Facultad de Ingeniería Geológica, Minera, Metalúrgica y Geográfica

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Caracterización geometalúrgica del concentrado de cobre con contenido de arsénico y antimonio de la mina Pasto Bueno, para la lixiviación alcalina
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Ramos Peralta, Julio; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Caracteriza el concentrado de cobre de la mina Pasto Bueno para la lixiviación alcalina y reducir el contenido de arsénico y antimonio. El estudio se desarrolla ante la necesidad de darle viabilidad técnica - económica al procesamiento de minerales con alto contenido de contaminantes tipo arsénico y antimonio en la unidad minera Pasto bueno, ubicada en el departamento de Áncash, Perú, para lo cual se toma muestras de concentrado de cobre, cuyo análisis químico reporta 22.85% de Cobre, 74.3 Oz/TC de plata, 20.78% de plomo, 10.50% de zinc, 0.57% de bismuto, 7.25% de arsénico y 6.33% de antimonio. Se realiza pruebas metalúrgicas de lixiviación alcalina con Na2S y NaOH, evaluando dicho proceso a las temperaturas de 25, 50, 75 y 100°C, en 120 minutos, cuyos resultados demuestran que a 100 °C se lixivió 67.31% de arsénico y 69.52% de antimonio, con una dosificación de 16.5 Kg/TM de NaOH y 58.90 Kg/TM de Na2S. Luego de haber definido la temperatura de trabajo, se evalúa la influencia de la concentración de los reactivos para periodos de tiempo de 2, 4, 6 y 8 horas, alcanzando disolver 80.37% de arsénico y 78.18% de antimonio en un periodo de 4 horas con una dosificación de 48 Kg/TM de NaOH y 13 Kg/TM de Na2S. Con los resultados obtenidos se plantea evaluar la influencia de la variable tamaño de partícula en el proceso, para lo cual se desarrolla pruebas con muestras de tamaño 10%, 20%, 30% y 40% - 400 malla, cuya prueba más representativa es a 10% - 400 malla, alcanzado lixiviar 93.79% de arsénico y 96.21% de antimonio.
Caracterización microscópica de relaves de amalgamación para recuperar oro y plata mediante el proceso de lixiviación con reactivos ecológicos, Puno
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Ortiz Barreto, Jorge Alberto; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
En esta investigación se evaluó la lixiviación con reactivos ecológicos como alternativa para la recuperación de oro y plata a partir de los residuos de amalgamación en la región Puno. Los análisis químicos realizados sobre el relave debidamente muestreado determinaron una ley de 19.58 g-Au/TM, y 159,67 g-Ag/TM, y los ensayos de microscopia óptica identificaron la presencia de Au libre, además de magnetita, hematita, pirita, rutilo, ilmenita, y gangas. Para conocer a detalle la composición de las GGs se realizó la microscopia XRD identificando especies como titanomagnetita, zircón, moscovita, andalucita, forsterita, y cuarzo, además de las especies que fueron identificadas por microscopia óptica. Teniendo en cuenta la mineralogía del relave de amalgamación, se llevaron a cabo pruebas de lixiviación utilizando reactivos ecológicos, específicamente Sandioss y Jinchan, para ello, se aplicó un diseño experimental factorial con dos factores, dos niveles y dos réplicas, evaluando la recuperación de Au y Ag teniendo en cuenta las variables de tiempo de molienda y tiempo de lixiviación. Del total de las pruebas realizadas con Sandioss, la mayor eficiencia alcanzada fue de 96.14% para el oro y 89.03% para la plata, con un consumo de 11.23 kg/TM de reactivo y 4.21 kg/TM de cal, empleando una muestra con 10 de minutos de remolienda (P80 = 77.25µ) y 24 horas de proceso. El ANOVA de las recuperaciones de Au y Ag determinaron la mayor contribución del tiempo de molienda, además se ajustaron los modelos: Rec. Au (%) = 81.793 + 1.3128 Molienda (minutos) + 0.1011 tiempo de lixiviación - 0.00581 Molienda (minutos)*tiempo de lixiviación, y Rec. Ag (%) = 60.57 + 2.459 Molienda (minutos) + 0.2444 tiempo de lixiviación - 0.0081 Molienda (minutos)*tiempo de lixiviación. En el desarrollo del diseño de pruebas con reactivo Jinchan, se logró una recuperación de oro del 95.69% y de plata del 84.54%, con un consumo de 12.83 kg/TM de reactivo, 4.05 Kg/TM de cal, 10 minutos de molienda y 24 horas de proceso. El ANOVA de las recuperaciones de Au y Ag reafirmaron la mayor contribución de la variable tiempo de molienda (granulometría), y se ajustaron los modelos: Rec. Au (%) = 78.762 + 1.2367 Molienda (minutos) + 0.1614 Tiempo de lixiviación (horas) + 0.00239 Molienda (minutos)*Tiempo de lixiviación (horas), y Rec. Ag (%) = 74.39 - 2.236 Molienda (minutos) + 0.4436 Tiempo (horas) + 0.01000 Molienda (minutos)*Tiempo (horas). Se pudo determinar una mejor recuperación de metales preciosos con el reactivo ecológico Sandioss con un k = 0.005 y coeficiente de correlación de 0.8734, y la estimación de la utilidad generada por la lixiviación de 100 TM de relaves de amalgamación fue de 459871.58 S/., la cual sustenta un proceso alternativo ambientalmente amigable para la recuperación de oro y plata del relave procedente de la amalgamación en Puno.
