EP Ingeniería Metalúrgica

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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 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 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.
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.
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.
Recuperación de oro y plata por electrodeposición de soluciones cianuradas de lixiviación de minerales oxidados, de baja concentración en la zona de Río Seco – Carabayllo
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2023) Escobar Quispe, Jack William; Mendoza Pérez, Moises Diego; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Desarrolla el proceso de electrodeposición en soluciones cianuradas de baja concentración, sustituyendo el uso de carbón activado para recuperar Au y Ag en la zona de Río Seco – Carabayllo en Perú. En la presente investigación se realizaron pruebas metalúrgicas de lixiviación y electrodeposición de soluciones de baja concentración, de una muestra problema de la zona de Río Seco en el distrito de Carabayllo. El lote muestreado fue reducido de tamaño hasta obtener una granulometría de 100%-10 Malla, se tomaron muestras representativas del lote para realizar pruebas de moliendabilidad, determinando que después de 30 minutos de molienda, el material alcanzó una granulometría de 81.15 % - 200 Malla. Posteriormente; se realizó la caracterización mineralógica empleando el método de microscopia óptica de luz reflejada, como resultado se observó la presencia de oro fino en forma de electrum y especies mineralógicas cianicidas como la calcopirita, covelita y pirita. Al mineral de cabeza se realizó el ensayo químico por vía seca obteniendo los siguientes resultados: 17.51 g/TM de Au y 52.7 g/TM de Ag. En base a la caracterización y los ensayos químicos de la muestra se realizaron pruebas de lixiviación por agitación en botella, determinando que después de 24 horas de proceso, se logra recuperar 95.92% de Au y 86.55% de Ag, con leyes de 8.69 mg/L de Au y 22.56 mg/L de Ag en solución. A partir de las soluciones de lixiviación se realizaron pruebas de electrodeposición estudiando la influencia de las variables de intensidad de corriente y diferencia de potencial eléctrico en la recuperación de Au y Ag. Alcanzando la mayor recuperación de 75.04% de Au y 68.80% para la Ag, trabajando a 7.95 A, y 3.50 V. Concluyendo que se logra recuperar Au y Ag mediante el proceso de electrodeposición sustituyendo el uso de carbón activado, en la zona de Río Seco – Carabayllo.
Recuperación de plata de los relaves de la Unidad Minera Uchucchacua (Cía. Minera Buenaventura), empleando modelos cinéticos de flotación
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2012) Quispe Castro, Ronald; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Estudia las condiciones y parámetros óptimos de la recuperación de la plata mediante el mecanismo de cinética de flotación (se usa el modelo matemático propuesto por el investigador García Zúñiga), flotación en circuito abierto (batch) y flotación en circuito cerrado con el propósito que nos permita optimizar la recuperación, calidad del concentrado y a la vez reducir la formación de aguas ácidas en el relave. se realizó en las instalaciones del laboratorio C.H. Plenge & Cia S.A. para recuperar plata a partir de relaves de flotación de minerales polimetálicos con una ley de 5.6 oz/tc de plata. La muestra proviene de las canchas de relave de la unidad Uchucchacua de la compañía minera Buenaventura. La caracterización (mineralogía) de la muestra se realizó por microscopia óptica en el Laboratorio de Buenaventura Ingenieros “BISA”, donde se reporta que
Tratamiento de relaves de cianuración de concentrados refractarios para la recuperación de oro y plata en la zona de Calpa - Arequipa
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2018) Chilón Chilón, Hilton Deyvis; Mejía García, Marco Ronmer; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La muestra representativa del relave refractario utilizada proviene de la ciudad de Calpa, distrito de Atico, provincia de Caraveli del departamento de Arequipa, con una ley ensayada de 5.67 g/TM de oro. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado, en la Escuela Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, los resultados de esta caracterización indicaron la presencia de las siguientes especies mineralógicas: covelita, pirolusita, psilomelano, esfalerita, ilmenita, pirita, hematita, goethita y gangas. En base a los resultados de la caracterización se realizaron pruebas metalúrgicas de flotación a una granulometría de 65.20% -200 malla con reactivos MIBC y Z11, obteniéndose una calidad del concentrado de 19.72 g/TM, con una recuperación de 78.20 % y 4.48 como radio de concentración de oro. Y plata obteniéndose una calidad de concentrado de 24.12 gr/TM; con una recuperación de 81.67%. Con el concentrado de la mejor prueba de flotación, se realizaron pruebas metalúrgicas de biolixiviacion, degradando 75.20% de fierro en solución para un tiempo de 15 días con un cultivo de cepas bacterianas 9K. El concentrado biolixiviado de la mejor prueba de flotación se remolió hasta una granulometría de 83.29% -200 malla para realizar pruebas metalúrgicas de cianuración en botella a diferentes tiempos, la prueba más representativa es a 36 hrs. de cianuración, recuperando 95.38% de oro y 97.56% de plata, con 4.15 Kg/TM de cianuro de sodio y 10.20 Kg/TM de Cal. El proceso metalúrgico adecuado de acuerdo a los resultados de la investigación, para la recuperación de oro en relaves refractarios en la ciudad de Calpa, fue una flotación a agotamiento del relave, seguido de la biolixiviacion del concentrado para liberar oro con cepas bacterianas 9k, y finalmente recuperar oro mediante el proceso de cianuración.

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