Plantas concentradoras
36
Plantas concentradoras La preparación mecánica y la concentración de minerales Tecnología que se ocupa de preparar y transformar mecánicamente los minerales. Prepara los minerales obtenidos de la explotación de yacimientos, en productos aptos para ser sometidos a procesos que comprende la metalurgia extractiva.
-
Upload
rosane-graciela-huallanca-marquez -
Category
Documents
-
view
92 -
download
7
Transcript of Plantas concentradoras
Plantas concentradoras
La preparación mecánica y la concentración de minerales
Tecnología que se ocupa de preparar y transformar mecánicamente los
minerales.
Prepara los minerales obtenidos de la explotación de yacimientos, en
productos aptos para ser sometidos a procesos que comprende la
metalurgia extractiva.
Una planta concentradora es una unidad metalúrgica constituida por una
serie de equipos y maquinas instaladas de acuerdo a un Lay Out o
diagrama de flujo, donde la mena es alimentada y procesada hasta
obtener uno o mas productos valiosos denominados concentrados y un
producto no valioso denominado relave. Los minerales no sufren ningún
cambio químico.
Para el diseño de una planta concentradora de minerales se debe tener
en cuenta el comportamiento de la mena frente al proceso de
concentración (flotación por espumas, gravimétrica, magnética, etc.)
según sea la zona o profundidad de donde provienen y que debe estar
ubicada lo mas cerca posible de la mina. Ello conlleva a establecer una
relación entre la zona de una veta y el proceso de concentración.
¿Que hacen las concentradoras?
La planta concentradora trata minerales pobres a fin de separar los
sulfuros valiosos en forma de concentrados y eliminar lo que no sirve en
forma de relaves.
¿Porque se concentran los minerales?
La concentración de minerales es necesaria para rentabilizar toda la
operación minera para ciertos tipos de mineral, logrando disminuir el
impacto negativo y del gasto de tratamiento a pesar del costo adicional
y de las perdidas de recuperación causadas por el proceso de
concentración.
Diagrama de flujo
En cualquiera de estos diagramas de flujo debe notarse claramente tres
aspectos básicos:
La reducción de tamaño
La separación de las especies valiosas
El manejo de materiales.
Los diagramas de flujo que mas se utilizan en la industria minero-
metalúrgica son:
El diagrama de flujo lineal o el de bloques
El diagrama de flujo pictográfico.
imensionamiento de hidrociclones
Por muchos años los hidrociclones han sido referidos simplemente como
ciclones y son ampliamente utilizados en circuitos de molienda para
hacer la clasificación de partículas. El rango de trabajo de los ciclones
está entre 40 a 400 micrones, son muy pocas las aplicaciones en
tamaños más finos que 5 u más gruesos que 1000u. Los ciclones
se usan con gran ventaja en circuitos de molienda primaria, secundaria
y de remolienda.
Parámetros básicos para un hidrociclón
Un ciclón “estándar” se define como aquel en el cual existe
relación adecuada y geométrica entre el' diámetro del ciclón, área de
ingreso, tubo de vórtex, orificio apex y la longitud suficiente que provee
el suficiente tiempo de retención para la clasificación apropiada de
las partículas.
El parámetro más importante es el diámetro de ciclón. Esto es
el diámetro interno de la cámara cilíndrica que recibe la alimentación. El
siguiente parámetro en importancia es el área de tubo de ingreso, este
es generalmente un orificio rectangular con la dimensión mayor paralela
al eje del ciclón. El área básica se considera generalmente como 0.05
veces al cuadrado del diámetro del ciclón.
El otro parámetro de importancia que el vórtex, por donde descarga
el rebose de partículas finas. Se sabe que la función primaria d este
tubo de vórtex es el control de la separación y el flujo que abandona
el ciclón. El : vórtex debe ser extendido hasta debajo de la entrada
de alimentación para prevenir al “cortocircuito” de material
directamente hacia el rebose. El tamaño del vórtex igual a 0,35 veces al
diámetro del ciclón.
La sección cilíndrica es otra parte importante, está entre la cámara
de alimentación y la sección cónica, tiene el mismo diámetro que
la cámara de alimentación, su función es incrementar el tiempo
de retención. Para un ciclón estándar la longitud debe ser igual
al diámetro.