Caracterización mineralógica de mineral polimetálico para optimizar la recuperación de plomo - plata en el proceso de flotación en la zona altoandina del Perú
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Valverde Díaz, José David; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Propone optimizar la tasa de recuperación de plomoplata (Pb-Ag) en el proceso de flotación de la mena polimetálica en la zona Alto Andina del Perú, mediante la caracterización mineralógica-metalúrgica, el diseño experimental de pruebas metalúrgicas evaluando variables independientes de dosificación de reactivos y pH, y la obtención de un blending adecuado en el proceso de flotación, utilizando una línea metodológica experimental, por ello se realizó el estudio de caracterización cualitativa y cuantitativa de las tres bocaminas en extracción, asimismo, la recopilación de los datos mediante un muestreo sistematizado de acuerdo al estándar del laboratorio metalúrgico , donde se clasificaron y codificaron las muestras de acuerdo a sus características para realizar los ensayos correspondientes en el laboratorio químico, con los cuales se realizó una evaluación analítica a través del programa de análisis y control estadístico de procesos Minitab, permitiendo optimizar la tasa de recuperación de plomo - plata en el proceso de flotación. El análisis de los efectos estandarizados permitió identificar que la interacción de las diferentes variables son las que ejercen mayor influencia en la calidad y recuperación del plomo y plata, por ende, para la obtención de un mejor performance metalúrgico en la recuperación de plomo y plata en el blending, el consumo de colector mezcla (AP-3418 y AR- 404) resultó 27 gr/TM; asimismo, el consumo de colector AR-242 es 8 gr/TM con un pH óptimo de 11.10. La determinación de las leyes de la cabeza de plomo y plata en la conformación del blending resultó 1,228% y 3,226 Oz/TC respectivamente, por consiguiente, los porcentajes de blending es 35% tajo 1, 39% tajo 2 y 26% tajo 3; por lo tanto, estos parámetros se obtiene una recuperación de 83.29 % de plomo y 83.67 % de plata en el concentrado en el proceso de flotación.
Diseño para la recuperación de zinc en minerales sulfurados de alta ley mediante el proceso de flotación en el departamento de Ancash
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Vilela Carhuavilca, José Alberto; López Arevalo, Oscar Andres; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Realiza el diseño de la recuperación de zinc en especies sulfuradas de alta ley mediante el proceso de flotación en el departamento de Ancash. La flotación de minerales de alta ley de zinc no se realiza debido a que la mayoría de los circuitos en pequeña minería generan muchas perdidas de contenido metálico durante su procesamiento. Generalmente estos lotes de alta ley tienen que ser blendeados con lotes de baja ley para que puedan ser procesados. El pequeño productor minero tiene que esperar que llegue un lote de baja ley y muchas veces se blendea con minerales que perjudican la recuperación. De esta manera, la problemática que se abordó para desarrollar el siguiente proyecto de investigación, tiene fundamento que para el proceso de flotación de especies sulfuradas de alta ley para los pequeños mineros presentan bajas recuperaciones y calidades de concentrados no comerciales. Por ello, se hace necesario evaluar las variables independientes de dosificación de reactivos y desarrollar un modelo que sirva como base para controlar el procesamiento de estas especies, por flotación, con la finalidad de reducir las pérdidas económicas por las bajas recuperaciones y calidades de concentrado pobres en zinc.
