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PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA III

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CAPITULO III SEPARACIÓN POR MEDIOS DENSOS Y POR GRAVIMETRÍA 3.0. OBJETIVO. Al concluir el estudio de este capítulo, el estudiante estará capacitado para entender, manejar e investigar en todo lo que respecta a operaciones de separación de minerales mediante la utilización de un medio denso, así como también estará familiarizado con los diversos equipos que se emplean en una Planta de este tipo. Del mismo modo, quedará capacitado para procesar minerales por gravimetría, conocer y poder operar cada uno de los tipos de equipos de concentración utilizando la diferencia de densidades de los distintos minerales que conforman la mena. 3.1. INTRODUCCIÓN. El método de concentración que se seleccione en el amplio campo del procesamiento de minerales, para separar un mineral o metal depende siempre de la naturaleza de la mena natural y de las propiedades de los minerales que han de separarse de ésta. Para que sea posible esta separación, la mena debe reducirse de tamaño hasta el punto de obtener un adecuado grado de liberación, ya que el tamaño de partícula influye en la eficiencia de concentración y por tanto en la selección del método de concentración, tal como se ve en la figura 3.1.

Tamaño de partícula,

m

Figura 3.1. Rango de tamaño de partícula como guía para el rango de aplicaciones de varias operaciones sólido-sólido. 1

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Los minerales pueden separarse en base a sus propiedades físicas y químicas. Las propiedades físicas que se utilizan en la concentración comprenden el color, la reflectancia de su superficie, el nivel de radiactividad, la susceptibilidad magnética y la conductividad eléctrica. Resumidamente se puede ver en la tabla 3.1. Tabla 3.1. Principales operaciones y condiciones del equipo de procesamiento Tipo de equipo Concentrador gravimétrico

Principio de la operación Diferencia en densidad entre los minerales

Máquina Flotación

Propiedades hidrofóbicas e hidrofílicas de la superficie de las partículas

de

Separador Magnético

Propiedades magnéticas de los minerales.

Separador Electrostático

Diferencia en conductividad eléctrica entre los minerales

Condiciones de operación  Tamaño de partículas mayores a 1 µm.  Diferencia en la densidad del material a 3 separar mayor de 1 g/cm .  Alto grado de liberación del mineral valioso.  Tamaño de partícula mayor de 5 µm.  Partículas mostrando superficies natural o estimulada.  Propiedades hidrofóbicas (adición de reactivos)  Grado medio de liberación de los minerales valiosos (libres de inclusiones).  Mostrar propiedades ferromagnéticas (hierro, magnetita, etc.).  Tamaño de partículas mayores de 75 µm.  Grado medio de liberación de los minerales valiosos.  Tamaño de partículas desde 60 a 500 µm.  Los materiales a separar deben estar completamente secos.  Grado medio de liberación de los minerales valiosos.

3.2. SEPARACION DE MINERALES EN UN MEDIO DENSO. La operación de separación de minerales mediante la utilización de un medio denso, consiste esencialmente, en una alimentación continua de un flujo de mineral triturado y deslamado, dentro de un fluido o seudofluido contenido en un separador, el cual está diseñado de modo que tanto el producto que se hunde (pesado) como el producto que flota (liviano), se descargan continuamente con el medio. Esta operación debe llevarse a cabo sin ninguna variación pronunciada en el nivel del medio de separación. Esta operación de separación por estar relacionada con la concentración gravimétrica, se fundamenta en las diferencias de densidad de los minerales, donde la separación se realiza en un medio de densidad mayor que la del agua y comprendida entre las densidades de los minerales que se desea separar. Este medio puede ser una preparación de sales disueltas en agua o lo que más comúnmente se utiliza, una suspensión en agua de partículas finamente divididas (molidas) de alta densidad. En la figura 3.2 se muestra un esquema general de este proceso. ALIMENTACIÓN

MINERALES LIVIANOS SG < 2,8 (FLOTAN)

MEDIO DENSO SG = 2,8

MINERALES PESADOS SG > 2,8 (SE HUNDEN)

Figura 3.2. Principio de separación de minerales por medios densos Así, si en un líquido de densidad 3.0 se vierten trozos de galena (SG = 7.5) y cuarzo (SG = 2.6), este último permanecerá en la superficie del líquido mientras que la galena se hunde inmediatamente; en este ejemplo como se ve el medio tiene una densidad intermedia entre los minerales valioso y ganga a separar. 2

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3.2.1.

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PRINCIPIOS APLICADOS A MEDIOS DENSOS

Una vez que las partículas se han separado en función de sus densidades, las que se hunden están sujetos a ciertas fuerzas que se oponen a su asentamiento y que toma el nombre de “resistencia al movimiento de partículas en un fluido”. Esta resistencia está expresado en tres ecuaciones formulados por Stokes, Newton y Oseen, según se a el tamaño de las partículas. La ley de Stokes es válido para las partículas pequeñas: 0.01 a 0.2 mm de diámetro, de igual forma la ley de Newton es apropiado para partículas de 2 mm hasta 50 mm. Mientras que la ley de Oseen es aplicable a partículas entre 0.2 mm a 2 mm. Desde que la concentración por medio denso (Sink and Float) se efectúa generalmente con partículas de malla 10 a 2 pulgadas, es obvio que esté comprendido dentro de la ley de Newton. La ley de Newton se expresa mediante la siguiente expresión:

R

1 QD f r 2 v 2 2

(3.1)

Donde: R: Es la resistencia al movimiento de una esfera en fluido. Q: Coeficiente de resistencia. Df: Densidad del fluido. r : Radio de la esfera. v: Velocidad de la esfera. Considerando que la Ley de Newton es aplicable a partículas esféricas y de acuerdo a la 2° Ley del movimiento se tiene: La velocidad máxima (vm) se obtiene cuando:

dv 0 dt

vm = v

(3.2)

Donde:

v

m



3 ( Dm  D f ) rg ; 8 Dm Q

Dm = densidad de la esfera de mineral.

La fórmula de Newton es aceptada con cierta reserva, debido a que las causas que hacen difícil su aplicación en la práctica se encuentra cifrada en los siguientes aspectos: 1. Los experimentos de Newton fueron llevados a cabo con partículas esféricas, situación que no se da en concentración de minerales. 2. El valor de Q (coeficiente de resistencia) varía bruscamente de 0.4 a 0.15 cuando se usan velocidades ligeramente superiores a la usada en la práctica. 3. Otras condiciones encontradas en la industria minera son completamente distintas a las utilizadas por Newton en la determinación de la ecuación. VENTAJAS. Este proceso de concentración ofrece algunas ventajas sobre otros procesos de concentración gravimétrica. Entre otras tenemos: 

Tiene la capacidad para hacer separaciones a cualquier densidad deseada, con gran eficiencia aún en presencia de altos porcentajes de material de densidad próxima.

3

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La densidad de separación se puede controlar gravedad dentro de una densidad relativa de  0,005 Kg/l y bajo condiciones normales es posible mantenerla por periodos indefinidos. La densidad de separación se puede cambiar a voluntad y con cierta rapidez, para servir a diferentes necesidades. Se aplica a cualquier mena metálica o no metálica, molida al grado de liberación adecuado. Se aplica con más frecuencia cuando la diferencia en densidad se presenta en una partícula gruesa, ya que la eficiencia en la separación disminuye con el tamaño debido a la velocidad más lenta de asentamiento de las partículas. Las partículas deben tener más de 3 mm de diámetro, donde la separación puede ser efectiva en una diferencia en gravedad específica de 0,1 o menos.

La desventaja es que este proceso es más costoso, debido principalmente al equipo auxiliar que se necesita para limpiar y recuperar al medio denso.

3.2.3. EL MEDIO DENSO. En el proceso de concentración de minerales mediante la utilización de un medio denso, se puede emplear dos tipos de medios pesados o densos y son:  

Líquidos densos (fluidos), y Suspensiones densas (seudofluidos).



Líquidos densos.

En el laboratorio, son los líquidos pesados los que se utilizan para evaluar alguna técnica de concentración gravimétrica de menas. La prueba de líquido denso se lleva a cabo para determinar la posibilidad de efectuar la separación en medio denso de una mena cualquiera y determinar así la densidad de separación económica y para evaluar la eficiencia de un circuito de medio denso existente corriendo pruebas sobre los productos flotantes que se hunden para determinar la cantidad de material fuera de lugar en esos productos. Los líquidos densos entre otros tenemos los siguientes:    

El tetrabromoetano (TBE) con una densidad o gravedad específica de 2,96, el cual al ser empleado se diluye con tetracloruro de carbono (SG = 1,58), para dar una serie de densidades menores a 2,96. El bromoformo (CHBr3) con una gravedad específica de 2,89, se puede mezclar con tetracloruro de carbono para conseguir densidades en el rango de 1,58 a 2,89. El yoduro de metileno se utiliza para llegar hasta densidades de 3,3. Cuando es necesario se le puede diluir con ortofosfato de trietileno. La solución de Clerici que es una solución de malonato y formato de talio, permite separaciones a densidades de 4,2 a 20C ó 5,0 a 90C

La desventaja de todos estos líquidos pesados es que producen emanaciones de gases tóxicos, por lo tanto, deben utilizar una ventilación adecuada. Los líquidos de Clerici son extremadamente venenosos y deben ser manejados con sumo cuidado. Es por esta razón que el uso de líquidos densos a nivel industrial no resulta práctico, por lo que no se les utiliza. 

Suspensiones densas.

En el proceso de concentración industrial se emplea un seudofluido que es un sólido finamente molido en suspensión en agua a la cual se le denomina suspensión densa. Para producir una suspensión estable de densidad bastante alta y con una viscosidad razonablemente baja, es necesario utilizar partículas sólidas finas de alta gravedad específica, necesitándose agitación para mantener la suspensión y para disminuir la viscosidad aparente. Entonces, los sólidos que comprenden el medio deben tener las siguientes características:   4

Ser bastante duros para resistir a la abrasión. Su degradación tiende a enlamar y a aumentar la viscosidad aparente por el incremento del área superficial del medio. Debe removerse fácilmente de las superficies minerales mediante lavado.