Luego, la sección cónica que tiene un ángulo generalmente entre 10°
- 20° su función es similar a la sección cilíndrica proveer tiempo
de retención. La sección cónica termina en el orificio apex que tiene
como dimensión critica el diámetro interno de dicho punto de descarga,
debe ser lo suficientemente amplio para evitar que el ciclón se obstruya.
El tamaño normal del apex mínimo es de 10% del diámetro del ciclón
y puede ser tan grande como 35%.
Por lo anterior, si hallamos el diámetro del
ciclón, tendríamos determinadas las dimensiones básicas geométricas
de sus partes.
Criterios de Selección de hidrociclones
En diseños de circuitos de molienda - clasificación, el objetivo
es producir un rebose del ciclón que tenga
cierta característica granulométrica, esta normalmente está definida
como un porcentaje que pasa una determinada apertura de malla en
micrones.
Krlebs Engineering propone una relación empírica que liga la distribución
del over flow en tamaños de partículas con el D50c requerido para
producir una separación especificada; ésta se da en la tabla N° 1.
La relación indicada en esta tabla es para sistemas típicos de
molienda en distribuciones de tamaño promedio y puede variar sólo
ligeramente con las características particulares de cada mena.
La separación del ciclón puede ser alcanzada usando la ecuación z.
D50c (aplicación) = D50c(base) x C1 x C2 x C3
El D50c (base para un ciclón de diámetro dado se multiplica por
tres factores de corrección designados como C1, C2, C3.
Este D50 (base) es el tamaño de micrones que un ciclón estándar puede
alcanzar operando bajo las condiciones base y se estima de la relación
3.
D50c (base) = 2.84 D0.66
Donde: D = diámetro del ciclón (cm.)
La corrección C1 se debe a la influencia de concentración de
sólidos contenidos en la pulpa alimentada y puede estimarse por la
siguiente relación:
La segunda corrección C2 es debido a la caída de presión, medida entre
la presión de alimentación menos la presión del rebose.
La caída de presión es una medida de la energía que se utilizará en
el ciclón para alcanzar la separación, en lo posible se recomienda
que esta caída de presión sea del orden de 40 a 70 Kpa (5 a 10 PSI).
Se puede estimar de la siguiente relación
Se reduce que una lata caída de presión tendrá como resultado
una separación fina y una baja caída de presión, debe significar
una separación gruesa.
La siguiente corrección, C3 se debe al efecto de la gravedad
especifica de sólidos y liquido que son sujetos de clasificación. Tiene
mayor importancia cuando la diferencia de gravedad especifica entre
el mineral y ganga es fuerte que conduce a pensar que se permite
una mayor liberación de partículas minerales a un tamaño
relativamente grueso de separación.
GL = Gravedad especifica de liquido (Normalmente 1)
Ejemplo de calculo
Seleccionar el tamaño / número de ciclones para un circuito de molienda
que consta de molino de barras y bolas donde el alimento fresco si RM
es 25C TPH de sólidos, ambas descargas de molino se juntan en el cajón
de bomba y se envían a los ciclones. El overflow debe ser 60% - malla
200 a un mínimo de 40% de sólidos en peso. El underflow regresa al
molino de bolas cuya carga circulante se obtiene en 225% Sp-gr = 2.9
Presión = 50 Kpa.
Flujos del Circuito
Rebose del Clasificador
TPH sólidos : 250
% sólidos : 40%
TPH líquido : 625 - 250 = 375
TPH pulpa : 250 / 0.4 = 625
Densidad pulpa : 1355.1 (calculado en base a relación conocida de
porcentaje sólidos y K)
= 1000 / (1 ? % SK)
L/ seg (pulpa) = 128.1
Arenas del Clasificador
TMPH (sólidos) = 250 X 2.25 = 562.5
TMPH (liquidos) = 167.5
TMPH (pulpa) = 750.0
Densidad pulpa = 1966
L/seg = 106
Porcentaje = 75%
Alimento al Ciclón
TMPH (sólido) = 812.5
TMPH (liquido) = 562.5
TMPH (pulpa) = 1375
% sólidos = 59.1
densidad pulpa = 1632
L/seg = 234
*conc. Sol. en volumen = 33.76
Si se desea obtener 60% - m 200 en el rebose se estima el D50
de aplicación de la tabla dada por Krebbs, corresponde un factor de
2.08.
Tamaño en micrones de aplicación= 74 (malla 200)
D50c requerido = 2.08 x 74 = 153.9 u
D50c (aplicación) = 3353.9 u
Cálculo de factores de Corrección
d50 (base) = 36.8 u
Con la relación conocida se halla el diámetro adecuado de ciclón.
