Principio de procesamiento de minerales en la caja de criba

Las partículas minerales se separan en una canaleta bajo la acción combinada de la gravedad, la fricción y el flujo de agua. El flujo de agua en la canaleta es turbulento, y su movimiento incluye no solo un flujo inclinado paralelo al fondo de la canaleta, sino también vórtices y saltos hidráulicos perpendiculares al fondo. Estos dos tipos de flujo ascendente no solo aflojan el lecho, sino que también contribuyen a que las partículas minerales se estratifiquen según su densidad. El resultado de la estratificación es que las partículas más densas y gruesas se sitúan en la capa inferior, mientras que las partículas menos densas y más finas se sitúan en la capa superior. Impulsadas por el flujo de agua inclinado, las partículas minerales se depositan en distintos puntos respecto al punto de alimentación. Las partículas más gruesas y densas se depositan primero, más cerca del punto de alimentación, y forman la capa inferior del lecho en ese punto. Las partículas más finas y menos densas se depositan más lejos del punto de alimentación y forman la capa superior del lecho en ese punto. Tras sedimentarse en el fondo de la caja de criba, las partículas minerales continúan avanzando a lo largo del fondo de la caja de criba impulsadas por el flujo de agua. Durante el proceso, las partículas minerales finas de la capa superior, especialmente aquellas de alta densidad, pasarán a través de los huecos entre las partículas gruesas y se desplazarán hacia la capa inferior bajo la influencia de la gravedad. Los huecos entre las partículas minerales son mayores cuando están en movimiento que cuando están inmóviles, lo que hace que la segregación y la estratificación sean más pronunciadas. Si la segregación es demasiado fuerte, incluso las partículas más finas y de menor densidad se desplazarán hacia la capa inferior, reduciendo la eficiencia de la separación. A medida que las partículas minerales avanzan por la rampa, se produce una resistencia por fricción entre las partículas y el fondo de la rampa, así como entre las propias partículas. Debido a las diferencias de densidad y tamaño de las partículas, el coeficiente de fricción también varía, lo que da lugar a diferencias de velocidad entre las partículas. Por lo tanto, las partículas minerales más densas situadas en la parte inferior experimentan una menor fuerza de corriente de agua y una mayor fuerza de fricción, por lo que se desplazan lentamente o no se mueven en absoluto a lo largo del fondo de la rampa; las partículas minerales menos densas situadas en la parte superior experimentan una mayor fuerza de corriente de agua y una menor fuerza de fricción, por lo que se desplazan más rápido. Las partículas minerales gruesas experimentan una fuerza de corriente de agua mucho mayor que las partículas finas, y su velocidad de movimiento es mayor que la de estas últimas.

Enriquecimiento mediante cajas de canal Se utiliza ampliamente para el tratamiento de minerales de metales raros, como el oro, el platino, el estaño, el hierro y el tungsteno. Es un método de enriquecimiento habitual para el tratamiento de yacimientos aluviales de baja ley.

2.5.2 Cajas de compuertas

Existen muchos tipos de canales de lavado, que pueden clasificarse según el tamaño de las partículas del mineral que procesan: (1) Canales de lavado para arena gruesa, que procesan minerales con un tamaño de partícula superior a 2-3 mm, con un tamaño máximo de partícula de alimentación de 100-200 mm. Entre ellas se incluyen principalmente las cajas de canal fijas, las cajas de canal Ross y las cajas de canal de cinta con rejillas; (2) Cajas de canal para partículas finas, que procesan materiales con un tamaño de partícula de 2 a 0,074 mm. Entre ellas se incluyen principalmente las cajas de canal convergentes y los concentradores cónicos;

(3) Canales de clasificación de partículas microfinas (canales de clasificación de lodos), que procesan materiales con un tamaño de partícula de entrada inferior a 0,074 mm, con un límite efectivo de recuperación de partículas de 0,01 mm. Entre ellas se incluyen principalmente los concentradores Moritz (lecho basculante vibratorio de 40 capas), las cajas de canalización de lodos con cinta transportadora, las cajas de canalización con cinta vibratoria y las cajas de canalización de flujo cruzado con cinta transportadora. 2.5.2.1 Caja de canalización para grano grueso