Estudio del incremento en la recuperación y calidad del concentrado de ZN en la flotación polimetálica en el distrito de Yarusyacan – Cerro de Pasco
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2020) Barrientos Rios, José Luis; Quispe Gallegos, Luis Enrique; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Estudia el incremento del grado y recuperación del concentrado de Zn, a partir de un preconcentrado sulfurado en el proceso de flotación, determinando los parámetros de dosificación de reactivos, se ha procedido hacer un bloque de pruebas a nivel laboratorio y desarrollar la mejor performance metalúrgica. Para este estudio se cuenta con una muestra representativa tomada a lo largo de las guardias de la planta concentradora, la ley promedio de cabeza es de: Espuma de la 2da. Limpieza Zn: Ag Oz/TM: 3.15 Pb %: 1.09 Zn %: 40.89 Cu %: 1.46 Fe %: 11.77 Bi %: 0.131 La caracterización de la muestra se llevó a cabo con el microscopio óptico polarizado, los resultados de la caracterización indicaron presencia en el concentrado de Zn, contenidos de Cuarzo, Pirita, Pirrotita, Esfalerita (Blenda - Marmatita), Silicatos de (CaAlFe), Silicatos de (AlK), Carbonatos de calcio, calcopirita, óxidos e hidróxidos de hierro y galena. La ley promedio de concentrado final es de 51.5% Zn, en base a la caracterización se dirigió el estudio en la etapa de tercera limpieza Cleaner, se pasó al muestreo con un lapso de 30 min por 4 horas en 4 guardias para realizar pruebas representativas en el laboratorio en la cual se utilizó el Cuprocianuro como reactivo polimetálico secundarios y combinación de otros reactivos tales como: Cal, Dextrina, Quebracho. Se determinó el reactivo idóneo con el CuproCianuro alcanzando leyes de: Prueba 4 Grado Zn%: 52.24 Recup. Zn%: 73.80 Cabeza Zn%: 47.03 FM: 81.98 Prueba 5 Grado Zn%: 52.52 Recup. Zn%: 72.00 Cabeza Zn%: 47.00 FM: 80.46 Tomando como parte del estudio de la presente tesis, las variables dosificación del Cuprocianuro: 30g/TM, 35g/TM, 45g/TM, 50g/TM y dosificación del reactivo de flotación en la tercera Limpieza Cleaner. En base a los resultados de la caracterización se llevaron a cabo las pruebas metalúrgicas de flotación cleaner en la planta concentradora, adicionando el Cuprocianuro con: 40gr/TM, obteniendo un grado de 54.47%, recuperación de 69.20%, con un Factor metalúrgico (F.M) de 80.75
Evaluación de la temperatura que influye en la recuperación de molibdeno en el proceso de flotación para un concentrado bulk del distrito de Ilabaya
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2022) Obregón Yauricasa, Erick Agustin; Peña Lavado, Xavier Kevin; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La tesis se realizó a partir de un estudio investigativo y de mejora, el cual se compone de una muestra de concentrado bulk cobre-molibdeno (Cu-Mo) proveniente de un yacimiento porfídico de la región sur de Perú. La ley promedio de cobre (Cu) es 0.6 % y la de molibdeno (Mo) es 0.022 %. La caracterización de la muestra del concentrado obtenido en las pruebas realizadas se logró con el apoyo del área de Laboratorio Químico. Los resultados señalaron que las siguientes especies mineralógicas se encuentran presentes: calcopirita, calcosita, bornita (referidos a sulfuros de cobre), realgar y arsenopirita, como otros sulfuros. Además, también contiene pirita y molibdenita. Con los resultados de la caracterización, se tiene conocimiento qué mineral se procesa y se da un enfoque especial a la molibdenita, cuya flotabilidad natural rige el proceso de flotación que se desarrolla. En ella, se emplea un sistema de calentamiento indirecto para aumentar la temperatura de la pulpa y evaluar la influencia de esta variable en la recuperación del Mo. Se llevaron a cabo cuatro pruebas metalúrgicas de flotación, realizadas con temperaturas variadas, en las que se mantenían constantes las variables deadición de NaSH, potencial de hidrógeno (pH) y potencial de oxidación-reducción (ORP) para un tiempo de flotación de ocho minutos. La adición de NaSH se mantuvo en 6.3 ml; el pH de la pulpa, en un promedio de 9.03 y los ORP, en un valor promedio de -469.75 mv. La primera prueba se realizó a 23 °C, tomada comotemperatura ambiente, y se obtuvo una recuperación de 96.38 %. La segunda prueba, realizada a 40 °C, dio como resultado una recuperación del 97.15 %. La tercera prueba se llevó a cabo a 55 °C y el valor de la recuperación fue 96.77 %. La última prueba, ejecutada a 70 °C, dio una recuperación de 96.46 %. Con los datos obtenidos, se hizo un análisis con las herramientas Excel y Minitab, en el cual se determinó que el proceso adecuado, según los resultados a los que se llegó, fue realizar una flotación a 50.53 °C, para obtener una recuperación del 97.01 %.
Evaluación del carbón mineral, para disminuir el contenido de azufre y mejorar su calidad
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2017) Quijandría Lavarello, Juan Carlos; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Desarrolla aspectos esenciales referidos al carbón mineral; sus principales características fisicoquímicas, petrográficas, mineralógicas y los procesos de lavabilidad y flotación. La caracterización del carbón estudiado es un carbón bituminoso de alto contenido volátil, con un buen rendimiento energético y baja concentración de cenizas y azufre. Se ha estudiado la eliminación de materia mineral con especial hincapié en el azufre, mejoramiento del carbón fijo y el poder calorífico del carbón mineral de las minas San Alejandro, Oyón. Del estudio de caracterización del carbón mineral estudiado se ha determinado una granulometría promedio de 93.51% a una malla -200, una dureza de 3, densidad aparente de 1.30 gr/cm3, densidad real de 1.72 gr/cm3 y una porosidad de 0.79%. Respecto al análisis inmediato los promedios de las muestras en base seca son de 0.78 % de Humedad, 18.73 % de Materia Volátil, 17.33 % de Cenizas y 60.24 % de Carbón Fijo, Poder Calorífico Superior de 7257.31 Kcal/kg y un Poder Calorífico inferior de 7239.80 Kcal/kg. El análisis microscópico muestra la presencia de 96.91 % de Grafito (grf) y 3.09% de Pirita (py). Las fracciones de finos de estos carbones estudiados en este trabajo han sido tratadas mediante Lavabilidad y Flotación con espumantes. De los resultados obtenidos por lavabilidad tenemos una disminución del contenido de cenizas promedio de 5.14%, una eliminación promedio de 2.18% de Azufre, un leve incremento de Materia Volátil a 18,65 % y Carbón Fijo a 62,43 %. De los resultados de flotación se tiene una disminución notable de Cenizas de 55.35% y de Azufre de 36.61%; un incremento de carbón Fijo de 16.91% y el Poder Calorífico se incrementó de 7257.31KCal/Kg a 8141.22 KCal/Kg.