Dd50 (base = 2.84 D ^0.66
Donde
D50 (base) = 36.8
Luego : D = 485 cm (19”)
Se puede decir que el ciclón es de 18” a 20" de diámetro.
Para hallar la capacidad Krebbs propone un gráfico que relaciona
capacidad de ciclón en litros/segundo contra caída de presión que
proporciona una familia de rectas paralelas según el diámetro del ciclón
en pulgadas. De tal gráfico expuesto en papel log-log se proporciona los
siguientes datos, a fin de realizar la respectiva interpolación.
Para 50 Kpa se obtiene aproximadamente 40 l/seg, si la necesidad
de alimentación es 234 l/seg, luego se requieren 234/40 = 6 ciclones de
18” a 20” de diámetro. El resto de dimensiones básicas se deducen de
las consideraciones expuestas referentes a parámetros.
Flotación de minerales
Generalidades
Se define la flotación como un proceso de concentración de minerales en
el cual se procura separar las partículas de menas útiles de estériles o gangas,
mediante un tratamiento físico químico que modifica su tensión superficial para
lograr que burbujas de aire finamente divididas se adhieran a las primeras y las
enriquezca en una espuma.
En vista de esta última característica, este proceso recibe también el nombre
de flotación de espuma (froth flotation) . Tiene sobre otros procedimientos
de concentración, puramente físicos, la ventaja de:
Tener flexibilidad suficiente para concentrar selectivamente, es decir,
con producción de concentrados limpios y de alta ley, todos los sulfurados
y la mayoría de los no sulfurados y oxidados. Mediante combinaciones (o
formulaciones) adecuadas de aditivos, o reactivos de flotación.
Adaptarse fácilmente al tratamiento en gran escala y con ayuda de
técnicas automáticas de control y medición, a pulpas de mineral
con granulometría de amplia gama: entre 48 mallas/pulgadas hasta unos
pocos micrones.
Integrarse fácilmente con técnicas modernas de molienda y
clasificación, así como con medios mecanizados de manejo de
productos, tales como bombeo separación sólido/líquido.
El mecanismo esencial de la flotación comprende la anexión de partículas
minerales a las burbujas de aire, de tal modo que dichas partículas son
llevadas a la superficie de la pulpa mineral, donde pueden ser removidas. Este
proceso abarca las siguientes etapas:
1. El mineral es molido húmedo hasta aproximadamente 48 mallas
(297 micrones)
2. La pulpa que se forma, es diluida con agua hasta alcanzar un porcentaje
de sólidos en peso entre 25% y 45%.
3. Se adiciona pequeñas cantidades de reactivos, que modifican la
superficie de determinados minerales.
4. Otro reactivo, específicamente seleccionado, se adiciona para que actúe
sobre el mineral que se desea separar por flotación. Este reactivo cubre
la superficie del mineral haciéndola aerofílica e hidrofóbica.
5. Luego se adiciona otro reactivo, que ayuda a establecer una espuma
estable.
6. La pulpa químicamente tratada en un depósito apropiado, entra en
contactos con aire introducido por agitación o por la adición directa de
aire a baja presión.
7. El mineral aerofílico, como parte de la espuma, sube a la superficie de
donde es extraído. La pulpa empobrecida, pasa a través de una serie de
tanques y celdas, con el objetivo de proveer tiempo y oportunidad a
las partículas de mineral para contactar burbujas de aire y pueden ser
recuperadas en la espuma.
Por lo tanto, podemos señalar que la flotación es un macrofenómeno
de hidrofobicidad y de aerofilicidad de la superficie de los minerales, que se
desean recuperar.
Para que la flotación de minerales sea efectiva, se requiere de los
siguientes aspectos:
Reactivos químicos:
o Colectores
o Espumantes
o Activadores
o Depresores
o PH
Componentes del equipo
o Diseño de la celda
o Sistema de agitación
o Flujo de aire
o Configuración de los bancos de celdas
o Control de los bancos de celdas
Componentes de la operación
o
o Velocidad de alimentación
o Mineralogía
o Tamaño de partículas
o Densidad de pulpa
o Temperatura.
En la flotación intervienen los siguientes elementos o factores: (figura 2.2)
1. Pulpa
2. Reactivos
3. Aire
4. Agitación
Mecanismos de la flotación de minerales
Para estudiar el mecanismo de la flotación es suficiente, en principio, enterarse
con todo detalle de lo que sucede entre una partícula de mineral y una burbuja
de aire para que ellos formen una unión estable.