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Debe ser de fácil recuperación. Los constituyentes de la mena no modifican al medio. Debe ser resistente a la corrosión.

Los sólidos más empleados para formar estas suspensiones son:  

La magnetita pura (Fe3O4), y El ferrosilicio (Fe-Si).

La suspensión densa o medio de separación más común es la magnetita (Fe 3O4) pura con gravedad específica de 5,1, es relativamente barata y se utiliza para mantener densidades de baño hasta de 2 3 3 200 kg/m . Mezclada con ferrosilicio mantiene densidades entre 2 200 a 2 900 kg/m . Su aplicación, puede ser por ejemplo para la crisocola 2.0, la crisolita 2.20, el yeso 2.30 y el grafito 2.23, sin embargo, debido a sus propiedades magnéticas tiende a formar grumos en la pulpa y por esta razón la magnetita se usa poco en separación por medios densos (Sink and Float) pura. El ferrosilicio (Fe-Si) con gravedad específica entre 6,7 y 6,9, es una aleación de Fe y Si que no debe contener menos de 82%Fe y 15 a 16%Si. Si el contenido de silicio es menor que 15%, la aleación tenderá a corroerse, mientras que si es más del 16% la susceptibilidad magnética se reduce notablemente. A 15%Si, la gravedad específica es de 6,8 y se puede preparar un medio de 3 200 3 kg/m . Se producen varios tamaños desde 95% -150m hasta 95%-40m, el material más fino se emplea para el tratamiento de las finas. El ferrosilicio atomizado que consiste de partículas esféricas 3 se utiliza para producir densidades hasta de 3 400 kg/m . En consecuencia, las características del fluido en este proceso de gravedad generalmente son dos las más importantes: 1. Su gravedad específica, que debe ubicarse entre las gravedades específicas de los minerales a separarse. 2. Su fricción interna o viscosidad, que debe ser suficientemente baja con el propósito de obtener velocidades de la partícula relativamente altas para conseguir buenas recuperaciones. Como ejemplo podemos citar, para separar PbS y ZnS de cuarzo, se requiere una densidad de fluido 3 3 de 2 850 kg/m ; para separar diamante de kimberlita, de 2780 a 2820 kg/m y para separar hematita de silicatos, se necesitará un fluido de gravedad específica 3,0.

3.3. VARIABLES IMPORTANTES DEL PROCESO. En cualquier operación de Planta, las variables conocidas y muy controladas por el operador son:       

La densidad de la partícula. La densidad del medio. La viscosidad del fluido. Tamaño de la partícula. Control del medio. La recuperación del mineral valioso. La recuperación del medio denso.

3.4. EQUIPOS DE SEPARACION. Para efectuar el proceso de concentración por medios densos, se fabrica una variedad de equipos, los cuales pueden considerarse en dos categorías, teniendo en cuenta las fuerzas de separación que se aplican. Estas son: 1. Equipos separadores por gravedad o de baño estático, los cuales trabajan con alimentación gruesa. 2. Equipos separadores centrífugos que trabajan con alimentación más fina. Los requisitos primarios que debe tener un equipo de separación, trabajando en operación continua son los siguientes:

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Debe tener un mecanismo para mantener la suspensión en un estado de uniformidad razonable a través de todo el depósito y con una mínima cantidad de turbulencia. Debe tener suficiente profundidad para dar tiempo a las partículas que ingresan en alimento, para que pierdan su velocidad inicial, facilitando la separación de las partículas hundidas y las flotantes. Debe tener un sistema de inyección del alimento a la zona de separación activa, sin causar demasiada turbulencia. Debe tener área superficial suficiente para reducir el ingreso de partículas por unidad de área, a un punto donde los productos flotados y hundidos sean separados entre sí realmente por el medio, de modo que las fuerzas flotantes y hundientes actúen libremente. Debe tener mecanismos para remoción continua del producto hundido y flotado, acompañado de una pequeña cantidad de medio y al mismo tiempo, debe permitir que se mantenga un nivel uniforme del medio en el equipo.

SEPARADORES ESTÁTICOS. La separación estática se caracteriza por el uso de aparatos concentradores con recipientes de varias formas, donde la separación se realiza en un medio relativamente tranquilo bajo la influencia de simples fuerzas gravitacionales. La única fuerza actuante es la fuerza gravitacional. La separación se realiza en estanques, tambores, vasos, conos. Los separadores de cono son ideales para el tratamiento de carbón grueso americano. Los de tambor son adecuados para carbones europeos. Teóricamente cualquier tamaño de partícula puede ser tratado por medio denso. Prácticamente, en la separación estática se trabaja en un rango granulométrico de 150 mm (6 pulg) a 6 mm (1/4 pulg), pudiéndose tratar tamaños de hasta 14 pulgadas. Entre los separadores estáticos por gravedad en medio denso tenemos los siguientes: Separador de cono. Separador de tambor. Separador tipo artesa. Clasificador mecánico modificado (Aiken). El baño Drewboy. El lavador Norwalt 1. El separador de cono se emplea ampliamente en el procesamiento de menas por su capacidad de asentamiento relativamente alta. Consiste de un cono con una sección cilíndrica superior, cuyo diámetro varía de 1,5 a 6,0 m y la altura de la porción cilíndrica varía de 0,4 a 1,2 m. El ápex del cono es de 60. El mecanismo de agitación que consiste de un eje con paletas, generalmente es operado a una velocidad de 24 m/min. El tamaño de partícula que puede separarse en uno de estos equipos es hasta de 10 cm. La capacidad de tratamiento varía desde 450 a 500 t/h. La alimentación se introduce sobre la superficie del medio por caída libre, lo cual le permite sumergirse varios centímetros en el interior del mismo. La agitación suave que producen los rastrillos o paletas en el eje central ayuda a mantener el medio en suspensión. La fracción que flota, rebosa por un vertedero, mientras que las partículas de mineral valioso que se hunde son llevadas al ápex del cono de donde es levantado mediante una bomba o por un elevador de aire comprimido y descargado a una zaranda acondicionada para la separación de la porción hundida y el medio. Un esquema de este equipo se muestra en la Figura.3.2.

Figura 3.2. Separador de Cono

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2. El separador de Tambor, se construyen en varios tamaños, hasta de 4,6 m de diámetro por 7 m de longitud y capacidades aproximadamente hasta 800 t/h. Son capaces de separar partículas comprendidas en un rango de 6 mm a 30 cm. La separación se realiza por la eliminación continua del producto hundido a través de la acción de los elevadores fijos en el interior del tambor rotatorio, los cuales lo descargan en una artesa de asentamiento cuando toman la posición vertical. El producto flotado rebosa por un vertedor en el extremo opuesto del canal de alimentación al tambor. Se muestra en la Figura 3.3.

Figura 3.3. Separador de tambor 3. El separador tipo artesa, difiere de los dos anteriores en que ambos productos, el que flota y el que se hunde son retirados por rastras mecánicas tipo faja sin fin. Se han reportado separaciones eficientes en tamaños de partícula tan finos como de 3 cm. 4. El clasificador mecánico modificado, realiza la separación por un mecanismo tipo helicoide, de donde el mineral valioso hundido se extrae como producto de este mecanismo y el flotado rebosa por el vertedero.

SEPARADORES DINAMICOS En cuanto a los separadores dinámicos o centrífugos por medio denso, diremos que estos equipos se han diseñado para tratar partículas más finas que las que tratan los equipos antes mencionados, produciendo un aumento en la aceleración para lograr una fuerza suficiente para lograr la separación de los minerales valiosos de la ganga. Por lo tanto, los separadores centrífugos se emplean donde pueda obtenerse una aceleración de más o menos 20 veces la de la gravedad. El equipo más representativo es el hidrociclón, al cual se le han introducido algunas modificaciones en su diseño geométrico, pero trabajan de la misma manera que los hidrociclones clasificadores. 1. El Separador Hidrociclón, es utilizado desde la década de 1950 para limpiar carbón mineral más fino que 0,5 mm y en la actualidad tiene aplicación a otros minerales. Al emplear un medio denso en un hidrociclón, se intenta modificar la acción de clasificación de un hidrociclón normal, puesto que aquí el objetivo es clasificar de acuerdo a las especies enviando las especies pesadas y no de acuerdo al tamaño de partícula, enviando todos los minerales pesados al ápex. Cuando se usa una suspensión de Fe-Si en agua, como medio, el hidrociclón está realmente tratando con tres fases: Ganga liviana, minerales pesados y ferrosilicio más pesado, donde serán separados o divididos a diferente tamaño de d50, bajo cualquier serie de condiciones de operación. En consecuencia, hay otras condiciones que debe observarse, de las ya conocidas para las separaciones estáticas, a fin de operar eficientemente (ver Figura 3.4). Estas son: 1) La alimentación óptima debe reflejar la necesidad de fuerza centrífuga, para centrifugar todos los valores pesados a la pared del hidrociclón. 2) El medio para preparar el seudofluido, debe ser suficientemente fino para permanecer en suspensión y seguir el flujo del agua. 3) El tamaño del ápex debe estar relacionado a la velocidad de alimentación de minerales pesados; un ápex demasiado grande significa un producto de baja ley, mientras que un ápex demasiado pequeño significa una baja recuperación. 4) El vórtice debe ser dimensionado en proporción a la cantidad de material de ganga que va a atravesarlo. 5) Se debe tener un volumen de alimentación constante para mantener un efecto centrífugo también constante.

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Figura 3.4. Separador hidrociclón 2. El Separador Vorsyl y el Separador Dyna Whirpool, ambos de construcción muy diferente a la del hidrociclón, pero realiza un trabajo semejante, es decir, el flotado se descarga por un vórtice y el hundido se descarga a través de una salida tangencial. Pueden hacerse separaciones con tamaños de alimentación en el rango de 0,5 a 30 mm, con capacidades hasta aproximadamente de 75 t/h (Figura 3.5 y 3.6).

Figura 3.5. Separador Vorsyl.

Figura. 3.6. Separador Dyna Whirlpool.

