d95) (mm).(v) = Velocidad periférica de los cilindros (m/s).(L) = Longitud de los cilindros (m).

3. Granulometría y % paso por la malla de reglaje.La granulometría del producto obtenido la podemos determinar por la curva siguiente:

La curva representa en el eje de abscisas la abertura de malla cuadrada en % de la dimensión máxima y en ordenadas los % de paso o rechazo del material para dicha malla. Normalmente el paso del producto obtenido por una malla igual al reglaje es de un 80 a 85 %.

4. Potencia de los trituradores de cilindros dentados.

La potencia absorbida, según Bond, viene dada por:

Donde:

Pa = Potencia absorbida (kW).

Q = Capacidad de la trituradora (t/h).

Trituradores de Cilindros Dentados

La potencia del motor o potencia útil: Pm = 1.3·Pa

Con el dato de la potencia útil se entrará en las tablas de los fabricantes, para comprobar que el motor del modelo seleccionado posee como mínimo este valor

Trituradores de Cilindros Lisos:

Los trituradores de cilindros lisos tienen la misma morfología que la estudiada para los trituradores de cilindros dentados, con la particularidad de que en lugar de montar cilindros dentados, montan cilindros lisos (ver figura 3.37).

Existen cilindros con camisas que presentan acanaladuras para mejorar la fricción, las cuales son desmontables en forma de placas individuales que forran al cilindro por medio de sistemas de fijación. Habrá dos formas de alimentar estas máquinas:

Una es a tragante lleno, situación que ocurre cuando siempre hay material sobre los dos rodillos; produciéndose compresión y roce entre los granos del mineral. Se va a producir muchos finos y el equipo trabaja a la máxima capacidad. Y la otra es en una capa; en esta situación el material se alimenta de forma cuidada (casi en una capa monogramo), trabajando la máquina casi por compresión pura de los granos entre los cilindros produciéndose muy pocos finos, descendiendo sin embargo la capacidad. La relación de reducción normal es de 4:1.

Fig. 3.37: Esquema de un triturador de cilindros lisos

Son equipos que actúan como máquinas de Trituración Secundaria, Terciaria e incluso Molienda (2-3 mm).Se utilizan en la trituración secundaria de sales de potasas y sal gema. Su uso en la industria minera y del árido es muy escasa, pues han sido desplazados por las trituradoras de impactos y martillos para minerales blandos o de dureza media y por los conos para minerales duros y abrasivos. Tienen un campo importante, sin embargo, en la industria alimentaria y agrícolaSon equipos que actúan como máquinas de Trituración Secundaria, Terciaria e incluso Molienda (2-3 mm).

Ventajas de la trituradora de cilindros lisos:- Máquina robusta, sencilla y de fácil mantenimiento.- Adecuada para el tratamiento de material húmedo y muy pegadizo (arcilloso).- Dispositivo de seguridad eficaz.- Granulometría de salida muy regular exenta de finos, sobre todo si se alimenta a una

sola capa y en circuito cerrado.Inconvenientes de la trituradora de cilindros lisos:

- No son adecuadas para materiales duros y/o abrasivos.- Ángulo de pellizco muy pequeño, por lo que para pequeños aumentos del tamaño de

alimentación, aumenta enormemente el diámetro del cilindro.- Relación de reducción de (6-7):1, trabajando a boca llena, pero con un aumento notable

de finos.- Necesitan una alimentación uniforme a lo largo de la generatriz del cilindro.

Trituradores de Cilindros Único y Mandíbula:Este tipo de máquinas están constituidas básicamente por un cilindro dentado y una mandíbula estacionaria que es soportada por el bastidor que forma el chasis del equipo (ver figura 3.38)

Al girar el cilindro dentado, éste engancha al mineral y lo tritura contra la mandíbula, pasando los fragmentos cuando alcanzan la dimensión de separación entre cilindro dentado y mandíbula

Fig. 3.38: Corte esquemático de un triturador de cilindro yMandíbula

Estos equipos están construidos con un bastidor de acero de fundición que incorpora los cojinetes de los ejes y contra-ejes y el sistema de suspensión de la mandíbula.

El cilindro es de acero y está protegido por la camisa porta-dientes.

La mandíbula estará protegida con placas anti-desgaste de acero al manganeso y acanaladas. La mandíbula es regulable para ajustar su posición con respecto al cilindro y dispone de un sistema de seguridad antiintriturables.

En equipos de tamaño grande la camisa que envuelve al cilindro dispone de alveolos para fijar los dientes de forma individual. En equipos de tamaño pequeño, los dientes están fundidos con la camisa, construida de acero al manganeso.

En trituración primaria, admiten tamaños de bloque próximos a los 1500 mm y proporcionan tamaños comprendidos entre los 80-300 mm (según equipo). Son equipos aptos para materiales friables no muy duros, materiales blandos, húmedos y pegajosos no abrasivos: carbón, fosfatos, caliza, sales, esquistos y material de escombro. Suelen emplearse en trituración primaria de materiales blandos o de dureza media.