Con respecto a las partículas de minerales, es sabido que pocas de ellas
tienen propiedades hidrofóbicas suficientemente fuertes como para que
puedan flotar. En primer lugar, en la gran mayoría de los casos hay que romper
enlaces químicos (covalentes y iónicos principalmente) para efectuar la
liberación del mineral.Esto inmediatamente lleva a la hidratación de la
superficie del mineral.
En resumen, es necesario hidrofobizar las partículas minerales en la pulpa para
hacerlas flotables. Esto se efectúa con los reactivos llamados colectores, que
son generalmente compuestos orgánicos heteropolar, o sea, una parte de la
molécula es un compuesto evidentemente apolar (hidrocarburo) y la otra es un
grupo polar con propiedades iónica = propiedades eléctricas. (Figura 2.3)
Para facilitar la absorción de estos reactivos sobre la superficie de las
partículas minerales hay que crear condiciones favorables en la capa doble de
cargas eléctricas, lo que se hace con los reactivos llamados modificadores.
La partícula mineral queda cubierta por el colector que se afirma en su
red cristalina por medio de su parte polar, proporcionándole con la parte
apolar propiedades hidrofóbicas (propiedades no mojables)
El otro componente del futuro agregado partícula-burbuja es la burbuja de aire.
Esta es necesaria para:
1. recoger las partículas en la pulpa,
2. transportarlas hacia la superficie.
Las experiencias con inyección directa de aire en la pulpa generalmente
dan resultados negativos si no se emplea un espumante, por cuanto el aire
se distribuye de forma dispareja, las burbujas son inestables y se asocian una
a otras. Al agregar el espumante, se estabilizan se obtiene el tamaño deseado
y la dispersión del aire es pareja.
Los espumantes, que son reactivos tensoactivos, se absorben selectivamente
en la interfaces gas - líquido. Las partes polares de estos compuestos
tensoactivos se orientan hacia ei agua y la parte polar hacia la burbuja misma.
Las partículas y burbujas están en una constante agitación, debido a los
rotores de las maquinas de flotación, de modo que para realizar su unión son
necesarios
1. Su encuentro.
2. Condiciones favorables para formar el agregado.
El encuentro se realiza por el acondicionamiento y la agitación dentro de
la máquina misma.
Los conceptos de las condiciones que determinan la unión estable entre la
partícula y la burbuja son los siguientes: no hay problemas en explicar el
acercamiento de la burbuja y la partícula hasta el punto en que la película de
agua que las separa queda muy fina. En este momento, la partícula, para
acercarse más a la burbuja tiene que superar lo que se considera una barrera
energética. Para las partículas hidrofílicas, en que la asociación de la partícula
con las moléculas de agua es muy firme, esta barrera nunca se supera y las
partículas no flotan. Para las partículas hidrofóbicas, la barrera queda
repentinamente rota por fuerzas todavía no bien conocidas, permitiendo un
contacto trifásico.
Los conceptos modernos de la dinámica del contacto entre la burbuja y la
partícula consideran que el encuentro entre ambas?se efectúa del modo como
ocurre la colisión entre dos cuerpos elásticos. Esto significa que los cuerpos
chocan y rebotan. Se ha podido observar el hundimiento de la burbuja cuando
es chocada por la partícula y el rebote elástico de esta última. La partícula,
enseguida, vuelve nuevamente a chocar con las burbujas hasta que se
encuentra con la que tiene condiciones energéticas y eléctricas para asociarla.
Este mecanismo, entonces, contempla como factores de importancia, el
tamaño de la partícula (fuerza dinámica) y su mojabilidad (condiciones
eléctricas).
Clasificación humeda
Generalidades
Se denomina clasificación, a la separación de un conjunto
de partículas de tamaños heterogéneos en dos porciones, cada una
conteniendo partículas de granulometría u otra propiedad más especifica que
el conjunto original. La clasificación se realiza por diferencias de tamaño y de
gravedad especifica que originan diferentes velocidades de sedimentación
entre las partículas en un fluido (agua o aire), cuando sobre ellas actúan
campos de fuerzas como el gravitatorio u otros. Se distingue del tamizado por
que éste utiliza exclusivamente el tamaño de las partículas.