3.5. CONTROL Y RECUPERACION DEL MEDIO DENSO. Para lograr una separación óptima en la operación de una Planta de Concentración por Medios Densos, deben estar en equilibrio las diversas variables que manejan este proceso, siendo dos las que generalmente se verifican y controlan. Estas son: La densidad y la consistencia del medio. La 3 primera puede controlarse hasta dentro de  5 kg/m , lo cual se requiere para permitir separaciones en donde existe una diferencia pequeña en los minerales a separarse. La segunda es una función de la rapidez de asentamiento de la partícula que forma el medio, el cual está formado generalmente por partículas muy finas de ferrosilicio o magnetita, contaminantes arcillosos y agua. El producto flotado y el producto hundido en un equipo separador, se tratan en sistemas de cribado independientes para la recuperación del medio y del concentrado, así como para la recuperación del medio libre de relave. El mecanismo de recuperación del medio denso consiste de dos zarandas en serie, las cuales son de doble piso. El piso superior actúa como una malla vibrante y de lavado del medio recuperando un 85% de éste y el piso inferior tiene una malla que sólo deja pasar el medio denso mas no cualquier partícula de mineral. Este medio lavado y desaguado es bombeado directamente al cono de alimentación, en donde ingresa junto al nuevo alimento.

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Recuperación del medio denso. En general la recuperación del medio denso se efectúa de la siguiente forma:  Los productos de la separación, livianos y pesados, se retiran del aparato utilizado como parte de la suspensión y alimentan cada una de las cribas de drenaje con parrilla de acuerdo a la granulometría de la mena tratada.  El medio denso pasa por la malla de la criba y va a un estanque de stock.  Los productos van a una criba de lavado donde se retiran las partículas que las recubren, siendo los productos finales de la separación.  El material que pasa por la malla, contaminado con finos de la mena, es concentrado para retirarle esos finos.  Los procesos de concentración que se usan son: flotación para recuperar galena, separación magnética para fierro-silicio y magnetita, clasificación para arenas.  El concentrado se desagua (clasificadores de espiral y espesadores) y retorna al estanque de stock donde se junta al medio denso drenado, siendo entonces recirculado.

Diagrama 3.7. Diagrama de flujo de una Planta Concentradora por Medios Densos. 1.

Zaranda de pre-lavado. 9

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2.

Separador Dyna Whirlpool.

3.

Malla fija.

4.

Criba de lavado y desaguado.

5.

Bombas para bombeo del medio diluido.

6.

Separadores magnéticos.

7.

Sumidero del medio principal.

8.

Bomba para el medio.

9.

Densificador.

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10. Bobina desmagnetizante. 11. Bomba del medio limpio. 12. Malla fija del hundido. 13. Criba vibratoria del hundido. 14. Partidor de Bypass del medio.

3.6. CONCENTRACION GRAVIMETRICA DE MINERALES 

OBJETIVO.

Al concluir el estudio de este acápite, el estudiante debe estar capacitado para comprender y aplicar con certeza los principios fundamentales en los que se sustenta el método de Concentración por Gravimetría y estar en condiciones de diseñar, operar y supervisar una Planta de Concentración Gravimétrica. Del mismo modo, debe estar capacitado para realizar estudios de investigación para la recuperación de minerales pesados por este método de concentración.



INTRODUCCION.

La concentración gravimétrica o por gravedad es un método casi tan antiguo como el tiempo de la humanidad, la cual fue empleada hasta la década de 1920, en que su utilización decae, pues tiene que dar paso a una nueva tecnología que se denomina Flotación de Minerales. Pero a pesar de ello, en estos últimos años vuelve a tomar impulso su utilización por la simplicidad del proceso y por los bajos costos de operación. 10

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De ahí que en nuestro País aún se le emplea en la concentración de menas de estaño, tungsteno, oro, hierro y minerales pesados que corresponde a las tierras raras. En países como España y otros se le emplea en la concentración del carbón mineral, diamantes y otros minerales pesados. Este método relativamente produce menos contaminación ambiental, es por eso que en muchos casos una buena proporción de la mena puede preconcentrarse en forma efectiva, económica, y ecológicamente aceptable, por la reducción drástica de combustibles y reactivos, cuyos costos actualmente se han elevado considerablemente.

3.6.1. CONCENTRACION GRAVIMETRICA. La concentración gravimétrica o por gravedad efectúa la separación de los minerales valiosos de la ganga en un fluido (agua o aire, con sustento en la dinámica de fluidos), debido a una diferencia de gravedades específicas de los minerales componentes de la mena y del tamaño de partículas, en equipos que mantengan las partículas ligeramente apartadas para que puedan moverse libremente y separarse idealmente en capas de minerales pesados y livianos, de los cuales se obtiene dos o tres productos: Un concentrado, un mixto y un relave (Figura 3.8).

MENA PREPARADA

EQUIPO CONCENTRADOR

CONCENTRADO

MIXTOS

RELAVE

Figura 3.8. Esquema generalizado del Proceso de Concentración Gravimétrica.

3.6.2. PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACION GRAVIMÉTRICA. Existe una variedad de teorías según los equipos que se han diseñado para este fin, en consecuencia, la concentración gravimétrica se fundamenta en la utilización de la diferencia de gravedades específicas de los minerales y movimiento relativo en un medio acuoso, influenciado por algunas fuerzas que generalmente son de resistencia a movimiento que ofrece un líquido viscoso. Para que haya una posibilidad de separación por medio de la gravedad es indispensable que exista una marcada diferencia de densidades entre el mineral y la ganga y los tamaños de partículas reales. Para tener una idea de la posibilidad de separación podemos emplear la siguiente relación:

Cc 

Sh  S f Sl  S f

(3.3)

Donde: Cc Sh Sl Sf

= = = =

Es el criterio de concentración. Es la gravedad específica del mineral pesado. Es la gravedad específica del mineral liviano. Es la gravedad específica del medio fluido o agua.

En términos generales, si este radio es más grande que 2,5, es posible la separación de partículas hasta los 75 micrones de tamaño (m200). 11

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Tabla 3.2. Valores del criterio de concentración. Criterio de Conc. Cc > 2,5 1,752,5 1,50< Cc >1,75 1,25 1,5 Cc  1,25

Tamaño de separación de la partícula en agua Fácil hasta m200 (75 µm) Posible hasta m65 (150µm) Posible hasta m10 (1,7 mm) Posible hasta 6,35 mm Imposible en cualquier tamaño

El movimiento de una partícula dentro de un fluido depende no solamente de la gravedad específica sino también de su tamaño, por ende, las partículas grandes serán más afectadas que las más pequeñas. En consecuencia, la eficiencia de los procesos gravimétricos aumenta con el tamaño de partícula, las cuales deben ser suficientemente gruesas para moverse de acuerdo a la ley de Newton, cuya expresión es:

 Ss  S f v  3gd   Ss

  

(3.2)

Las partículas más pequeñas que su movimiento es dominado principalmente por la fricción superficial, responden relativamente mal a los métodos de concentración gravimétrica comerciales de alta capacidad. Los usos más difundidos de la concentración o separación gravimétrica, a nivel industrial, están en la recuperación de oro libre aluvial y de veta, circón, rutilo, illmenita y monazita de arenas, estaño, cromita, hierro, tungsteno, diamante, plomo y carbón. 3.6.3. TIPOS DE CONCENTRACION GRAVIMETRICA Los tipos de concentración gravimétrica dependen de la inercia de la partícula, que resulta como hemos dicho anteriormente de la diferencia de gravedades específicas y tamaño. Esto es pues, una situación de fuerzas múltiples que involucran tamaño de partícula, densidad, resistencia del fluido, forma de la partícula e interferencia entre partículas. Por consiguiente, la forma en que se realiza la separación de las partículas de los minerales proporciona un medio conveniente para clasificar los tipos y equipos de concentración gravimétrica. Estos pueden ser:   

Concentración hidráulica o por impulsos (corrientes verticales). Concentración por superficies vibrantes. Concentración por películas.



CONCENTRACION HIDRAULICA O POR IMPULSOS.

La concentración hidráulica o cribado hidráulico, es una forma especial de sedimentación obstaculizada que consiste en una distribución de las partículas en capas de diferentes densidades y cuyas capas se separan en forma conveniente. Esta operación se lleva a cabo en una máquina denominada Criba Hidráulica o Jig, la cual se basa en que se le permite a la partícula sedimentar durante cortos periodos de tiempo sin llegar nunca a alcanzar la velocidad máxima, verificándose la separación en las distintas velocidades iniciales de sedimentación de las partículas. Se denomina Jig a las máquinas concentradoras que efectúan la separación de granos pesados de los livianos, basados en la capacidad de penetración de las partículas a través de un material de cama que esta sobre un tamiz, usando como fluido agua, también se usa aire en las cribas neumáticas cuando se desea obtener un producto seco o cuando el material se deteriora en contacto con el agua, la separación que así se consigue es menos eficaz, debido a la baja densidad del fluido utilizado. Las cribas hidráulicas son las máquinas de concentración más antiguas, luego aparecieron las mesas y posteriormente la flotación. Los jigs han sido desplazados por otras máquinas en el tratamiento de ciertos minerales, pero para el intervalo de granulometría de 1,7 mm a 10 mm no existe otra igual. La terminología Jigging equivale a la operación puramente física de separar materias sólidas por pulsación y lavado en un líquido; a esta operación también se conoce con el nombre de cribado hidráulico. 12

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Las fuerzas que actúan sobre las partículas en un jig son generalmente tres:   

Fuerza de la gravedad. La fuerza de empuje o de flotabilidad producida por el fluido o agua. La fuerza de frotamiento producido por las colisiones entre partículas, pared y el agua.

Entonces, la fuerza que produce el movimiento de la partícula será: F = Peso - Empuje - Fuerza de fricción

(3.3)

ma = mg - m’g - F’

(3.4)

O

Pero como al inicio de la sedimentación, la velocidad es demasiado pequeña, aún no se han producido fuerzas de resistencia por fricción, por lo que se encuentra que la aceleración inicial está dada por:

a



s

f

s



g

(3.5)

Donde: s f g a

= = = =

Densidad del sólido. Densidad del fluido. Aceleración de la gravedad. Aceleración inicial de la partícula.