Se trata, por lo general, de una canaleta larga fabricada en madera o chapa de hierro (también se puede utilizar una cinta transportadora sin fin). El fondo de la caja de canalización está provisto de deflectores u otras superficies rugosas para crear fuertes corrientes vorticiales y recoger las partículas minerales pesadas. Las partículas minerales de más de 2-3 mm se desprenden y se estratifican bajo la acción del flujo de agua inclinado. Las partículas minerales pesadas se concentran en las cavidades de los deflectores situados en el fondo de la caja de canal o sobre la superficie rugosa, mientras que las partículas minerales ligeras quedan en la capa superior y son arrastradas hacia los residuos por el flujo de agua. Se utiliza principalmente para separar oro aluvial, platino, estaño y otros yacimientos aluviales de metales raros. El tamaño máximo de las partículas de alimentación puede alcanzar los 100-200 mm, con un límite inferior para el tamaño de las partículas recuperables de 0,074 mm. Entre los tipos más comunes se encuentran las cajas de canal fijas, las cajas de canal Ross y las cajas de canal con cinta transportadora.

A. Caja de compuertas fija

Se trata de una canaleta larga, de anchura uniforme y fondo fijo. Es un importante dispositivo de desbaste para el oro aluvial. Se divide en canaletas terrestres y canaletas de dibujante. Las canaletas terrestres suelen tener 15 metros de largo, entre 0,5 y 0,6 metros de ancho y una pendiente de entre 5° y 6°. Cuando se procesa oro aluvial de alta ley, se añade un conjunto de canales auxiliares al final del canal principal, con una anchura total de entre 5 y 10 veces la del canal principal. Estos se dividen en varios canales, cada uno de 0,7-0,8 metros de ancho y 6-12 metros de largo, para complementar la recuperación de partículas finas de oro. En los buques de dragado de oro, las canaletas suelen situarse a ambos lados de la criba de lavado cilíndrica (como se muestra en la figura 2-25), perpendiculares al eje del buque, con un ancho de 0,6 a 0,8 metros por canal. El material de tamaño inferior al requerido procedente de la criba de lavado cilíndrica entra en la esclusa auxiliar, mientras que los residuos de la esclusa auxiliar pasan a la esclusa longitudinal para su limpieza, con el fin de complementar la recuperación de partículas de oro y otros minerales pesados. La pendiente de la canaleta auxiliar es de 5° a 7°, mientras que la de la canaleta longitudinal es entre 0,5° y 1° menor.

Figura 2-25. Configuración de la canaleta en una draga de oro: 1 — Tamiz de lavado cilíndrico; 2 — Distribuidor; 3 — Canaleta transversal; 4 — Canaleta longitudinal

Las compuertas fijas se clasifican en tres tipos: deflectores rectos, deflectores horizontales y deflectores de rejilla, tal y como se muestra en la figura 2-26. Los deflectores rectos están fabricados con madera redonda o cuadrada, mientras que los deflectores horizontales suelen estar hechos de perfil angular de acero. Estos dos tipos de deflectores son relativamente altos, lo que genera remolinos más grandes adecuados para capturar partículas más gruesas de oro y platino, y además tienen un efecto de depuración. Los deflectores de rejilla están fabricados con alambre tejido o mediante la perforación de ranuras en placas de hierro y su posterior estiramiento; se utilizan en las compuertas de las dragas de oro. Debajo de los deflectores se coloca una capa superficial rugosa. Entre los materiales habituales para la superficie se incluyen las esteras de goma en relieve, las esteras de junco, el fieltro y el felpa, que se utilizan para capturar partículas finas de oro.

Tipos de deflectores para tolvas

a – Deflector de tiras rectas; b – Deflector de tiras horizontales; c – Deflector de rejilla

Las canaletas fijas funcionan de forma intermitente, y el ciclo de limpieza depende del contenido en oro y de otros minerales pesados del mineral. Por lo general, las canaletas terrestres se limpian cada 5-10 días, mientras que las canaletas transversales de las dragas de oro se limpian a diario y las canaletas longitudinales, cada 5 días. Cada sesión de limpieza dura aproximadamente entre 2 y 8 horas. La limpieza comienza con un enjuague inicial con agua limpia, seguido de la retirada de los deflectores y un enjuague final con agua concentrada.

La tasa de recuperación de las compuertas terrestres suele situarse entre 60% y 70%, con un caudal de 0,5-1,25 m³/(m²·hora). En las dragas de oro, las canaletas de una sola capa tienen un caudal de 0,3-0,4 m³/(m²·hora), y las de doble capa, de 0,2-0,25 m³/(m²·hora).