Evaluación del carboximetil celulosa (CMC) en el proceso de flotación de un mineral aurífero polimetálico con contenido de carbón para mejorar el grado de concentrado, en la provincia de Azuay- Ecuador
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Gil Medina, Joel; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La investigación de tesis se realizó con mineral polimetálico de oro con contenido de carbón que se procesa en la planta de beneficio de la empresa Sociedad Minera Liga de Oro - SOMILOR S.A., localizada en la provincia de Azuay, cantón de Camilo Ponce Enríquez - Ecuador. La muestra corresponde al relave del proceso gravimétrico que posee una ley de cabeza 1.96 g/TM de oro. En la planta de beneficio se usa el proceso de flotación de los relaves gravimétricos, donde se obtiene concentrados de baja ley de oro, puesto que el carbón es desplazado al concentrado. Con el propósito de mejorar el grado de concentrado se realizó un estudio mineralógico y metalúrgico de dicho mineral, evaluando principalmente la influencia de carboximetil celulosa (CMC) en la flotación. Con el análisis mineralógico realizado a cada fracción de tamaño de la muestra de cabeza y aplicando la microscopía óptica, se identificó entre los principales minerales metálicos a la pirita, pirrotina y arsenopirita; al grafito como especie mineralógica del carbón, esto se corroboró con el análisis por difracción de rayos X (XRD) realizado a la muestra de cabeza, donde se determinó l grafito está en un 1.0%.
Evaluación en la recuperación del oro y plata a partir de minerales sulfurados en una matriz de cuarzo : Minera Koricolqui
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2008) Palomino Hidalgo, Angel Emilio; Ramos Ledesma, Oscar Ramón; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
El mineral estudiado corresponde a la Mina Koricolqui S.A.C. ubicada en la provincia de Otuzco, departamento de La Libertad. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM. Observamos la presencia de esfalerita, calcopirita, pirita, electrum, marcasita, arsenopirita, goetita, calcosita, tetraedrita y gangas, siendo las leyes de la muestra de cabeza de 6.63 gr. de Au /TM y 11.22 oz. de Ag /TM. La primera prueba de flotación convencional de la muestra se realizó a una granulometría de 55% -200 mallas, cuyo balance metalúrgico global nos indica una recuperación de Au igual 56.85% y Ag igual 44.71%. En vista de que los resultados obtenidos no fueron muy satisfactorios y teniendo en cuenta el estudio microscópico de las especies mineralizadas, se realizó una etapa de preconcentración al mineral utilizando el concentrador centrífugo Falcon previo a la etapa de flotación a una granulometría de 55% -200 mallas, y se obtuvo una recuperación de Au igual 42.68% y Ag igual a 30.08%. En la etapa de Flotación del relave del concentrador centrífugo Falcon, los resultados nos muestran una recuperación de Au igual a 24.57% y Ag igual a 28.19%. Finalmente, la recuperación total del proceso Concentrador centrífugo Falcon más Flotación del relave Falcon es de Au igual 67.25% y Ag igual a 58.27%. Es aquí donde se observó que con la etapa de preconcentración las recuperaciones en Au y Ag se incrementaron en 10.40% y 13.56% respectivamente. En la segunda prueba de Flotación Convencional del mineral inicial, realizado con una granulometría de 66% -200 mallas, los resultados nos indican una recuperación de Au igual a 62.63% y Ag igual a 49.36%.