Al analizar esta ecuación podemos observar que la aceleración inicial que adquiere una partícula al comenzar la sedimentación depende fundamentalmente de:   

La fuerza de gravedad (g). La gravedad específica o densidad de la partícula (s). La densidad del fluido (f).

Y es independiente del tamaño o forma de las partículas. La operación de concentración de un jig o criba hidráulica se lleva a cabo por la pulsación de agua a través de una malla sobre el cual descansa una cama de mineral chancado o perdigones de acero inmersos dentro de un tanque abierto o celda, los cuales se hacen oscilar hacia arriba y hacia abajo en el agua. Esto dará por resultado que las partículas más densas de la alimentación y de mayor tamaño formen las capas inferiores que posteriormente se constituyen como concentrado y las partículas de la alimentación más finas y ligeras tomen su lugar en la parte superior reportándose finalmente en el relave.

Fig. 3.9. Diagrama de un jig.

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Alimentación de carga.- Previo a concentrar minerales en el Jig, estos minerales pueden seguir los siguientes pasos: 1. Eliminación de finos, generalmente se hace por tamizado. 2. Clasificación por tamaños o volúmenes para poder realizar separaciones más eficientes. 3. Separación por sustancias según sus diferentes velocidades de caída en un líquido. Material de cama.- Es la mezcla de sólidos y líquidos en el cajón del Jig, material generalmente llamado “cama o lecho”; de acuerdo a su comportamiento se pueden clasificar en: Lecho compacto: Cuando los granos de la cama se apretan debido a una succión producida por el agua. Lecho expandido o dilatado: Cuando los granos de la cama sufren una expansión debido a una impulsión producida por el agua. Espesor de la cama.- Se considera muy aceptables como espesor de cama a las alturas de ½’’ a ¾’’ o de 1.5’’ a 3’’; para alimentaciones gruesas se considera aceptable una altura de cama 7 veces el diámetro de la partícula más grande, y es mejor si se consideran 12 veces, para alimentaciones finas por ejemplo, para tamaños de 2 mm la mínima profundidad de cama es aproximadamente 20 veces el diámetro del grano. En la práctica se coloca el material de cama a una altura conveniente, por ejemplo hasta la mitad de la altura del compartimiento y se va aumentando el espesor de cama por tanteo hasta obtener los productos deseados. Gravedad específica del material de cama.- El peso específico del material de cama debe ser de peso intermedio entre el material estéril y los valores metálicos a obtener. Dureza del material de cama.- Los granos que forman el material de cama son generalmente duros para así dar más permanencia al lecho, porque si los granos de la cama son desmenuzables pierden eficacia cuando se desgastan, de allí que siempre se usan perdigones de hierro. Diámetro de los granos de cama.- El diámetro de granos componentes del lecho son siempre mayores que la luz del tamiz usado, algunos consideran que deben ser 1 mm mayor, otros el doble de dicha luz, siendo la más aceptada la última. Normalmente se usan perdigones ¼’’ a 3/8’’ para alimentaciones gruesas, y de 1/8’’ a 3/16’’ para alimentaciones finas. Cuando se usa como material de cama el mismo concentrado, es conveniente tamizar por dos cedazos de aberturas adecuadas para así eliminar el muy fino y muy grueso, usándose solo el tamaño obtenido entre dos tamices usados, en este caso el espesor de cama será mayor que si se usara perdigones de hierro de forma esférica y superficie que debe ser lo más liso posible para permitir el deslizamiento rápido de otras partículas. Alimentación de agua.- Se refiere al agua que va a producir la pulsación y succión en un Jig, y no al agua que acompaña a la carga de alimentación. La alimentación de agua debe hacerse siempre en el compartimiento del émbolo y por debajo de éste para contrarrestar la excesiva succión o aspiración que es siempre nociva, por que si esta aspiración es intensa, aprieta y apelmaza la masa de mineral y otras partículas más rápidas que las partículas ligeras, lo que no sucede con la pulsación que es la que levanta el material de cama la que se entreabre como válvulas en forma de canales por donde descienden las partículas del mineral pesado o concentrado. Velocidad y golpe.- Tratamos estas dos variables juntas, por estar en estrecha relación entre sí y son inversamente proporcionales, ambas se refieren al émbolo. a) Velocidad: llamada también frecuencia, se refiere al número de pulsaciones por unidad de tiempo, es decir es la velocidad del golpe y se expresa en s.p.m. (strokes por minuto) o revoluciones por minuto. b) Golpe: llamado también recorrido, se refiere a la amplitud de la pulsación o longitud de la carrera, es decir la longitud de golpe. Tipo de cama.- Se puede considerar dos tipos: a. Cama artificial: material diferente al mineral procesado, como perdigones de acero. b. Cama natural: formada por partículas grandes y pesadas del mismo mineral tratado.

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PARÁMETROS DE OPERACIÓN DE UN JIG. Los principales parámetros que se consideran en la operación de un jig son:         

Gravedad específica y masa de las partículas. Fricción o interferencia de la partícula. Aceleración desde el reposo y el regreso al reposo de la masa íntegra de material, que forma la cama del jig en cualquier momento. Abertura de la malla o tamiz. Longitud y velocidad de la pulsación. Cantidad de agua. Profundidad de la cama o lecho. Velocidad de alimentación. Granulometría de la alimentación.

Los factores que tienen influencia sobre las fuerzas aplicadas al contenido de la celda del jig son:    

El volumen y dirección del agua en movimiento sobre la malla. Esto afectará la velocidad a la cual el alimento fluye a través de la celda. El área de la misma sección transversal a través del cual agua asciende. La razón máxima a la cual la aceleración toma lugar y se invierte La velocidad máxima de agua alcanzada en cada dirección.



CAPACIDAD DE LOS JIGS.

La capacidad de las cribas hidráulicas o jigs se calcula sobre la base de toneladas por unidad de tiempo y por unidad de superficie de la malla. Hay muchos factores que determinan la capacidad de los jigs. Entre otros tenemos los siguientes: a. Tamaño del mineral tratado. La capacidad es menor si el tamaño de partícula es fina, así por 2 ejemplo para un rango de 1 a 20 mm la capacidad será de 10 a 60 kg/h/dm . b. Superficie y malla. c. Tiempo del circuito. d. Diferencia de densidad entre los minerales a separar, siendo la capacidad menor si la diferencia es menor. e. Riqueza del mineral a tratarse y el concentrado a obtenerse. f. Espesor del material de la cama o lecho. 

CONSUMO DE ENERGIA.

El consumo de energía depende principalmente de:    

La gravedad específica del mineral. Espesor de la carga. Amplitud y número de las pulsaciones, y Superficie total de la malla.

En consecuencia, el consumo de energía oscila entre 0,2 a 2,0 HP/t de mineral alimentado, siendo el más alto para las partículas más gruesas. 

COSTO DE LA OPERACION EN JIGS.

El costo de operación en jigs depende de muchos factores:     

Localización de la planta. Costo de energía. Costo del agua. Costo de la mano de obra. Costos de mantenimiento del equipo. 15

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TRABAJO OPERATIVO DE UN JIG.

La instalación de un jig debe hacerse en una estructura de perfiles de acero o de concreto armado y debidamente nivelado. Para su operación se deben tener en cuenta lo siguiente, ver figura 3.10:  

 

Desplazamiento



Agua, cuya presión debe ser constante, siendo la mínima de 4 psi. Dilución de la alimentación, generalmente el volumen de agua es 3 a 5 veces mayor el volumen de sólidos. Cuando el sólido es fino el volumen de agua puede reducirse hasta 3 a 1, tal como en el caso de un jig que trabaja en circuito de molienda. Una dilución alta reduce la capacidad del jig y aumenta las pérdidas del mineral o metal valioso. Sin embargo es importante tener presente que el volumen no puede ser menor de 3 a 6 GPM por pie cuadrado de área de malla del jig. Longitud del stroke, que varía con la granulometría de la alimentación, es decir, cuanto más gruesa la alimentación mayor debe ser la longitud del stroke y menor la frecuencia. Una vez determinada la longitud y la frecuencia se experimentará variando el volumen de agua. Línea de ingreso del agua, cuyas válvulas compuerta se regulan de modo que la presión de ingreso registre entre 3 a 5 psi cuando los diafragmas están expandidos y debe estar en concordancia con el stroke. Carga de perdigones, la cual varía de 1 ½ “a 3” de espesor. El espesor es mayor cuando el mineral que se procesa es fino. Dentro de los límites, un aumento del espesor produce un concentrado de mejor ley y mejor radio de concentración. El espesor del lecho de mineral, no el de perdigones, se controla con una platina que está al lado de la descarga del jig.

Figura 3.10. Movimiento de las partículas en un Jig 16

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POSIBILIDADES DE APLICACIÓN DEL JIG. Las posibilidades de uso del jig en la minería son amplias. Particularmente en la minería aurífera puede ser utilizado tanto en la filoniana (de vetas o primaria) como en la aluvial. La experiencia ha demostrado que resulta muy eficiente en la recuperación de oro laminar y esponjoso, donde difícilmente es igualado por otros equipos gravimétricos. En la minería primaria puede instalarse inmediatamente después del molino primario, para recuperar el oro grueso, el oro laminar, el oro esponjoso y los sulfuros gruesos liberados, para impedir su retorno innecesario al molino en un circuito cerrado, evitando una mayor laminación del oro y la sobremolienda de los sulfuros que son contaminantes potenciales. También puede utilizarse para el enriquecimiento complementario de productos procedentes de otras etapas. En la minería aluvial puede también utilizarse como concentrador primario en vez o antes de las canaletas o utilizarse para el enriquecimiento complementario de preconcentrados. 

TIPOS DE CRIBAS HIDRÁULICAS O JIGS.

Estas cribas hidráulicas o jigs se pueden clasificar por:  

El método usado para causar la pulsación. El método de retiro del producto de mineral pesado.