B. Ross Sluice

Su estructura se muestra en la figura 2-27. Durante el funcionamiento, el mineral se vierte en la tolva de alimentación situada en la cabecera de la canal mediante un camión o una excavadora, y se utilizan chorros de agua a alta presión para lavar el mineral y desintegrar los sedimentos. Tras el lavado, el mineral se descarga sobre una criba perforada para su tamizado. Las partículas finas, de tamaño inferior al requerido, pasan a una canaleta lateral para una separación adicional, mientras que las partículas gruesas, de tamaño superior al requerido, se procesan a través de una canaleta central. Ambas canaletas están equipadas con deflectores para capturar las partículas de oro. La canaleta completa tiene una longitud que oscila entre 4,3 y 12,2 metros y una anchura de entre 1,8 y 9,7 metros, y está disponible en seis tamaños diferentes. El tamaño más grande tiene una capacidad de procesamiento de 750 metros cúbicos por hora y un consumo de agua de 75 000 litros por minuto.

Figura 2-27: Esclusa de Ross

1—Comedero; 2—Tubo de rociado de agua; 3—Rejilla perforada; 4—Canal central;

5 — Deflector de la primera sección; 6 — Deflector de la segunda sección; 7 — Canal lateral

C. Compuerta de la cinta transportadora

Su estructura se muestra en la figura 2-28. La propia canal es una cinta de goma sin fin, instalada con un ángulo de 9°, que se desplaza hacia arriba a una velocidad de 0,6 m/s. La superficie de la cinta presenta un relieve en forma de rejilla cuadrada, con una ranura transversal más profunda a intervalos regulares, lo que crea remolinos en la lechada que fluye, desagregando y estratificando las partículas minerales. Los minerales pesados permanecen en las rejillas, mientras que los minerales ligeros fluyen con la lechada hasta el final y se descargan como residuos. La cinta cuenta con paredes laterales para contener la lechada. Este tipo de canal funciona de forma continua, es fácil de manejar y requiere poca mano de obra, y se utiliza en dragas de oro para la recogida de pepitas de oro. La rampa, con unas dimensiones (anchura × longitud) de 0,716 metros × 5 metros, tiene una capacidad de procesamiento de 6,4 metros cúbicos por hora y un tamaño máximo de partícula de alimentación de 16 milímetros.

Figura 2-28 Compuerta de la cinta transportadora

2.5.2.2 Compuerta de grano fino

Se utilizan para el tratamiento de minerales con un tamaño de partícula de 2 a 0,074 mm. En comparación con las canaletas de grano grueso, las de grano fino tienen un fondo liso, carecen de deflectores o pavimento rugoso, presentan una longitud menor y una pendiente más pronunciada, lo que da lugar a un flujo ligeramente turbulento de la suspensión. Tanto los minerales ligeros como los pesados se desplazan por el fondo de la canaleta y se descargan continuamente en forma de concentrado y relaves. Entre las canaletas de grano fino se incluyen las canaletas cónicas, los concentradores cónicos, los concentradores de disco inclinado y los tambores de lavado Johnson.

A. Compuerta cónica

Su estructura se muestra en la figura 2-29. Se trata de una compuerta con una pendiente inferior de entre 16° y 20° y una anchura que se va estrechando gradualmente desde el extremo de entrada hasta el extremo de salida, también conocida como compuerta en forma de abanico. Durante el funcionamiento, se introduce desde la parte superior una suspensión con una concentración de 50%–60%, que fluye hacia el extremo de descarga cónico. Las partículas minerales se estratifican según su densidad, de modo que la capa inferior de minerales pesados fluye lentamente y la capa superior de minerales ligeros fluye rápidamente. Al llegar al extremo de descarga, los productos pesados, los productos intermedios y los productos ligeros se separan mediante las ranuras de descarga situadas en el fondo de la canaleta o mediante la placa de corte situada en el extremo posterior de la misma. La longitud de la canaleta suele ser de 600–1200 mm, la anchura en el extremo de alimentación es de 125–400 mm, la anchura en el extremo de descarga es de 10–25 mm, y la relación entre las anchuras de ambos extremos (relación de contracción) es de 10–20.