Evaluación metalúrgica del mineral polimetálico de Pb- Zn en el proceso de flotación en la pequeña minería de la provincia de Huaylas-Ancash
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Campos Espinoza, Rodolfo César; Jara Valencia, Angel Jonathan; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
En este estudio se investigó un mineral proveniente del distrito de Huaylas, en Ancash, con una ley de cabeza de 17.41% de Pb, 12.93% de Zn, y 5.23 Oz/TC de Ag. La microscopia óptica permitió identificar las principales especies minerales, destacando la galena (20.56%) y la esfalerita (17.68%) como los minerales sulfurados predominantes de plomo y zinc, respectivamente, con un alto grado de liberación de partículas (98.89% para la galena y 99.82% para la esfalerita). También se detectaron trazas de calcopirita (1.27%), tetraedrita (0.69%) y plata nativa. La pirita fue el mineral mayoritario (34.38%), seguida de las gangas (24.51%). Los análisis químicos confirmaron las leyes de 17.41% de Pb, 12.93% de Zn y 5.23 Oz/TC de Ag, lo que respalda la viabilidad económica del tratamiento. En cuanto al estudio metalúrgico, se realizaron pruebas de flotación en dos etapas. La mejor recuperación de plomo se alcanzó en la prueba N°8 con un 97.35% de recuperación, una ley de 61.55% y 21.15 Oz/TC de Ag, utilizando una granulometría de 250 μ, 80 g/TM de AR-3418, 200 g/TM de ZnSO4, 50 g/TM de NaCN, 20 g/TM de AR- 1242, y 15 g/TM de MIBC, a un pH de 8.5. En la recuperación de zinc, la prueba N°6 alcanzó un 98.14% de recuperación, con una ley de 58.63%, usando una granulometría de 70% - 200 malla, 500 g/TM de CuSO4, 50 g/TM de Z-11 y 15 g/TM de MIBC, a un pH de 11. Los resultados de valorización económica indicaron que una tonelada métrica de concentrado de plomo generó un valor de $1327.88, mientras que el concentrado de zinc alcanzó un valor de $1041.02 por tonelada. Estos resultados demuestran la rentabilidad potencial del proceso de flotación para los pequeños productores mineros de la provincia de Huaylas, Ancash, proporcionando una guía útil para transacciones de compra y venta de minerales en la región.
Evaluación para la recuperación de oro a partir de los relaves de amalgamación mediante procesos de gravimetría y lixiviación de la minería artesanal en la zona de Huarochirí-Lima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Colán Nishimoto, Tatiana María; Ocaña Espinoza, Ernesto Efrain; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Aplica el proceso de concentración centrifuga gravimétrica, y cianuración de los relaves de concentración a nivel de laboratorio, para recuperar oro de los relaves de amalgamación de la minería artesanal en la zona de Huarochirí. El resultado del análisis químico de una muestra representativa ensayó una ley de 1.137 Oz-Au/TC, el cual se encontró como libre, además, la caracterización mineralógica de dicha muestra indicó la presencia de: Calcopirita, esfalerita, galena, pirita, arsenopirita, hematita, goethita, óxidos de mercurio, y gangas. En base a la mineralogía de la muestra, se desarrollaron pruebas de concentración centrifuga gravimétrica en 2 etapas, Los resultados del proceso gravimétrico centrífugo en la primera etapa fueron: 11.15% de recuperación de Au, con una ley del concentrado de 375.09 g-Au/TM, y un ratio de 102.13, con una granulometría 55.60% - 200 malla. En una segunda etapa de concentración, se logró recuperar 4.8% de Au con una ley de 104.91 g/TM, y 84.78 de ratio de concentración. El proceso de concentración centrifuga gravimétrica alcanzó una recuperación de 14.84% de oro en ambas etapas. Con los relaves de la mejor prueba de concentración centrifuga gravimétrica, se desarrollaron pruebas de moliendabilidad, determinando la ecuación P80 =-1.0358(t)+75.715. Así también se elaboró un diseño factorial de 2 factores, 2 niveles y 2 réplicas, para evaluar la influencia del P80 en un rango de 57.06 a 70.10 micras, y el tiempo de lixiviación de 24 a 48 horas, determinando que la variable P80 presenta una contribución de 88.95% en la recuperación de oro. En base al diseño factorial, se desarrollaron pruebas de lixiviación en función del tamaño de partícula, determinando que para un tamaño de 55 micras (P80), se logra recuperar 95.95% de oro, con un consumo de 3.4 Kg/TM de cianuro y 1.7 Kg/TM de cal. Por último, se evaluó la cinética de lixiviación en un período de 24 horas, determinando una recuperación de 94.86 % de oro en el tiempo de 24 horas, presentando el modelo %Rec. Au= -0.2037(t)2 + 9.4545(t)-13.479, el cual presenta un coeficiente de correlación de 0.9861.