Entre los equipos más utilizados tenemos los siguientes: El jig Harz, es uno de los equipos más antiguos, en el que el pistón se mueve verticalmente hacia arriba y hacia abajo dentro de un compartimiento separado. La celda consta de cuatro compartimientos sucesivos de los cuales los dos primeros producen un concentrado de alta ley y de los restantes se obtiene leyes más bajas. El concentrado se descarga por la parte inferior mediante una válvula compuerta. Ver figura 3.11.

Fig. 3.11. Esquema del Jig Harz. El jig de mineral DENVER se usa para extraer minerales pesados de los circuitos cerrados de molienda, evitando así la sobre-molienda. Es del tipo diafragma provisto con una válvula rotativa de agua que la hace a la cuba sólo en la carrera de succión. Se utilizan para la concentración de Tungsteno, oro, casiterita, barita, etc.. Ver figura 3.12.

Figura 3.12. Esquema de un Jig Denver.

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Fig. 3.13. Esquema del Jig Denver. El jig American Balanced. Es uno de los jigs más avanzados encontrados en el mercado de maquinaria para procesamiento de minerales. Consta de lo siguiente:      

Selecciona sus RPM con su motor controlado desde 45 a 280 strokes por minuto. El ajuste de la longitud del stroke dentro de 2 minutos entre ¼” a 1 3/4”. Usado para concentración de desbaste o limpieza. Es de bajo costo. Tamaños de 42”x42”, 26”x26” y 12”x12”. Bajo costo de operación y mantenimiento.

Se puede utilizar para todos los minerales pesados incluyendo los metales preciosos. Ver en la figura 3.10.

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Fig. 3.14. Esquema del jig American Balanced. El tamaño del jig se expresa generalmente por las dimensiones: Largo y ancho y largo de cada compartimiento, es decir: Tamaño = A x L Donde: A = Ancho de la celda. L = Largo de la celda. Existen también otras cribas hidráulicas como la Baum y la Batac, que operan en forma neumática, es decir, aire comprimido. Ver figuras 3.15 y 3.16.

Fig. 3.15. Esquema del Jig Baum

Fig. 3.16. Esquema del Jig Batac.

JIG CENTRÍFUGO KELSEY. El Jig centrífugo Kelsey (KCJ) es un cambio radical respecto de las configuraciones del jig convencional que se utiliza actualmente (Figura 3.17). El concepto del KCJ utiliza todos los parámetros de un jig convencional, así como la característica adicional de ser capaz de variar el aparente campo gravitacional. Esto da una mayor flexibilidad en la selectividad de aceleración de partículas. En caso de que, como en un jig convencional, se refieren únicamente a la dinámica de los

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movimientos inducidos específicos, el jig centrifugo toma un jig convencional y que gira en una centrifugadora. Esto lleva a los siguientes beneficios clave:      

Alta ley y recuperación. Separación eficiente de los minerales finos. Separación eficiente de los minerales con baja gravedad específica diferencial. Una sola etapa de procesamiento, sin mixtos. Operación continua real. Amigable al medio ambiente (no usa reactivos).

Los modelos disponibles son: 1. J200 KCJ - unidad de pruebas de laboratorio, con capacidad nominal de 15-100 kg/h de sólidos. 2. J1300 KCJ – unidad comercial más pequeña, con capacidad nominal de 2-30 t/h de sólidos. 3. J1800 KCJ - unidad comercial más grande, con capacidad nominal de 5-60 t/h de sólidos.

Figura 3.17. Jig centrífugo Kelsey INLINE PRESSURE JIG (IPJ) El Inline Pressure Jig (IPJ) es un separador gravitacional a presión en serie de alto volumen, que ha sido aplicado exitosamente tanto en aluviales como en roca dura. Se han logrado significativas ventajas en circuitos de molienda con minerales altamente abrasivos o en los cuales se han recuperado desechos para un posterior tratamiento preferencial antes de la remolienda. El IPJ se emplea mundialmente para recuperar oro nativo, sulfuros, cobre nativo, plata nativa, estaño / tantalio, diamantes y granitos. Actualmente, se está considerando su instalación para la recuperación de carbón, repurificación de plomo, magnetita, arenas y mineral de hierro. Las unidades se instalan en la carga circulante, con una alimentación del IPJ proveniente de la descarga del molino de hasta 14mm o de la descarga del hidrociclón. Los IPL también se instalan en operaciones con sedimentos, como unidades de recuperación primaria y secundaria (Figura 3.18).

Figura 3.18. Sistema de instalación del jig IPJ.

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El IPJ es único en cuanto a su diseño y empleo de conceptos de separación. La unidad se encuentra totalmente encapsulada como presurizada y combina una cama circular con una acción de harnero móvil. La encapsulación permite que el IPJ esté completamente lleno de partículas en suspensión y agua. Como resultado, la velocidad de las partículas en suspensión es retardada y la tensión superficial del agua es eliminada, mejorando el potencial de recuperación. El harnero es pulsado por medio de un eje pilotado. La longitud de la carrera y la velocidad del movimiento ascendentedescendente pueden ser modificadas según la aplicación. La apertura del harnero se puede variar dependiendo de la aplicación requerida. La separación de minerales, gemas y partículas de mineral se basa tanto en la densidad relativa como en el tamaño de la partícula y su forma. Las partículas de alta densidad relativa son acarreadas en el flujo del concentrado durante la carrera de succión de la plataforma y son descargadas en forma continua. La ganga más liviana es descargada sobre el tablero hacia el cono exterior. Tanto los concentrados como los residuos son descargados bajo presión. Ventajas 1. Bajo consumo de agua: El bajo impacto en el balance de agua permite a los operadores del circuito de molienda tratar la carga de recirculante completa y maximizar la recuperación gravitacional de minerales, gemas o material de desecho. 2. Alta tasa de recuperación: Por ser una unidad de descarga continua de concentrado, el IPJ brinda un alto grado de flexibilidad. La cantidad de masa puede variar de 0,5% a 30% para optimizar el desempeño de una aplicación particular. Minimiza los requerimientos de molienda: Al recuperar minerales o gemas por gravedad desde su fragmento más tosco, el potencial es mejorado y la sobre molienda es minimizada. 3. Amplia gama de alimentación y de tamaños de partículas para recuperación: Un tamaño de alimentación de hasta 30mm es aceptable, lo cual evita etapas de harneado adicionales. Fácil reubicación: Dada la naturaleza presurizada del IPJ, si se desea, este puede ser fácilmente reubicado a nivel de tierra y los desechos retornan al molino sin necesidad de bombeo adicional. Ahorro en costos: El diseño del IPJ es muy eficiente para los volúmenes que trata. Como resultado, el ahorro en costos operacionales y de capital pueden ser significativos.

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Figura 3.19. Esquemas del Jig IPJ.

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Especificaciones Técnicas Modelo IPJ Capacidad Máx. (tph) Tamaño alimentación Máx. (mm) Conc. (tph sólidos) Potencia instalada (kW) Max. Presión Op. (kPa) Depósito agua (1/s) Peso seco (kg) approx.



600 2 6 0.03-0.6 1.5 180 0.1-0.5 200

1500 50 30 0.3-10 1.5 200 2-10 1900

2400 100 30 1-20 2.2 200 6-15 3800

CONCENTRACION POR SUPERFICIES VIBRATORIAS.

Este tipo de concentración gravimétrica se fundamenta también en la diferencia de densidades de los minerales a ser separados, que consiste en hacer pasar una corriente laminar de pulpa sobre una superficie levemente inclinada a la cual se la somete a vibración para mejorar la estratificación y la separación de los minerales valiosos de la ganga (Figura 3.20).

Fig.3.20. Movimiento de partículas en un plano inclinado El equipo más representativo de este tipo de concentración es la mesa vibratoria, del cual nos ocuparemos a continuación. 

MESA VIBRATORIA.

Desde el punto de vista metalúrgico, la mesa vibratoria es el equipo más eficiente de concentración gravimétrica, por ello es que se utiliza para concentrar partículas finas que no se pueden tratar en un jig. Consiste de un plano rectangular ligeramente inclinado, de pendiente ajustable de 0 a 6 que va desde el punto de alimentación hasta el punto de descarga. La superficie de la mesa es de un material pulido adecuado, que puede ser de madera, caucho o fibra de vidrio, la cual presenta un arreglo de tiras separadoras (rifles) cuya altura disminuye a lo largo de su longitud hacia el extremo de descarga y es de varias formas a fin de mejorar la ley y la recuperación. A esta mesa se le aplica una vibración diferencial a lo largo de su eje horizontal. Esta acción no sólo abre el lecho para permitir que se hundan las partículas pesadas, sino que su asimetría proporciona el transporte de las partículas a lo largo de la mesa (Figura 3.21).

Fig. 3.21. Esquema que muestra la acción de la aceleración lateral y los efectos de la corriente laminar, que origina que los minerales se separen sobre una mesa vibratoria. 23

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

VARIABLES DE LA MESA VIBRATORIA.

1.

Variables de diseño.  Forma de la mesa que puede ser rectangular o romboidal.  Material de la superficie de la mesa, que puede ser madera, caucho o fibra de vidrio.  Forma de las tiras separadoras (rifles).  Forma o patrón de distribución de las tiras.  Aceleración y desaceleración.  Presentación de la alimentación, que puede ser mineral de granulometría gruesa, media o fina. Velocidad de trabajo.  Velocidad del motor.  Tamaño de la polea. Carrera o stroke.  Ajuste del stroke o vibrador, que generalmente varía de 10 a 25 mm o más, velocidades de 240 a 325 golpes por minuto. Controles de operación.  Inclinación de la mesa, que se regula manualmente con una volante, para conseguir la mejor separación de las especies valiosas.  Densidad de la pulpa de alimentación, que es variable de acuerdo al mineral a tratarse, para menas metálicas normalmente la alimentación está entre 20 y 25 % de sólidos por peso y para menas de carbón se utiliza pulpas de 33 a 40 % de sólidos.  El agua de lavado, que varía de unos cuantos litros hasta casi 100 l/min. De acuerdo al mineral alimentado.  Posición de los partidores del producto (Figura 3.22).

2.

3.