Durante el funcionamiento, la concentración de la alimentación debe controlarse estrictamente, con un rango de fluctuación de ±2%. El tamaño efectivo de las partículas recuperadas es de 2,5–0,038 mm. La capacidad de procesamiento de una sola compuerta de estrangulamiento es de 0,9 toneladas/hora. Es habitual utilizar varias compuertas en combinación, existiendo tres métodos de combinación: combinación circular, combinación en disposición paralela y combinación multicapa y multietapa. Las compuertas de constricción se utilizan generalmente como equipo de desbaste para separar oro, titanio, circonio, tantalio y niobio de los yacimientos aluviales costeros. También pueden utilizarse para procesar minerales de oro, tungsteno, estaño, titanio, circonio y hematita.

Figura 2-29: Principio de funcionamiento de una rampa cónica

1—Tolva; 2—Superficie en forma de abanico; 3—Producto ligero;

4—Producto pesado; 5—Producto intermedio; 6—Placa de corte

B. Destilador de cono

Su estructura se muestra en la figura 2-30. Desarrollado por E. Reichert, de Australia, en la década de 1950, también se conoce como «destilador de cono de Reichert». Se trata de un cono invertido con una inclinación de 17°, denominado «cono de separación», con un cono de distribución de la suspensión situado directamente encima de él. Durante el funcionamiento, se introduce de manera uniforme una suspensión con una concentración de 55%–65% en el cono de separación a través de la periferia del cono de distribución, y a continuación fluye hacia el centro. El concentrado se descarga a través de una ranura anular en la sección central, mientras que los residuos se descargan a través del tubo central de residuos. Su principio de separación es el mismo que el de una compuerta convergente, pero sin el efecto de vórtice de las paredes laterales.

Un separador cónico consta de varias secciones de separación dispuestas verticalmente, compuestas a su vez por múltiples conos de separación. Existen dos tipos de conos de clasificación: de una sola capa y de doble capa. La figura 2-30 muestra una sección de clasificación formada por un cono de clasificación de doble capa y otro de una sola capa, que realizan una operación de desbaste y otra de limpieza. El concentrado obtenido de esta sección de clasificación puede limpiarse aún más mediante una canal convergente, y los residuos se envían a la siguiente sección de clasificación para su eliminación.

Figura 2-30: Diagrama esquemático del funcionamiento del concentrador cónico

1—Cono de distribución; 2—Cono de separación de doble capa; 3—Cono de separación de una sola capa

Tanto el cono de separación como el cono de distribución están fabricados en fibra de vidrio, lo que los hace ligeros y resistentes, y están montados en el bastidor. Un concentrador de conos suele constar de entre 3 y 9 conos de separación que forman entre 2 y 4 etapas de separación, con diversas combinaciones disponibles.

El concentrador cónico tiene un diámetro de 2 metros y una capacidad de procesamiento de 60-75 toneladas/hora, y permite recuperar eficazmente partículas de 2 a 0,03 mm. En la década de 1980, Australia desarrolló concentradores cónicos con diámetros de 3 y 3,5 metros, con capacidades de procesamiento de entre 200 y 300 toneladas por hora.

Los concentradores cónicos tienen una gran capacidad de procesamiento y unos bajos costes de producción, y se utilizan ampliamente como equipos de tratamiento preliminar para minerales aluviales y de veta.

C. Concentrador de disco inclinado

Su estructura se muestra en la figura 2-31. Consiste en un disco giratorio montado con un ángulo de entre 32° y 35°, con un patrón de espiral de Arquímedes en su superficie. Durante el funcionamiento, la suspensión se introduce en el disco por un lado. En la zona de sedimentación situada en la parte inferior del disco, las partículas se sedimentan según su densidad y tamaño. A medida que el disco gira, las partículas sedimentadas ascienden hacia el otro lado, donde son lavadas por el agua y, a continuación, fluyen hacia abajo junto con el agua de lavado. El material gira dentro de aproximadamente un tercio de la superficie del disco y se estratifica según su densidad. Los minerales más ligeros se desplazan hacia la superficie y desbordan del disco junto con la suspensión, convirtiéndose en residuos. Los minerales más pesados se desplazan hacia las capas inferiores, cayendo en las ranuras de la espiral de Arquímedes y siendo transportados a lo largo de estas hasta el centro del disco, donde se descargan como concentrado.