Evaluación sistematizada y proceso metalúrgico para minerales sulfurados complejos de oro de la mina Coricancha
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2013) Sánchez Quispe, Luis Alberto; Villavicencio Jaimes, Edwar Wilmer; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
El Perú, país rico en minerales y reservas de oro en cantidades apreciables, tiene un sector minero metalúrgico atractivo al mundo y de gran importancia en el desarrollo económico nacional. Sin embargo, en la metalurgia del oro existen minerales llamados refractarios o complejos donde el oro fino libre se encuentra atrapado o asociado a los sulfuros (pirita y arsenopirita), problemas presentes en la planta concentradora Tamboraque, el cual utiliza procesos metalúrgicos convencionales poco eficientes y de altos costos operativos. En este sentido, el presente trabajo de investigación encontró una alternativa para el tratamiento de este tipo de minerales complejos que consiste en una flotación total en una primera etapa y luego una flotación diferencial especial en la segunda etapa, obteniendo como resultados una reducción de 76.82% del volumen de tratamiento, 78.31% del consumo de reactivos, 63.64% de presencia de reactivos tóxicos en el relave general, 55.85% del volumen de agua utilizado para los circuitos de flotación y 55.04% en gastos operativos de los mismos. Además se determinó que con una inversión mínima de 406,160.73 US$ se podrá implementar esta propuesta utilizando sus mismas instalaciones y recursos, generando un ingreso anual de 222,486.01 US$, y con ventajas significas en el aspecto ambiental, técnico y económico. Palabras clave: Minerales refractarios, cianuración, flotación, arsenopirita
Implementación de la tecnología de rodillos de alta presión (HPGR) como chancado cuaternario para incrementar la capacidad de molienda
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2021) Delgado Seclen, Daniel Martin; Machado Yong, Angel Hernán; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Determina como la implementación de la tecnología de HPGR como el chancado cuaternario incide en el incremento de la capacidad de molienda en una empresa minera al sur del país. El método fue analítico, deductivo, e hipotético, con un tipo de investigación aplicada con un diseño experimental, nivel descriptivo– interpretativo y enfoque mixto (cuali–cuantitativo). La población estuvo conformada por las actividades relacionadas con las etapas del chancado. La muestra estuvo constituida por las actividades relacionadas con el chancado cuaternario. Esta investigación se subdividió en tres etapas principales estructuradas para dar respuesta a los objetivos que planteados. Los resultados demuestran que es factible incrementar la capacidad de molienda en una empresa minera al sur del país con la tecnología HPGR, debido que se logra la disminución de la granulometría de alimentación los molinos de barras y bolas, desde un P80 actual de 12,2 mm a un P80 de menos de 6 mm (entre 5,7 y 3,2 mm). Además, las microfracturas generadas por el HPGR permitieron disminuir el Work Index (Wi) de 15,1 Kw-h/TC a 13,7 Kw-h/TC, lo que incrementa la capacidad de molienda y por ende las etapas de procesamiento del mineral posteriores al chancado. Los ensayos de laboratorio y evaluación de escenarios realizados confirman que la instalación de HPGR permite garantizar la capacidad de mineral requerido (60.000 Ton/día) para ser tratado en la molienda. Por otro lado, la evaluación técnica del estudio de factibilidad indica que el desarrollo de un proyecto de instalación HPGR en la cuarta etapa de chancado es la alternativa más viable para incrementar la capacidad de molienda de minerales de alta dureza, en comparación con otras tecnologías disponibles. Se concluye que la implementación de la tecnología de rodillos de alta presión (HPGR) en el chancado cuaternario incide en el incremento de la capacidad de molienda en una empresa minera al sur del país.
Influencia del carbón mineral en la recuperación de oro a partir de minerales mixtos en columnas de lixiviación, Huamachuco – Región La Libertad
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Chuquimbalqui Espinoza, Yashira; Suxe Vergaray, John Deivis; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La presencia de material carbonáceo en los yacimientos de minerales oxidados en la región La Libertad disminuye la recuperación de Au en el proceso de cianuración en columnas, debido a que genera el efecto preg-robbing. Por tal razón, fue necesario realizar los análisis de microscopia óptica para minerales oxidados con presencia de carbón, así como mineral sin contenido de carbón, logrando identificar la presencia de oro libre en trazas asociadas a las gangas, también, especies sulfuradas de calcopirita y pirita con distribuciones de 0.37% y 0.97%, respectivamente. Teniendo muestras representativas de 3 tajos denominados María, Herminia y Sofía, se realizaron pruebas de cianuración en columna a nivel laboratorio bajo los parámetros de 10.5 de pH, 50 días de lixiviación, a granulometrías de 100% - (4”, 2”, 1”). Las pruebas de lixiviación en columna del tajo María; de 0.9 g/t de Au y, sin presencia de carbón, alcanzaron una recuperación de 85.66% de Au a una granulometría de 100% - 2” en un periodo de 25 días con un consumo de 0.18 Kg/t de cianuro y 0.16 Kg/t de cal. Por otro lado, Las pruebas de lixiviación del tajo Herminia de 0.52 g/t de Au, y 0.05 % de total mineral carbón (TCM), alcanzaron la recuperación de 75.47% a una granulometría de 100% - 2” en un tiempo de 25 días, con un consumo de 0.10 Kg/t de cianuro y 0.07 Kg/t de cal. Con respecto al tajo Sofía, que, ensayó 0.38 g/t de Au y 0.1% de TCM, logró recuperar 61.5 % de Au; para una granulometría de 100% - 2” y un periodo de 35 días, con un consumo de 0.23 Kg/t de cianuro y 0.269 Kg/t de cal. Se determinó que para mayores niveles de TCM la recuperación de oro disminuye, perjudicando el beneficio de dicho metal en los tajos con altos contenidos de TCM. En base a los resultados obtenidos de la cianuración de los minerales de los distintos tajos, se elaboró un diseño experimental de mezclas, determinando la óptima recuperación de 85.2% de Au empleando 50% de tajo María, y 50% del tajo Herminia. El blending óptimo de la mezcla determinó una recuperación de 86.12% lixiviando en columna 77.78% del mineral de tajo María, y 22.22% del tajo Herminia.