4.

Fig. 3.22. Productos en una mesa vibratoria. 24

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Figura 3.22 a: Mesa Gemeni para oro La efectividad de todas las mesas depende de la homogeneidad del material de alimentación y de la densidad de pulpa -particularmente de la densidad- ya que cualquier fluctuación altera las condiciones de transporte del agua hacia afuera de la corriente. Ventajas:          

Descarga continua de productos Permite obtener toda una gama de productos (concentrados, mixtos, colas) Comportamiento visible del material sobre el tablero Costo relativamente bajo (de producción local) Gran flexibilidad Manejo y supervisión relativamente simple (t/h) Posibilidad de recuperar otros minerales valiosos acompañantes Alta seguridad en las condiciones de trabajo Buena recuperación y un alto índice de enriquecimiento, poco uso de agua y energía Posibilidad de su producción en países en desarrollo.

Desventajas:    



Precio relativamente alto (en relación a su capacidad) Requiere alimentación constante (si no, la posición de las cejas varían demasiado sobre el tablero) Requiere supervisión continua Requiere motor

USO DE LA MESA VIBRATORIA.

Principalmente se puede usar en la minería aurífera filoneana (vetas), para la recuperación de oro fino y muchas veces para la recuperación de piritas auríferas como subproducto comerciable. Este último constituye además un contaminante cuando se descarta en las colas a los ríos y lagunas; su separación o recuperación significa una valiosa contribución a los propósitos de mitigación de este impacto ambiental y un ingreso adicional. Las mesas sirven también para enriquecer pre-concentrados gravimétricos obtenidos por otros equipos (canaletas, espirales, etc.) y para producir concentrados de alta ley (que en algunos casos se pueden fundir directamente). Además la mesa vibratoria se utiliza principalmente para la concentración de menas metálicas de estaño, hierro, tungsteno, tantalio, titanio, circonio, plata, uranio, torio, etc. y menas no metálicas tales como mica, baritina, carbón etc.. 25

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MESA BARTLES-MOZLEY.

Este equipo es un concentrador gravimétrico que consiste de un conjunto suspendido de 40 cubiertas de fibra de vidrio dispuestas en dos grupos de 20. Cada cubierta tiene 1,2 m de ancho por 1,5 m de largo y están separadas por un espacio de 13 mm adecuado para el sistema de alimentación. La operación es semi-continua, debido a que la alimentación a las 40 cubiertas demora 35 minutos, luego se interrumpe brevemente el flujo mientras se inclina la mesa para retirar el concentrado por lavado (Figura 3.23). Este concentrador es capaz de recuperar partículas hasta de 10 micrones, por ello es que se le utiliza para recuperar partículas finas de casiterita, scheelita, oro, plata, etc. Las principales ventajas de este equipo concentrador son:

Fig. 3.23. Esquema de un Concentrador Bartles-Mozley. 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 

Es una máquina de alta capacidad, tratando hasta 450 l/min. de pulpa. Es capaz de tratar una pulpa muy diluida con un bajo contenido de minerales valiosos. Ocupa poco espacio. No requiere de cimentación. Bajísimo consumo de energía. Se puede instalar dentro de cualquier diagrama de flujo sin causar perturbaciones. La recuperación de minerales es buena hasta 5 micrones. Consume poca agua de lavado.

SEPARADOR MULTIGRAMÉTRICO MGS.

Richard Mozley Limited ha diseñado un nuevo MGS de gran capacidad: El MeGaSep, que esencialmente es semejante a una mesa vibratoria potente y compacta, en la que la tradicional superficie horizontal se encuentra envuelta en un cilindro cónico, el cual al rotar con rapidez 27

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desarrolla un fuerte campo gravitacional, idóneo para la recuperación de partículas ultrafinas. Las partículas contenidas en la alimentación son separadas en una delgada película dinámica de agua, sometida a la acción de una fuerza varias veces superior al de la gravedad. Cabe destacar que una vez que los parámetros han sido definidos se requiere una intervención mínima del operador para lograr una separación eficiente (Figura 3.24). Con este equipo se puede lograr capacidades de 25 a 50 t/h de mineral pesado y fino de carbón. Actualmente se está utilizando en la recuperación de estaño y de carbón, óxidos base metal, sulfuros, oro, platino, diamantes, depósito de relaves y otros. Los beneficios operacionales y características de diseño son.       

Alta capacidad. Separación fina y ultrafina (hasta 2 micrones). Eficiente energía. Mantenimiento mínimo. Requiere mínima supervisión. Costos más bajos con respecto a los circuitos de concentración gravimétrica convencional o flotación. No requiere de reactivos físicos o químicos.

Fig. 3.24. Esquema del MeGaSep Mozley. Las aplicaciones típicas son: 28

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

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Óxidos de metales base Sulfuros Oro Metales Preciosos Minerales industriales Carbón Depósitos de relaves De remediación de suelo

CONCENTRACION POR PELICULAS O CORRIENTES LAMINARES.

En este caso, lo que se aprovecha es que, los flujos de películas líquidas de carácter laminar, pueden ser fácilmente adaptadas para concentrar minerales en base a sus densidades y en una superficie inclinada, lo cual va ha caracterizar a los equipos concentradores (Figura 3.25).

Fig. 3.25. Movimiento de partículas en una corriente laminar. De acuerdo a la Figura 3.25, consideremos la trayectoria de partículas que caen en la superficie de un líquido en movimiento en pendiente hacia abajo. Cada partícula que tiene una fuerza hacia abajo actuando sobre ella, proporcional a su tamaño y densidad, será separada verticalmente, conforme las partículas caen. Al mismo tiempo, debido al movimiento del fluido, la partícula es llevada una distancia horizontal, la cual es función del tiempo de su caída vertical. Esto quiere decir, que al 29

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momento de contacto con la superficie plana, la partícula más grande y más pesada, caerá más cerca del punto de entrada al fluido y el material más pequeño y más liviano, se dirigirá más lejos del punto de ingreso.

Fig. 3.26. Fuerzas aplicadas por la corriente de agua a una partícula sumergida.

Fig. 3.27. Efecto de clasificación de las fuerzas de rodamiento y deslizamiento, sobre partículas de diferentes amaños y densidades. Según lo indicado en las figuras 3.26 y 3.27, podemos notar que el efecto combinado de la fuerza de gravedad, de rodamiento y de deslizamiento produce un ordenamiento de partículas pendiente abajo de:   

Partículas finas de alta densidad. Partículas gruesas de alta densidad y pequeñas de baja densidad. Partículas gruesas de baja densidad.

En consecuencia, la selección de las condiciones más ventajosas para la concentración por corrientes o películas laminares requiere del:    

Ajuste de la pendiente. Espesor de la película o corriente. Velocidad de flujo. Tamaño de partícula.

Del mismo modo, el flujo de la película o corriente laminar afecta a las partículas en la parte más baja de la película de acuerdo a:       30

Inclinación o pendiente del tablero. Profundidad de la película de fluido. Viscosidad del fluido. Fricción entre el tablero y partícula. Forma de la partícula. Densidad de la partícula.

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EQUIPOS. Entre los equipos que se han diseñado bajo este principio los más utilizados son los siguientes:   

A.

El canalón ahusado. El cono Reichert El espiral Humphreys.

EL CANALÓN AHUSADO.

Consiste en una artesa inclinada de casi 1 m de longitud, estrechándose desde 200 mm de ancho en el extremo de alimentación hasta casi 25 mm en la descarga. La pulpa con 50 a 60% de sólidos entra suavemente y se estratifica a medida que ésta desciende hasta que el extremo de descarga estos estratos se separan por medio de partidores ajustables. Este equipo se muestra en la figura 3.28.

Fig. 3.28. Esquema de un canal ahusado. B.

EL CONO REICHERT.

Está diseñado para aplicaciones de alta capacidad, desarrollado en Australia para tratar arenas de playa conteniendo titanio y luego se aplica para casi todos los minerales y metales pesados. Una unidad simple consiste de varias secciones de cono apilados verticalmente, para permitir varias etapas de enriquecimiento. Los conos están hechos de fibra de vidrio y están montados en bastidores circulares de más de 6 m de alto. Cada cono es de 2 m de diámetro y no hay partes móviles en la unidad. La pulpa alimentada se distribuye uniformemente alrededor de la periferia del cono y a medida que fluyen al centro del cono las partículas pesadas se separar en el fondo de la copa. Este concentrado se extrae por una ranura anular en el fondo del cono concentrador y la parte de la capa que fluye por una ranura constituye las colas o relave. Ver figura 3.29 Las principales características operacionales de los conos Reichert son:  



Alta capacidad. Funcionan normalmente con 65 a 90 ton/h de sólidos y en casos excepcionales, con 40 a 100 ton/h. Operan con pulpas de 55 % a 70 % de sólidos. El consumo de agua en una planta depende de la ley de la mena a ser tratada. Menas conteniendo alto porcentaje de minerales pesados requieren porcentajes de sólidos más bajos y consecuentemente demandan mayores volúmenes de agua. La cantidad de agua 3 varía de 20 a 35 m /h. Los conos aceptan partículas de hasta 3 mm, a pesar de que los tamaños óptimos superiores deban ser entre 0,5 y 0,6 mm, y los inferiores entre 0,04 y 0,05 mm. En casos excepcionales, se puede obtener una buena concentración con partículas de hasta 0,02 mm. La presencia de lamas en la alimentación aumenta la viscosidad de la pulpa, retardando la separación y reduciendo la eficiencia. En el caso de altos porcentajes de lamas se puede utilizar un ciclón deslamador antes de los conos. 31

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Algunas aplicaciones de los conos Reichert son:  Concentración de minerales pesados de arenas de playas de bajas leyes.  Concentración de minerales de hierro.  Concentración de minerales de estaño.  Recuperación de minerales pesados (uranio y zirconio) de los relaves de flotación de menas de cobre

Fig. 3.29. Esquema de un cono Reichert. C.

ESPIRAL HUMPHREY.