Figura 2-31: Principio de funcionamiento del separador de discos inclinados

1—Orificio de descarga del concentrado; 2—Estabilizador de flujo; 3—Sentido de giro del disco;

A — Zona de alimentación; B — Zona de sedimentación; C — Zona de lavado

El disco está fabricado en fibra de vidrio, y su superficie está moldeada con resina epoxi mezclada con corindón (malla -150). Es ligero, resistente y fácil de manejar, por lo que resulta adecuado para la dispersión de pequeños yacimientos aluviales y de oro aluvial. Un separador de disco inclinado de 800 mm de diámetro tiene una capacidad de procesamiento de 1,5 a 3 toneladas por hora, con un tamaño de partícula de -6 mm.

El límite efectivo del tamaño de las partículas recuperadas es de 0,074 mm, y la relación de enriquecimiento puede alcanzar valores de entre 20 y 35. Concentrador D. Johnson

La estructura se muestra en la figura 2-32. Utilizada originalmente en Sudáfrica, se trata de un cilindro de clasificación inclinado que gira lentamente, de 3,6 metros de longitud y 0,75 metros de diámetro. La pared interior está revestida con placas de caucho ranuradas, con ranuras de 3 mm de profundidad y 6 mm de anchura, y de sección transversal dentada. El cilindro gira a una velocidad de entre 0,1 y 0,3 rpm. Se introduce en el cilindro una suspensión con una concentración de 30%–60% (normalmente 55%). Impulsada por la rotación, la suspensión fluye a lo largo de la pared del cilindro, creando una acción de cizallamiento en su interior. Esto provoca una estratificación en función de la densidad; los minerales más ligeros se desplazan hacia la superficie y son arrastrados por la suspensión, mientras que los minerales más pesados se depositan en las ranuras y son llevados hacia la parte superior por la rotación, donde son arrastrados por el agua de lavado y caen en el depósito de concentrado. Se utiliza principalmente en circuitos de molienda para recuperar partículas individuales de oro, con una capacidad de procesamiento de 5 a 20 toneladas por hora.

Figura 2-32: Concentrador Johnson

1—Cilindro de separación; 2—Sentido de giro del cilindro; 3—Placa de goma ranurada; 4—Canal de concentrado; 5—Canal de residuos

2.5.2.3 Caja de clasificación de partículas finas (lodo)

Se utiliza para el procesamiento de materiales con un tamaño de partícula inferior a 0,074 mm, y se emplea ampliamente para la separación de lodos de tungsteno, estaño, tantalio, niobio, oro y platino. Utiliza un flujo inclinado (película delgada) para la separación. El espesor de la película es de aproximadamente 1 mm, y la velocidad de flujo es relativamente lenta, esencialmente laminar. Las partículas minerales se mantienen suspendidas de forma suelta principalmente gracias a la fuerza de Begno generada por el movimiento de cizallamiento. La concentración de la suspensión en la capa superior de la película es baja, y las partículas minerales se estratifican según la velocidad de sedimentación por interferencia. La concentración de la suspensión en la parte inferior de la película es muy elevada, y las partículas minerales no pueden mantenerse en suspensión, por lo que se desplazan en capas y se estratifican según la segregación. Por lo tanto, las partículas minerales pesadas se agrupan en la capa inferior, y los minerales ligeros, en la capa superior. Los minerales ligeros de la capa superior son arrastrados por el flujo de agua en forma de residuos, mientras que los minerales pesados de la capa inferior se depositan en el fondo de la canal y son arrastrados continuamente por la superficie de la canal que se mueve en sentido contrario o descargados periódicamente como concentrado una vez que cesa la alimentación.

Según su método de funcionamiento, las canaletas para partículas finas se dividen en canaletas de funcionamiento intermitente y canaletas de funcionamiento continuo. Según el principio de separación, se dividen en canaletas con flujo de película simple y canaletas que combinan el flujo de película con la acción de sacudida. Las primeras incluyen las cribas de cinta para lodos, mientras que las segundas abarcan las cribas de cinta de flujo cruzado, las cribas de cinta vibratoria, los concentradores Mozley y las mesas basculantes transversales con doble unidad de agitación. La combinación de múltiples campos de fuerza es la línea de desarrollo de las cribas para lodos.