Curva de partición de un clasificador
En forma ideal un clasificador deberá separar una mezcla original de partículas
en dos porciones; una de partículas gruesas de tamaño mayor a un cierto valor
al que se llamará d50. Este valor de d50 sería el tamaño de
las partículas que tendrían la misma posibilidad de ir a la fracción
gruesa (descarga) o a la fina (rebose) y será denominado en adelante como el
tamaño de corte del clasificador.
Para casos prácticos, ocurre que partículas finas menores al d50, pasan a
la fracción gruesa y viceversa. Una forma de determinar cuan alejado
del comportamiento ideal opera un clasificador, es mediante la determinación
de su curva de partición, llamada también curva de Tromp, que resulta de
graficar el tamaño promedio de un rango de tamaños de partícula versus el
porcentaje en peso de partículas de este rango de tamaños que pasan a la
descarga del clasificador en relación al total de partículas del mismo rango de
tamaños alimentadas al clasificador. Por ejemplo, si del alimento total a un
clasificador, 10 ton/h corresponden a partículas comprendidas entre los 105 y
150 micrones (- 100m + 150m) y de éstas, 7 ton/h pasan a la descarga luego
de la clasificación, el punto de la curva de partición para este rango de
tamaño estará definido por la abcisa micrones, que
representaría el tamaño promedio de las partículas y por la
ordenada
El conjunto de puntos . El conjunto de puntos x= D (x) calculados
para todos los rangos de tamaños alimentados al clasificador originará la curva
de partición. A continuación se detalla la secuencia que se deberá seguir para
su determinación.
Se toman muestras del alimento, rebosa y descarga del clasificador. Luego
se determina los valores de f(x) (porcentaje en peso retenido de un
análisis granulométrico) para cada muestra.
Si F, R y D son los tonelajes horarios de sólidos del alimento, rebose y
descarga el porcentaje en peso de partículas de tamaños comprendidos entre
xm (tamaño máximo del rango) y xf (tamaño menor del rango), representados
por un tamaño promedio , que pasan del alimento a la
descarga, estará dado por:
De forma similar, el porcentaje de partículas de tamaño x que pasará del
alimento al rebose será:
La curva 1 es la denominada curva de partición de un clasificador o una
curva Tromp y en ella se muestra que al aumentar los tamaños promedios
de partículas (x) tenderán a pasar a la descarga o UF (mayores valores de E).
La escala logarítmica en las abscisas se usa por comodidad, ya que los valores
de (x) van generalmente desde los 5 micrones (análisis granulométrico
por sedimentación, ciclosizer o pipeta andresìana) y Se extiende hasta mas de
1000 micrones.
Zarandas: Carga circulante
Para dimensionar correctamente las zarandas debe tomarse en cuenta :
a) Las cargas de cada cubierta , con su coeficiente correspondiente.
b) La carga circulante del circuito chancadora/clasificación con su
granulometría promedio, siendo este ultimo dato de especial
importancia para el diseño del circuito presentaremos a continuación el
procedimiento más usual (de varios criterios recomendados) , para un
circuito cerrado sencillo , según esquema adjunto:
Llamando T y r ,respectivamente, las T/h de alimentación frescas =
descarga de la chancadora primaria , y carga circulante carga de la
zaranda y de la chancadora secundaria y "t" y "r" los % de finos menores
que la malla de separación del cedazo en ambos productos : siendo
además 85% la eficiencia del cedazo en ambos productos; siendo
además 85% la eficiencia del cedazo (recuperación de finos) ;
se tiene:
0.85X(Rr+Tt) = T (ecuación de finos pasando cedazo)
Resolviendo, si t y r se expresan en forma decimal :
R=T/0.85rX(1�0.85t) , y si t=0.20 y r=0.50:
R= 1.953 por ejemplo la carga circulante = 1.953 veces la alimentación
fresca.
La expresión anterior , aunque simple , no considera que 15% de los
finos son arrastrados por el sobretamaño del cedazo y pasaran por la
chancadora sin fracturarse.
Esta expresión es correcta si "t“y"r" son datos determinados
experimentalmente, pero si se usa "r" de las tablas o curvas teóricas
publicadas por el fabricante, como " generado por el chancado" , debe
hacerse una corrección por contenido
arrastrado de los finos.