Trituradoras de un cilindro dentado:

Dentro de los trituradores de cilindros mencionaremos por último a un grupo de trituradores de un solo cilindro dentado y que van a trabajar como precalibrado de los materiales todo-uno, reduciéndolos a un tamaño adecuado para su manejo en una etapa posterior

Algunos equipos son alimentados por transportador de racletas, el cual evacuará el material una vez fragmentado de la trituradora

En otros equipos el material se alimenta por medio de un transportador de placas, depositando el material en triturador que lo fragmentará hasta un tamaño que le permita pasar a través de unos barrotes que proporcionarán el tamaño de salida Son máquinas que aceptan tamaños de bloque de 1750x1200 mm, dando un producto final entre 150 mm y 250 mm.

El bajo perfil de estos equipos lo hace idóneo para su instalación en túneles o minería subterránea. Su campo de aplicación es la minería del carbón, de sal, tratamiento de materiales de demolición

Cálculo teórico de la velocidad de aplastamiento de un triturador de cilindros y la Dmáx. de partícula admisible

Se han realizado estudios teóricos que nos proporcionan el valor y la relación existente entre las diferentes variables que interviene en el dimensionado de un triturador de cilindros lisos o finamente acanalados. Sin embargo debido a su dificultad, para el caso de cilindros dentados únicamente se pueden obtener dichos resultados como resultado de pruebas y ensayos experimentales.

En la figura, se representa un fragmento de mineral bajo la acción de dos cilindros lisos que se mueven en sentido inverso a la misma velocidad. Aparecen unas fuerzas de fricción F1 y F2 en los puntos tangenciales A1 y A2 respectivamente, que dan lugar a una fuerza total F que tiende a introducir el fragmento entre los cilindro.

Por consiguiente se va a someter al fragmento a unos esfuerzos de compresión P1 y P2 dirigidos radialmente; cuya componente total P dirigida hacia arriba tiene a oponerse a la fuerza F. Para que el mineral sea atrapado por los cilindros y no sea rechazado, debe cumplirse que (ángulo formado por la horizontal y el radio en el punto de contacto A1) tome un valor tal que el ángulo de alimentación o toma, Φ = 2 x α, sea inferior al ángulo de fricción del mineral con la pared del cilindro liso.

Fig.: Equipo de fragmentación indirecta

Fig. : Equipo de fragmentación directa

Trituradores de Impacto de Eje Horizontal:

Son máquinas constituidas básicamente por un rotor (E) de acero fundido o electrosoldado de forma cilíndrica, sobre el cual van fijadas las barras de impacto (1) que golpearán el material fragmentándolo y lanzandolo.

Fig. Corte esquemático de un molino de impacto

Los fragmentos de mineral lanzados por las barras de golpeo contra las placas de impactos (2) se volverán a fragmentar para a continuación volver a ser lanzados por las barras del rotor contra las placas de impactos (3). El reglaje o regulación del tamaño de salida se realiza a través de los tornillos (4) y (5) o de forma hidráulica. Siendo el reglaje la distancia mínima entre el extremo del percutor y la superficie externa de la placa de impactos (d). Casi la totalidad del material triturado saldrá con una dimensión inferior a d. Las placas (2) y (3), pueden girar

alrededor de los ejes (6) y (7), pero sólo se podrán levantar ante una fuerza superior a la estimada para un esfuerzo normal de fragmentación, como es el caso de la entrada de fragmentos metálicos o intriturables, evitando la rotura de piezas importantes.

La alimentación se produce por la abertura de entrada (C) y la salida del producto por (D). Las barras de impactos están fabricadas de acero al manganeso cuando el material es poco abrasivo y de acero al manganeso-cromo cuando el material es algo abrasivo. Son intercambiables. El rotor gira en el interior de una carcasa o bastidor fabricado por chapas laminadas de gran espesor y reforzada por la parte exterior a través de nervios. El interior va forrado de chapas de acero al manganeso atornilladas para su fácil sustitución.

Debido a la gran reducción de tamaño que se produce, se requiere que el espacio dentro de la máquina sea amplio para permitir una amplia expansión del material al fragmentarse y que sus trayectorias hacia las placas no sean interferidas por choques con otros granos. Estos trituradores pueden trabajar con descarga libre por gravedad o descarga cerrada por medio de rejilla para el control del tamaño de salida, aunque lo normal cuando se quiere tener un control minucioso sobre los sobretamaños es emplear cribas externas y trabajar en circuito cerrado.

Trituradores de Impacto de Eje Vertical:

En estos trituradores el rotor porta-percutores gira en un plano horizontal a través de un eje vertical. Existen dos tipos de máquinas en función del principio de fragmentación del material:

Trituración roca-metal

El principio de fragmentación del mineral es igual que en los equipos vistos anteriormente. El material a triturar se introduce por la parte superior del aparato (ver figura 3.70) y cae a un plato distribuidor situado en el centro del rotor de donde es lanzado violentamente por los lanzadores-percutores contra las caras de los yunques o placas de impacto sufriendo una fragmentación prévia. Después del impacto con las placas, los fragmentos rebotarán para volver a colisionar con los fragmentos lanzados o ser golpeados por los percutores nuevamente. Después de varios impactos el material caerá por gravedad por la parte inferior de evacuación. Se denomina de trituración roca-metal, porque el material está en contacto directo con los útiles de impacto y golpeo durante la operación de fragmentación. Debido al intenso roce entre el material y los elementos de estos equipos, el desgaste que se produce en dichos elementos es mayor que en los equipos anteriores bajo las mismas condiciones