A. Canaleta de cinta transportadora de lodos

Su estructura se muestra en la figura 2-33. Se trata de una cinta sin fin inclinada que se desplaza en sentido contrario al flujo de la lechada. La separación de los minerales tiene lugar en la superficie de la cinta, que mide 3 metros de largo y 1 metro de ancho. La lechada y el agua de lavado se introducen en la superficie de la cinta desde arriba a través de una placa de distribución. La zona situada debajo de la cinta es la zona de engrosamiento, de aproximadamente 2,4 metros de longitud. Por encima de la cinta transportadora se encuentra la zona de refinado, de aproximadamente 0,6 metros de longitud. La lechada fluye hacia abajo en una capa fina a lo largo de la superficie de la cinta y se estratifica según su densidad. La capa superior de minerales más ligeros es arrastrada por el flujo de agua por encima de la polea de cola y descargada en la canaleta de residuos. La capa inferior de minerales más pesados se deposita sobre la superficie de la cinta, es transportada por la cinta transportadora hasta la zona de refinado para ser lavada por el agua de lavado y, finalmente, descargada en la canaleta de concentrado situada alrededor de la primera polea. La inclinación de la superficie de la cinta es de 13°~17°, y la velocidad de la cinta es de 0,03 m/s. La concentración de la materia prima es de 25%~35%, y el tamaño de las partículas de la materia prima es de 0,074~0,01 mm. El rendimiento es de 1,2 a 3 toneladas/hora, y el índice de enriquecimiento es de 4 a 7. Se utiliza ampliamente para el refinado de lodos de mineral de tungsteno y estaño.

Figura 2-33: Rampa de la cinta transportadora de lodo

1—Superficie de la cinta; 2—Placa de distribución de la materia prima; 3—Placa de distribución de agua; 4—Canal de concentrado; 5—Canal de residuos

B. Rampa de la cinta transportadora de flujo transversal

Su estructura se muestra en la figura 2-34. Se trata de una cinta transportadora sin fin, de 1,2 metros de ancho y 2,75 metros de largo, instalada horizontalmente en sentido longitudinal e inclinada entre 0° y 3° en sentido transversal. Tanto la cinta como los soportes están suspendidos del bastidor mediante cuatro cables de acero.

Figura 2-34: Diagrama esquemático de una rampa de cinta transportadora de flujo transversal

A – Zona de desbaste; B – Zona de trituración intermedia; C – Zona de limpieza;

1 – Canaleta de alimentación; 2 – Canaleta de retorno de los residuos;

3 – Canal de lavado horizontal; 4 – Canal de lavado longitudinal;

5 – Dirección de desplazamiento de la cinta; 6 – Contrapeso;

7 – Concentrado; 8 – Producto intermedio; 9 – Residuos

Debajo de la cinta, cerca del extremo de la primera polea, se ha instalado un peso desequilibrado giratorio. La superficie de la cinta se desplaza longitudinalmente a una velocidad de 0,01 m/s, al tiempo que realiza un movimiento giratorio plano impulsado por el peso desequilibrado. Durante el funcionamiento, la suspensión se vierte de manera uniforme sobre la superficie de la cinta a través de la canaleta de alimentación. Bajo la acción combinada de la fuerza de cizallamiento generada por el flujo de agua transversal e inclinado y el movimiento giratorio, las partículas minerales se desprenden y se estratifican según su densidad. Las partículas minerales estratificadas se distribuyen en forma de abanico sobre la superficie de la cinta y, finalmente, son arrastradas por el flujo de agua transversal y la cinta que se desplaza longitudinalmente, convirtiéndose en concentrado, material intermedio y residuos.

El equipo admite partículas de mineral de 0,1 a 0,005 mm, tiene una capacidad de procesamiento de 4 a 5 toneladas/hora, un límite de tamaño de partícula de recuperación efectiva de 0,01 a 0,005 mm, y un índice de enriquecimiento de entre 10 y 50, lo que lo hace especialmente adecuado para el beneficio de lodos minerales.

C. Canaleta de cinta transportadora vibratoria

Su estructura se muestra en la figura 2-35. La superficie de trabajo es una cinta curvada infinitamente con una pendiente longitudinal de entre 1° y 4°. La cinta se desplaza hacia arriba a una velocidad de 0,035 m/s y, mediante un mecanismo de oscilación y balanceo, genera un movimiento oscilante de izquierda a derecha y un movimiento recíproco asimétrico a lo largo de la dirección longitudinal. Durante el funcionamiento, bajo la acción del flujo de agua y del movimiento de balanceo combinado, las partículas minerales de la superficie de la cinta se estratifican rápidamente. Las partículas finas de minerales pesados se distribuyen a ambos lados de la cinta, mientras que las partículas más gruesas de minerales pesados se depositan en la capa inferior, en el centro de la superficie de la cinta. Estas son transportadas por la cinta hasta la zona de beneficio y, finalmente, se descargan como concentrado. Las partículas minerales ligeras se distribuyen en la capa superior, en el centro de la superficie de la cinta, y fluyen con el agua hacia el extremo de residuos como residuos.