Este equipo se introdujo al procesamiento de minerales en 1943 para tratar arenas portadoras de cromo, fue utilizado posteriormente para tratar arenas de playa con contenido de ilmenita, rutilo, circón, monacita , casiterita, volframita, scheelita hubnerita y oro. El espiral Humphreys está compuesto de un conducto helicoidal de sección transversal semicircular modificado. La pulpa de alimentación de entre 15 a 45% de sólidos en peso y con granulometría entre 3mm a 75 micrones, se 32

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introduce por la parte superior del espiral y a medida que fluye helicoidalmente hacia abajo, las partículas más gruesas y pesadas se concentran en una banda a lo largo del lado interior de la corriente. Las puertas para descargar las partículas pesadas están localizadas en los puntos más bajos de la sección transversal. El agua de lavado, que se agrega en el borde interior de la corriente, fluye exteriormente a través de la banda de concentración. El ancho de las puertas para extraer las bandas de concentrado se controla mediante separadores ajustables y las colas o relaves se descargan por el extremo más bajo del conducto del espiral.

6' 4"

Los espirales están hechos con pendientes de inclinación variable. Los ángulos poco profundos se usan para las operaciones más difíciles que implican pequeña diferencia en la gravedad específica y los ángulos más inclinados proporcionan mayores capacidades pero producen concentrados de baja ley y alta recuperación. La capacidad varía de 1 a 3 t/h con espirales de baja pendiente hasta casi el doble para las unidades más inclinadas. La longitud del espiral es normalmente de 5 o más vueltas para concentración de desbaste y de 3 vueltas para unidades de limpieza. Los espirales modernos se construyen de fibra de vidrio y plástico, con revestimiento de hule. Ver figura 3.30.

Fig.3.30. Esquema de un espiral tipo Humphreys. 33

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D. CONCENTRADORES CENTRÍFUGOS – CONCENTRADOR KNELSON. El concentrador KNELSON (figura 3.31) es un equipo que pertenece a los concentradores centrífugos que opera a alta fuerza de centrifugación, lo cual permite recuperar el oro hidrofóbico o flotante, debido a que obliga a las partículas de tamaños menores a m400 a mojarse y a hundirse en el agua y separarse gravimétricamente. En este concentrador debido a la centrifugación, los sólidos de la pulpa tienen una gravedad específica amplificada por un factor de valor 60 (60 gravitys); así el oro con una gravedad específica de 19 y la arena negra con 8, tiene una fuerza de trabajo de 19x60 = 1140 y 8x60 = 480, respectivamente. Al alimentar la pulpa se establece un lecho o zona de concentración donde las partículas más pesadas quedan atrapadas en el lecho. A través de unas perforaciones existentes en la pared del cono se inyecta agua para evitar la compactación del lecho y crear cierta fluidez que permita concentrar las partículas de mayor densidad.

Fig. 3.31. Esquema del Concentrador KNELSON Los equipos más grandes de este tipo pueden tratar hasta 90 t/día y ya están automatizados.

Figura 3.32.a El Concentrador Knelson y su instalación Todos los concentradores Knelson ofrecen:      34

Recuperación rápida y eficiente a bajo costo Operación confiable y sin problemas Bajo costo de inversión, operación y mantenimiento Operación no contaminante y sin peligro para el medio ambiente Total seguridad del concentrado

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Total automatización disponible en todos los modelos

Con la idea de surtir únicamente productos de la más alta calidad, los Concentradores Knelson son producidos con:  Piezas que van en contacto con la humedad construidas en acero inoxidable resistente a la corrosión (también disponibles en acero dulce)  Recubrimientos y partes de desgaste muy resistentes en materiales especiales  Cono concentrador de poliuterano de larga duración  Estándares de soldadura CWB (Canadian Welding Bureau)  Estándares CSA de los sistema eléctricos (Canadian Standards Association) FUNCIONAMIENTO Dentro del Concentrador Knelson las partículas son sometidas a 60 veces la fuerza de la gravedad para asegurar la recuperación de partículas microscópicas que antes se pensaba eran no recuperables por medios gravimétricos. Esta fuerza centrífuga junto con el patentado proceso de fluidificación, permite que el Concentrador Knelson logre resultados excepcionales y así es como trabaja: 1. El Agua es introducida a través de una serie de agujeros de fluidización al cono de concentración que está girando 2. Los lodos son introducidos a través del tubo estacionario de alimentación. 3. Cuando los lodos llegan al fondo del cono, éstos son forzados por la fuerza centrífuga, hacia arriba en la pared interior del cono 4. Los lodos llenan cada anillo a su total capacidad, creando una cama de concentrado. 5. La compactación de la cama de concentración se evita por medio del proceso patentado de fluidificación. A medida que el agua es inyectada a los anillos, se controla el flujo para alcanzar fluidificación óptima. Las partículas de alto peso específico son retenidas en el cono concentrador. 6. Cuando el ciclo de concentración se completa 1, se lavan los concentrados del cono y descargan en la artesa de concentrados del Knelson a través del cubo patentado multipuertas. Este proceso puede ser terminado en 2 minutos sin riesgos de seguridad. OPERACIÓN AUTOMATIZADA DE UN CONCENTRADOR KNELSON. No es necesario automatización para operar un Concentrador Knelson, sin embargo para evitar errores humanos, por razones de seguridad, por confiabilidad y menor costo de operación, algunas operaciones mineras prefieren las ventajas que se obtienen de usar una automatización en el Concentrador Knelson. El Sistema de Control Independiente: KC-ICS ha sido desarrollado para ofrecer una operación completamente automatizada e infalible de los modelos CD y XD de Knelson, ambos equipados con un sistema de válvulas y tuberías especiales (KC-AP). El ICS les ofrece el más avanzado control de funciones del proceso y puede ser utilizado en cualquier tipo de instalación. El sistema utiliza una pantalla digital a color que es fácil de usar. Está conectada a un Control Lógico Programable (PLC) que activa todas las funciones. El KC-ICS ofrece extensa capacidad para almacenar datos, programar mantenimientos, controlar el acceso de operarios y supervisores con diferentes códigos y proveer datos sobre problemas ocurridos. Puede integrarse como opción al Sistema de Control de Distribución General de la planta sin perder ninguna característica de control (Figura 2.33).

Figura 3.33. Concentrador Knelson automatizado 35

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El Sistema de Control Independiente Junior (KC-ICSjunior El ICS junior incluye componentes sólidos y un control lógico totalmente programable, dando a la unidad la misma funcionalidad que el ICS. Si bien el ICS junior no cubre todo el rango de posibilidades del ICS en cuanto al manejo de datos y controles, ofrece las mismas características de función como: control del ciclo de concentración, lavado, purga, apagado de operación por alta-baja presión, apagado por sobrecarga del motor, funciones de seguridad de acceso, y la opción de procesamiento de datos al sistema principal en el centro de cómputo de la planta La ventaja es que el ICS junior puede ser adaptado a cualquier máquina Knelson CD o XD que esté equipada con un sistema de tuberías manual. El Concentrador Knelson también se utiliza para la recuperación de Mercurio (KC-MR) y está diseñado para recuperar mercurio simultáneamente con oro y otros metales preciosos. Se ha demostrado que el KC-MR recupera 98% de mercurio metálico elemental, ya sea en su estado natural, presentándose como un producto secundario de una operación minera previa, o que haya ocurrido como resultado de otros procesos industriales. Durante su operación el KC-MR continuamente descarga mercurio en un tanque acumulador. El mercurio puede extraerse luego sin riesgo para tratamiento posterior. El KC-MR puede operarse ya sea con un sistema de control manual o con el Sistema Independiente de Control Knelson (KICS) para lograr una completa automatización

Figura 3.34. Concentrador Knelson en operación, automatizado. En la Figura 3.35 se muestra la instalación de concentradores Knelson sustituyendo tres concentradores gravimétrico: Cono Reichert, Espiral y Mesa gravimétrica.

Figura 3.35. Diagrama de flujo de instalación reemplazante de Concentradores Knelson.

El KC-MR ofrece:   36

Recuperaciones rápidas, eficientes y a bajo costo Operación confiable y sin problemas

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Recuperación de hasta 98% de mercurio nativo Recuperación simultanea de Mercurio, Oro y otros metales preciosos Bajos costos de Capital y bajos costos de Operación Un sistema que ha resuelto los problemas de seguridad Opciones disponibles para total automatización No requiere de productos químicos y protege el medio ambiente

E. CONCEMTRADOR FALCON. El concentrador FALCON, está diseñado para producir concentrado en forma continua que puede llegar a representar hasta el 40% de la masa. Su diseño es simple y consta de una sola parte móvil, la cual produce una fuerza de 300 gravitys. El material de construcción del equipo es acero inoxidable 316, caucho, poliuretano, tungsteno carbono y Ni-Hard. El objetivo primario de este equipo es maximizar la recuperación y disminuir la masa entrante a los procesos ulteriores. Esto hace al equipo perfecto para pre-concentrar o re-tratar flujos, pues no se emplea agua adicional de proceso y los concentrados producidos están efectivamente deslamados y desaguados, con porcentajes de sólidos hasta del 70%. El concentrador FALCON, modelo C, se emplea para tratar todos los minerales y metales, especialmente en:     

Re-tratamiento de oro fino y sulfuros de relaves de flotación o cianuración. Preconcentración antes de la cianuración para maximizar la eficiencia. Re-tratamiento de relaves de tantalio y estaño fino. Remoción de ceniza y sulfuros del carbón. Preconcentración de depósitos aluviales de oro y plata

Figura 2.36. Esquema del Concentrador FALCON FUNCIONAMIENTO. Las partículas en el flujo de alimentación son sometidas a fuerzas de gravedad hasta de 300 gravitys y son segregadas de acuerdo a su gravedad específica mientras discurren por la pared lisa del rotor. Las capas más pesadas son recuperadas en forma continua mediante el empleo de un flujo controlado por un sofisticado diseño de descarga a través de toberas de abertura variable. Esta unidad no requiere interrupción de la carga de alimentación o del empleo de agua de proceso. El concentrado producido estará deslamado y parcialmente desaguado. El flujo conteniendo los elementos livianos es eliminado como relave por la parte superior del rotor. 37

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El concentrado es producido continuamente con un porcentaje de sólidos mayor a 70%. Este material puede ser enviado directamente a remolienda o puede ser diluido para procesos subsiguientes. No se emplea agua de proceso. No se afecta el Balance de agua del sistema. Está también automatizado.