0.15T/0,85 es el peso de finos arrastrados por ineficiencia del cedazo y
Ro es la carga circulante efectivamente chancada en la chancadora
secundaria entonces:
R = 0.15T/0.85+Ro (ecuación de peso)
Si Ro es el contenido del material efectivamente chancado, Ro, con los
demás símbolos como arriba;
c) Rr=0.15T/0.85 +Roro (ecuac. del cont. de finos );
Sustituyendo Rr según ec. 3 en 1 , resulta :
0.85x(Tt+0
15T/0.85+Roro)=T ; o:
Roro=T(1-t)
y finalmente reemplazándose el valor de Ro en (2):
R=0.15T/0.85+T(1-t)/ro
R=(T/0.85ro)(O.15ro+0.85(1-t))
Aceptando nuevamente que "t" y"ro" son datos publicados por
fabricantes y expresados en decimales , hagamos t = 0.2 y ro=0.5 ;
luego encontraremos:
R=(0.075+O.68)/0.425:1.78
Este resultado es inferior al primero , pues el contenido real de finos de
la carga circulante por efecto de la ineficiencia del cedazo , es mayor
que el supuesto en la primera formula , que conforme a lo dicho
anteriormente , es solamente valida Si los valores de t y r son
determinados en laboratorio a base de muestras y no son datos
publicados.
Clasificadores mecánicos
Emplean la fuerza gravitatoria (sedimentación obstaculizada libre) El
mecanismo de extracción de arenas gruesas (u/f) se da en forma
continua: RASTRILLOS/ESPIRALES
El Área requerida de sedimentación: es función de la
densidad granulometría y concentración de sólidos en la pulpa. Se
determina por la ecuación:
La capacidad de transporte mecánico es función del diseño y la
velocidad y la inclinación del fondo.
Hidrociclones
Emplean como efecto clasificador la fuerza centrifuga (sedimentación
obstaculizada forzada) sobre la pulpa en una trayectoria circular.
Las partículas gruesas y pesadas son empujadas a la periferia y bajan
al apex.
Los parámetros de influencia en la separación del ciclón son:
la geometría interna, las dimensiones del apex y del vortex-finder, y
los factores dinámicos: presión de bombeo que determina la
velocidad angular de la pulpa.
Clasificación de hidrocliclones
El hidrociclón es un aparato estático que utiliza fuerzas centrifugas para
clasificar sólidos contenidos en una pulpa. Si los sólidos que alimentan al
clasificador están suspendidos en aire, éste se denomina simplemente
ciclón.
Su uso es ampliamente difundido en las plantas metalúrgicas
pudiendo realizar clasificaciones en rangos tan gruesos como de 600
micrones y tan finos como los de 10 micrones, compitiendo con tamices
y centrifugas. Las principales ventajas que ofrece son su
fácil fabricación, su gran capacidad respecto al espacio que ocupa y su
bajo costo.
Partes de un hidrociclón
Los hidrociclones tienen una concepción muy simple; sus partes son las
siguientes: (Ver figura 10).
Cámara cilíndrica de alimentación (A) a la que la pulpa
ingresa tangencïalmente a presión por la tubería de alimentación
(B). Esta parte cilíndrica está provista en su parte superior de un
diagrama llamada vórtex finder (C) que luego se prolonga a través
de una tubería (D) por donde serán evacuados los productos finos
de la clasificación (rebose).
Sección cilíndrica (E) que se transformará en la parte inferior en un cono
(F) que termina en una boquilla (G) por donde son evacuados
los productos gruesos (descarga). Esta boquilla recibe el nombre de
apex.
Un hidrociclón se especifica por el diámetro de la cámara cilindrica
de alimentación Dc, siendo las dimensiones restantes funciones de
esta magnitud. Por ejemplo, el área de ingreso varia del 6 al 8% del área
transversal de la parte cilindrica. Esta entrada es en una mayoria
de casos rectangular o cuadrada.
El vortex tiene un diámetro Do, que oscila entre el 30 al 40%
del diámetro Dc y penetra hasta la sección cilindrica para evitar
los cortocircuitos que podrían arrastrar particulas gruesas al rebose.
La sección cilindrica localizada entre la sección cónica y la
cámara cilindrica de alimentación, tiene un diámetro Dc; su longitud
puede variar de acuerdo a la aplicación del ciclón como se
verá posteriormente.
La sección cónica presenta un ángulo de 12° para ciclones menores
a 10” mientras que para diámetros mayores, el ángulo puede llegar
a 20°. El apex tiene un diámetro de aproximadamente l/4 del diámetro
Do del vortex.