Figura 2-35: Canaleta de una cinta transportadora vibratoria

1—Cinta de clasificación; 2—Canal de alimentación; 3—Canal de alimentación de agua; 4—Mecanismo de agitación; 5—Mecanismo oscilante; 6—Tubo de ajuste; 7—Tubo de concentrado

Una sola unidad, con unas dimensiones de 800 mm × 2500 mm, tiene una capacidad de procesamiento de 71–85 kg/hora, un límite efectivo de tamaño de partícula de recuperación de 0,02 mm y un índice de enriquecimiento de aproximadamente 10. Es adecuada para el beneficio de lodos, alcanzando una tasa de recuperación superior al 70%.

Concentrador D. Mozley

Su estructura se muestra en la figura 2-36. Desarrollada por R. H. Mozley en 1967, se trata de una esclusa para partículas finas con un movimiento giratorio de cizallamiento en la superficie del lecho. La superficie del lecho está fabricada en fibra de vidrio, mide 1525 mm de largo y 1220 mm de ancho, y cuenta con 40 capas alojadas en dos bastidores, lo que también se conoce como «lecho basculante giratorio de 40 capas». Entre los dos bastidores se instala un peso desequilibrado giratorio, lo que hace que la superficie del lecho realice un movimiento de cizallamiento giratorio en el plano. Los bastidores están suspendidos mediante cables de acero y se hacen girar periódicamente mediante un dispositivo neumático para descargar el concentrado. Su característica más destacada es el uso de la fuerza de Begno para mejorar la separación de las partículas finas. El límite efectivo de tamaño de partícula de recuperación es de 0,01–0,005 mm (basado en la casiterita), la superficie total del lecho es de 74,4 m², la capacidad de procesamiento es de 2,1–3,1 toneladas/hora, la relación de enriquecimiento es de 3–6, y la tasa de recuperación operativa es de 65%–75%. Es adecuado para el desbaste de lodos de minerales de tungsteno, estaño, tantalio, niobio, oro y platino.

E’ Cama basculante con sacudida transversal de doble unidad

Figura 2-36, lecho oscilante y basculante de 40 capas

a—Etapa de separación; b—Etapa de descarga del concentrado

1—Bastidor; 2, 3—Superficies superior e inferior de la cama; 4—Cable metálico; 5—Dispositivo neumático; 6—Avance

Su estructura se muestra en la figura 2-37. La superficie del lecho se desplaza simétricamente hacia adelante y hacia atrás en dirección longitudinal, y su principio de funcionamiento es similar al de una mesa vibratoria. Durante la separación, solo se descargan los residuos, mientras que los minerales pesados permanecen en la superficie del lecho.

Figura 2-37: Mesa basculante con balanceo transversal de doble unidad

1 — Superficie de la mesa de la etapa de separación; 2 — Superficie de la mesa de la etapa de descarga del concentrado;

3—Distribuidor de pienso; 4—Bastidor; 5—Comedero de concentrado

El concentrado se descarga una vez detenida la alimentación. Cada unidad cuenta con dos conjuntos de entre 1 y 4 superficies de lecho, que funcionan de forma alterna. La superficie de lecho mide 2,7 metros de ancho y 1,2 metros de largo. La suspensión se introduce en uno de los conjuntos de superficies de lecho a lo largo de todo el ancho. Tras la separación, la superficie del lecho gira 50° y se pulveriza agua para recoger el concentrado. La pendiente transversal de la superficie del lecho es de 1,3° a 2,5°, la carrera es de 40 a 180 mm y la velocidad de carrera es de 90 a 120 rpm. El tamaño de las partículas de alimentación es de -0,3 mm, la capacidad de procesamiento es de 5 toneladas/hora y la relación de enriquecimiento es de 20 a 500. Es adecuado para la separación de minerales de tungsteno, estaño, tantalio, niobio, oro y platino.