Trituración roca-roca

Este tipo de máquinas surge para dar solución a los inconvenientes del excesivo desgastes que aparecen con los equipos de trituración roca-metal. La fragmentación se va a producir como consecuencia de los choques entre los fragmentos de material, protegiendo a las partes metálicas del equipo con lechos o depósitos de material gracias a la disposición de unos resaltes realizados para tal efecto

Debido a un cierto movimiento del material estático y de la poca masa relativa de los fragmentos, las velocidades que deben alcanzar los granos deben ser elevadas (60-70 m/s). Lo que conlleva un aumento en el consumo de energía.

La alimentación se divide en dos corrientes, una que va al plato del rotor y es proyectada y otra corriente que cae por gravedad entre el rotor y el estátor y que chocará con los granos lanzados por el plato, fragmentándose entre los mismos y contra la masa de roca situada en el estátor

Con esta forma de trabajar se aumenta la capacidad de producción sin aumentar la potencia y se logra reducir la cantidad de finos producidos.

Fig.: Principio de funcionamiento de un triturador de impacto vertical roca-roca

Actualmente están apareciendo nuevos desarrollos en los trituradores de impacto de eje vertical como es el caso de la sociedad holandesa VanderZanden con su nuevo concepto de triturador denominado “SynchroCrusher” en el que los granos antes de impactar contra el estátor son golpeados más de una vez por el rotor gracias a un nuevo diseño de los percutores-lanzadores del rotor.Algunos autores denominan a estos nuevos modelos de equipos con el nombre Trituradores de eje vertical de doble impacto.

Fig. 3.74: Principio de funcionamiento de un SynchroPactor

Este grupo de máquinas que acabamos de describir no son adecuadas para trituración primaria. Se emplean en etapas terciarias e incluso en etapas cuaternarias. Operan tanto en circuito abierto como en circuito cerrado. Son equipos utilizados como correctores de forma de los materiales procedentes de los trituradores de cono, ya que dan un producto con mayor cubicidad. El tamaño de alimentación varía según los equipos entre 20-170 mm.

Trituradores de Martillos:Estas máquinas utilizan el mismo principio que los trituradores de impacto. Emplean un rotor de eje horizontal que gira a gran velocidad en el interior de una cámara formada por el bastidor blindado.El rotor esta constituido por una serie de discos robustos a los cuales están unidos los martillos de forma que puedan girar sobre el eje de dicha unión (martillos articulados).

Fig. Triturador de martillos de doble rotor

En la figura se identifican los siguiente elementos:

1. Martillo.2. Placas de desgaste (forro interior).3. Disco porta-martillos.4. Yunque.5. Eje del rotor.6. Parrilla para la salida de los productos.7. Volante de transmisión.Cuando el rotor está en reposo, los martillos descansan en el mismo y cuando el rotor gira a elevada velocidad, los martillos se colocan en posición radial debido a la fuerza centrífuga. Las velocidades que toma el rotor van de 20 m/s para trituración normal hasta 60 m/s para pulverización. En la salida inferior de la cámara de trituración se dispondrá de una parrilla para que deje paso sólo a aquellos granos que cumplen la dimensión de paso. Ante la presencia de intriturables, debido a la articulación de los martillos y al no estar rígidos al rotor, estos retrocederán al golpear a dichos elementos resistentes, evitando así su rotura.

Fig. 3.76: Diferentes formas de manejo del mineral por un equipo de martillos

Tecnología HPGR

La tecnología de rodillos de molienda de alta presión (HPGR) está siendo usada en aplicaciones en el campo de la minería. A menudo reemplaza a los molinos semiautógenos convencionales (SAG), principalmente con el objetivo de reducir el consumo energético y los costos asociados a los circuitos de molienda y chancado.

Se usó por primera vez en la industria del cemento en 1985, siendo reconocidos sus beneficios en el segmento minero poco tiempo después. Sólo en 1987 se introdujo exitosamente en la industria del diamante para la liberación de este precioso mineral desde la roca kimberlita madre.

En 1994 se introdujo la tecnología HPGR en la industria del hierro, siendo su uso cada vez más habitual en el procesamiento de este mineral, especialmente en la preparación de alimentación de pellets. Los problemas de diseño de revestimiento, asociados al procesamiento de minerales abrasivos, han sido notoriamente mejorados, aumentando gradualmente el interés en esta tecnología especialmente en el sector minero de rocas duras

Diseño del motor La compresión y extensión del ejecardán, provocado por el necesario movimiento horizontal hacia adelante y hacia atrás del rodillo flotante, genera grandes fuerzas axiales y radiales, que son directamente transmitidas al motor, generando exigencias adicionales que no cualquier motor puede soportar. Basado en muchos años de experiencia en la aplicación, ABB suministra hoy en día motores especialmente diseñados para resistir estas importantes fuerzas