Lixiviación ácida oxidativa de arseniuros para disminuir las emisiones arsenicales de una fundición, La Oroya, Perú, 2012-2021
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Rivera Del Valle, Luis Américo; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Evalúa el proceso de Lixiviación Acida Oxidativa (LAO), que emplea la mezcla H2SO4 - H2O2 para disolver los arseniuros, seguido de la remoción ambiental del arsénico por precipitación como Escorodita; proceso conocido y de aceptación mundial con la finalidad de proporcionar una alternativa ambiental de remoción de arsénico de los arseniuros, componente principal de los recirculantes en una fundición de plomo. Se concluye que la lixiviación ácida oxidativa de los arseniuros disminuye las emisiones arsenicales, puesto que disuelve el 56 % del As que es drenado (no recirculado a los hornos), el 90 % de Cu disuelto, es fácilmente recuperado, el consumo de H2O2 fue optimizado a 240 kg/t, con 80 g/L de H2SO4, 80 oC y relación L/S de 9. La relación molar As/Fe >26 se logra con el uso relaves de cobre, como mejor aportante de Fe.
Optimización de la recuperación de cobre a partir de minerales sulfurados con contenido de arcillas mediante el proceso de flotación en la zona de Espinar – Cuzco
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2024) Carranza Lévano, Renato Carlos; Jara Solorzano, Edinson; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
En esta investigación de carácter experimental y aplicativo, se aborda el desafío de mejorar la recuperación de cobre a partir de un mineral sulfurado con contenido de arcillas en la etapa Rougher del proceso de flotación de la planta concentradora ubicada en Espinar, Cuzco. El propósito general de este trabajo se enfoca en aplicar mejoras a la eficiencia de la recuperación de cobre a través de la optimización de variables en el procesamiento. La metodología empleada implicó la recolección de muestras minerales para su posterior procesamiento en laboratorio. Se llevaron a cabo pruebas de molienda y flotación variando la dosificación del NaSH, el tamaño de partícula (P80) y pH. Se optimizaron estas variables utilizando software estadístico Minitab y Excel. El resultado del presente trabajo demuestra que al dosificar 150 g/t de NaSH en una prueba metalúrgica de flotación, con un P80 de 245 um y un valor de pH igual a 10, se logró optimizar la recuperación de cobre desde 71.25% hasta un valor de 73.32%. Se estima un beneficio económico promedio anual de USD 9.66 Millones de dólares con un ratio de beneficio-costo igual a 1.97. Esta investigación ha proporcionado información valiosa sobre la recuperación de cobre en el tratamiento de minerales con contenido de arcillas. Además, es un impacto significativo en la eficiencia y la rentabilidad de la planta concentradora, contribuyendo así al progreso en la industria de la minería y en la producción sostenible de cobre.
Optimización del proceso de lixiviación clorurante en medio ácido oxidante de concentrados sulfurados de cobre
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2007) Fernández Salinas, Sósimo Isidoro; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
En la búsqueda de procesos hidrometalúrgicos para la disolución de cobre a nivel de laboratorio, partiendo de un concentrado de cobre sulfurado, siendo éste producto proveniente de un proceso de flotación proporcionado por la Empresa Minera Condestable S.A. La caracterización del concentrado se realizó en la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, en un microscopio óptico polarizado, en briquetas pulidas en el rango de +100 mallas hasta -325 mallas; en el cual se observa la presencia de cobre en aproximadamente de 87% en volumen y especies mineralógicas importantes, además incluye material estéril o gangas. El presente trabajo de investigación esta orientado a buscar nuevos esquemas de tratamiento de disolución de concentrados de cobre con oxidantes fuertes combinados de cloruro férrico y nitrato de sodio en una solución ácido clorurante; los productos de esta lixiviación genera cobre y azufre elemental. La variables estudiadas en la investigación fueron el tamaño de partícula, concentración de los oxidantes, temperatura, pH de la solución y velocidad de agitación (RPM) de la lixiviación.