ESPECIFICACIONES Para seleccionar un equipo se debe tener en consideración lo siguiente:   

Capacidad de alimentación Porcentaje de sólidos Tamaño de partículas

= Hasta 100 t/h = 45% de sólidos por peso. = Hasta m20.

Figura 2.37. Dimensiones e instalación de un concentrador FALCON. Cuadro 2.1. Especificaciones técnicas de un Concentrador FALCON

Especificaciones técnicas de diferentes modelos de concentradores FALCON. 38

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MODEL

L40 SB250 US t/h 0.0 - 0.3 1-9 SOLIDS CAPACITY t/h 0 - 0.25 1–8 US gpm 10 75 MAX SLURRY CAPACITY l/min 38 285 in2 44 265 CONCENTRATING SURFACE AREA cm2 285 1710 upper 200 200 G-FORCE RANGE lower 50 50 lb 81 800 MACHINE WEIGHT kg 37 365 hp 0.5 3 MOTOR POWER kW 0.4 2.2 US gpm 1-5 8 - 12 PROCESS WATER m3/h 0.24 -1.2 1.8 - 2.7 in 0.06 0.1 MAXIMUM FEED PARTICLE SIZE mm 1.5 2.5 in 19 44 A cm 49 112 in 12 30 DIMENSIONS B cm 31 76 in 20 58 C cm 51 150

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SB750 6 – 52 5 - 47 350 1325 825 5320 200 50 2500 1135 10 7.5 25 - 40 6-9 0.25 6 48 122 48 122 68 173

SB1350 26 – 126 23 – 114 625 2365 1350 8710 200 50 5380 2445 20 15 35 - 65 8 - 15 0.25 6 61 155 61 155 88 225

SB2500 46 – 226 42 – 206 1250 4730 2700 17445 200 50 9670 4395 40 30 65 - 105 15 - 24 0.25 6 73 185 73 185 104 265

SB5200 116 – 365 105 – 330 2400 9085 5055 32615 200 50 20,650 9386 75 56 150 - 180 30 - 42 0.25 6 93 236 93 236 144 365

Especificaciones técnicas de Comncentradore FALCON de la Serie UF

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PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALURGIA III MODEL MAX SOLIDS CAPACITY MAX SLURRY CAPACITY RECOMMENDED PULP DENSITY MAX RECOMMENDED PARTICLE SIZE CONCENTRATING SURFACE AREA G-FORCE RANGE MACHINE WEIGHT MOTOR POWER PROCESS WATER

DIMENSIONS

Lbs./h Kg./h US gpm l/min

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UF40* 40 18 0.5 2.5

UF600 800 360 15 50

w/w

+/-15%

Micron

75-100

in2 cm2 upper lower lbs kg hp kW US gpm m3/h in A cm in B cm in C cm

~40 ~260 400 200 81 37 0.5 0.4

~600 ~3900 400 200 2500 1135 10 7.5

UF6500 20,000 9,000 200 800

~6500 ~42,000 350 200 22,500 10,227 150 112

None Required 19 49 12 31 20 51

48 122 48 122 68 173

93 236 120 305 151 383

A continuación se da un cuadro comparativo de equipos de concentración gravitacional. EQUIPO APLICACIÓN Canal o Placeres Sluice Jig

Mesa Vibratoria

Espiral

Cono Reichert

Concentrador centrífugo

GRANULOMETRIA Oro grueso de una amplia granulometría. Actualmente puede recuperar partículas +0,15 mm (+m100) Menas en Oro grueso +0,850 mm (m3 a m20). Oro fino, general algunos equipos pueden recuperar hasta 0,075 mm (m200). Menas, Oro fino, -0,850 mm (m20 a m400) concentrados y otras pulpas finas. Menas, Oro fino (m9 a m400) concentrados y otras pulpas finas Menas, Oro fino (m7 a m400) concentrados y otras pulppas finas Gravas, Oro fino, hasta 0,037 mm recupera bien. minerales, relaves y otras pulpas.

RANGO DE TRATAMIENTO 50 a 60 m3/h

RECUPERA-CIÓN (%) 40 a 70

Variable

40 a 70

Variable

40 a 70

0,5 a 2,5 t/h

50 a 80

sobre 60 t/h

50 a 80

Tamaños de 4, 14, 36 y 90 t/h

50 a 85

EL SPINNER GEKKO O JIG GEKKO Se aplica para tratar Concentrados de oro y también para mejorar los concentrados del Separador Gravitacional a Presión en Serie (IPJ) y recuperar desechos de mesa vibrante. El Spinner Gekko es un nuevo producto introducido al procesamiento de minerales - la separación o concentración por gravedad-, para mejorar el proceso de sustitución de los concentrados de oro por gravedad por oro de grado de fundición. El Spinner en Serie es un concentrador centrífugo totalmente automático que puede ser usado para sustituir concentrados del Separador Gravitacional a Presión en Serie (IPJ) o los concentrados provenientes de cualquier otro aparato gravitacional. Entre las principales ventajas se tiene (ver figura 2.38):  40

Cero consumo de agua

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Ciclo de descarga automático Baja tasa de mantención Alta Seguridad

Especificaciones del ISP 02 Rendimiento: Consumo de agua: Tazón: Entrada de agua: Potencia: Tamaño alimentación: Velocidad Tazón: Salida: Entrada: Suministro Aire: PLC: Panel Visor: Peso por ciclo:

2’3 DTPH Aprox. 30 Lts. por cada ciclo de descarga Poliuretano fundido maquinado 25mm BSP 2.2Kw #c,N,E Menor de 4mm Aprox. 100 rpm Acoplamiento Tabla “D” 80mm Acoplamiento Tabla “D” 50mm Instrumento Aire 6mm Allen Bradley Micrologic 1000 Allen Bradley Microview El peso del concentrado por ciclo, es de aproximadamente 1 Kg

Figura 2.38. Esquema del Spinner Gekko



APLICACIONES DE LA CONCENTRACION GRAVIMETRICA.

Como se dijo anteriormente, la concentración gravimétrica está cobrando importancia en el procesamiento de minerales por sus costos bajos de operación y su muy reducida contaminación ambiental. En nuestro País la concentración gravimétrica se utiliza para recuperación de casiterita (SnO 2) mina San Rafael - , volframita [(Fe,Mn)WO4] - Mina Pasto Bueno - , Oro aluvial o filoneano. A continuación se da algunos diagramas de flujo, en el cual se muestra el uso de los distintos equipos antes mencionados. Unidad Minera San Rafael Está situada en el departamento de Puno, a una altitud que varía entre los 4,500 y 5,200 m.s.n.m. en la cordillera oriental de los Andes del Perú. La mina San Rafael es la principal productora de estaño en el país y una de las más importantes del mundo. Los métodos de explotación en subsuelo empleados son el almacenamiento provisional y el derribo por subniveles con capacidad de extracción de 2,700 toneladas/día, con leyes que promedian el 5% de estaño. En la planta concentradora, adyacente a la mina, se realiza el chancado, trituración, molienda y concentración del mineral producido. Este mineral es alimentado a un circuito de concentración gravimétrica en jigs, donde se recupera el 50% del estaño obtenido. El material remanente es molido 41

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a un grado de mayor finura y remolido a malla –100 micrones antes de ser sometido a flotación, con lo que se alcanza una recuperación total del 90%. Los concentrados con ley promedio de 60% de estaño son enviados a Pisco. En la actualidad la mina y la planta concentradora han alcanzado una capacidad de extracción y procesamiento de minerales de 2,700 TM/día. Este nivel de producción se complementa con la operación de nuestra unidad metalúrgica de fundición y refinería de estaño, actualmente con capacidad de 40,000 TM/año de estaño refinado. En las operaciones mineras se aplica el método de explotación “Sub Level Stopping” con la variante Large Blast Hole (LBH) para este tipo de yacimiento que tiene una roca encajonante dura y competente; con un acceso a través de una rampa principal Se preparan bancos con subniveles de 25m de altura, los que conformarán los niveles de perforación y voladura. Por cada 3 a 4 subniveles se preparan niveles de extracción con el desarrollo de galerías paralelas a la estructura mineralizada. Las labores complementarias para el trabajo de minado son las chimeneas de cara libre y el desarrollo de rampas auxiliares de acceso entre subniveles que permiten diversificar la secuencia de perforación y voladura y así obtener un volumen y ley de mineral homogéneos que deben ser suministrados a la planta concentradora. A nivel de Planta Concentradora se trata el mineral de casiterita (SnO2) a razón de 2700 TMS diarias, con leyes promedio de cabeza de 4.95% Sn y recuperaciones de 91%. Se utilizan dos métodos de concentración: gravimétrico (en jigs y mesas) con una flotación inversa y flotación directa de la casiterita. El mineral extraído de la mina pasa por un proceso de reducción de tamaño en tres etapas: chancado primario, secundario y terciario hasta llegar a 3/8” o menos. Con este material se inicia la concentración gravimétrica en jigs Gekko y Bendelari donde se recupera el 50% del estaño contenido. El material remanente es molido a un grado de mayor finura, tratado en mesas concentradoras y remolido a malla. Los concentrados provenientes de los jigs son remolidos en molinos y al igual que el concentrado de las mesas se someten a flotación de sulfuros y a circuitos de relimpieza en espirales y jigs duplex, elevando las leyes a un 63% Sn. Los concentrados gravimétricos y los de flotación directa después de ser filtrados por los filtros de banda y de prensa, respectivamente, se almacenan por separado y son envasados en sacos de 1250 a 1500 kg., formando lotes de 30 toneladas. A continuación se muestran 3 diagramas de flujo de dicha Planta Concentradora que no necesariamente será la que encuentren cuando la visiten, pues cada cierto tiempo se cambia el diagrama de flujo.

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Sistema de control automático del procesamiento de minerales

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