Optimización en la recuperación de zinc de minerales polimetálicos mediante el proceso de flotación en la empresa Mines and Metals Trading Perú - Huancavelica
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2020) Inga Paucar, Aroldo; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
El presente trabajo de investigación tuvo como objetivo principal optimizar la recuperación de zinc en la segunda etapa de flotación de minerales polimetálicos de la empresa Mines and Metals Trading Perú, donde su Recuperación promedio anual de Zinc es de 82% (ver anexo 7). Las muestras se tomaron de la planta concentradora Recuperada, el muestreo de mineral fresco se realizó en la faja N°01 que alimenta a la molienda primaria y las muestras de pulpa se obtuvieron de las colas de flotación bulk Pb/Ag. Durante el estudio se realizó pruebas preliminares de flotación con la finalidad de seleccionar las variables independientes que tienen mayor influencia en la variable dependiente (Recuperación de zinc) haciendo uso del programa estadístico MINITAB. Para la flotación preliminar se tomó como base las dosificaciones de acuerdo al historial del proceso de planta concentradora Recuperada. Las variables de mayor influencia se seleccionaron con el T-student del programa estadístico MINITAB obteniendo el de mayor orden de significancia, el tiempo de remolienda (minutos) y luego el sulfato de cobre (g/TM). Para cumplir con el objetivo de optimizar la recuperación de zinc, con las variables seleccionadas se realiza el proceso de optimización con el diseño hexagonal y el análisis estadístico con el software Minitab, de esta manera se encuentra el modelo de la ecuación del modelo cuadrático. Al modelo obtenido se realiza las derivadas parciales para encontrar los valores máximos de las variables, obteniéndose el valor máximo de sulfato de cobre es de 351.06 g/TM, tiempo de remolienda de 5.06 minutos y la recuperación máxima de 88%. Con los valores máximas de las variables se realiza pruebas metalúrgicas con mineral fresco y se obtiene una recuperación de zinc de 87.70%.
Procesos metalúrgicos alternativos para recuperar cobre y oro a partir de minerales oxidados cianicidas
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2017) Cusiquispe Hancco, Danny Daniel; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La muestra de mineral oxidado procede de Poroma, distrito de Nazca, departamento de Ica. La ley de cabeza según el ensayo químico realizado al mineral es de 9.14% para el cobre y 11.60 g/TM para el oro. La caracterización de la muestra se realiza en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos (UNMSM). Se observa la presencia de calcopirita, pirita, covelita, calcocita, malaquita, magnetita y gangas. En el proceso de segregación se obtiene una recuperación de cobre de 45.23% con una calidad del concentrado segregado de 3.92% de cobre y un radio de concentración de 1.85. El relave del proceso de segregación fue cianurado, obteniéndose una recuperación de 84.80% en oro y 14.55% en cobre, con un consumo de cianuro de sodio de 42.60 Kg/TM y 19.15 Kg/TM de cal con un tiempo de cianuración de 24 horas. Los resultados de la flotación indican una recuperación de oro de 60.95%, cobre de 28.13%, la calidad del concentrado es de 129.50 g/TM de oro y 27.88% de cobre con un radio de concentración de 35.12. Los resultados de la cianuración de los relaves de flotación son una recuperación de oro y cobre de 35.48% y 27.20% respectivamente con un consumo de cianuro alto de 95.15 Kg/TM y cal 6.96 Kg/TM con un tiempo de cianuración de 24 horas. Finalmente la lixiviación de cobre con H2S04 arroja una recuperación de 87.21% con un tiempo de lixiviación de 3 hrs, y la cianuración de su relave tiene una recuperación de oro y cobre de 84.46% y 79.47% respectivamente para un tiempo de cianuración de 24 hrs, con un consumo de cianuro de 29.35 Kg/TM y cal de 24.25 Kg/TM. Comparando los resultados obtenidos de los tres procesos metalúrgicos mencionados, se concluye que el mejor proceso para minerales oxidados cianicidas es la lixiviación ácida, seguida de la cianuración de sus relaves.
Recuperación de oro en minerales sulfurados de baja ley en la provincia de Casma
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2017) Julca Vera, Diego Armando; Ortiz Barreto, Jorge Alberto; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Busca recuperar el oro de minerales sulfurados de baja ley provenientes de la provincia de Casma, mediante procesos metalúrgicos, combinados, de gravimetría-centrifugación, flotación y cianuración. Utiliza una muestra representativa de un mineral sulfurado de baja ley proveniente de la provincia de Casma del departamento de Ancash. La ley de cabeza es de 0.62 g/TM. La caracterización indica la presencia de las especies mineralógicas: Electrum, Esfalerita, Ilmenita, Pirita, Hematita, Goethita y gangas. Además en la muestra se encuentra partículas entrelazadas referidas al oro, las cuales son: Electrum-Goethita, Electrum-Gangas, Electrum-Goethita-Gangas. En base a estos resultados se realiza cuatro pruebas metalúrgicas de preconcentración gravimétrica-centrifugación en el concentrador Falcon. Según los resultados de la investigación, el proceso metalúrgico adecuado para la recuperación de oro de minerales sulfurados de baja ley en la provincia de Casma, consiste en una preconcentración con el concentrador Falcon, luego de lo cual se realiza los procesos de flotación de los relaves de la preconcentración; finalmente se juntan y se remuelen los concentrados obtenidos en la preconcentracion y flotación, para realizar el proceso de cianuración. Con este proceso, se obtiene una recuperación total de 87.94% de oro y un consumo de cianuro de sodio de 1.65 Kg/TM.

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