EP Ingeniería Metalúrgica

Permanent URI for this communityhttps://hdl.handle.net/20.500.12672/5153

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Desarrollo de Bisutería Fina libre de Plomo
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2011) Ticona Ampuero, Brayan Vicente; Azañero Ortiz, Ángel
La presente investigación explica el proceso de adecuación a la norma que regula el contenido de plomo en las piezas de Joyería de Fantasía Fina, tales como las que procesa YOBEL SCM COSTUME JEWELRY. Para esto se modificaron las principales variables del proceso de manufactura de joyas (metales utilizados en la aleación, escorificación de la carga, retornos de fundición, agitación de la carga, etc.) y se estudiaron otros factores que podrían ocasionar un incremento de plomo en el producto final, tales como: Metodología de procesos productivos, contenido de plomo en el proceso productivo y maquinarias; aplicando así la ingeniería metalúrgica para la solución del problema que se tuvo. Además se explica las características de una nueva aleación usada para la fabricación de joyas de fantasía fina: su composición, cálculo de la temperatura de colada propiedades físicas y químicas, el cambio en los diseños de los moldes de fundición así como también se expone cuadros conteniendo los valores de las variables del proceso de centrifugado ideales para la fabricación de distintos tipos de joyas. La aleación de las joyas que fabrica YOBEL SCM son las de Metal Blanco (aleación de estaño y otros metales) por el método de fundición y colada centrífuga. Esta tesis se aplica a la Fabricación de joyería de fantasía fina libre de plomo para adultos y niños puesto que dentro de la presente investigación se indica el metal a utilizar, las variables óptimas a emplear en su proceso de fundición y los procedimientos de trabajo necesarios para poder elaborar joyas con un alto estándar de calidad.
Lixiviación de manganeso del concentrado plomo-plata para la producción de sulfato de manganeso
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2014) Romero Manzanares, Antonio Domingo; Azañero Ortiz, Ángel
El concentrado de plomo-plata que es materia de investigación tiene un contenido de plata de 210.7 oz/tc, 16.20% de plomo y 18.7 % manganeso, el cual es difícil comercializar. El objetivo de esta investigación consiste en minimizar el contenido de manganeso del concentrado de plomo-plata, por ser este elemento que diluye los contenidos de plomo y plata, perjudicando la comercialización del concentrado mencionado. El proceso de disminución de manganeso de un concentrado plomo-plata se puede adaptar a minerales con el mismo problema, alto contenido de manganeso (18.7%). Como subproducto de la lixiviación de manganeso se obtiene, una solución un sulfato de manganeso la cual mediante procesos se obtendrá sulfato de manganeso monohidratado. En la etapa de flotación se corrieron 4 pruebas iniciales que constan de tres etapas, la primera etapa fue a una lixiviación a pH=4, le segunda etapa la flotación del residuo de lixiviación de la etapa anterior y la tercera etapa la lixiviación del concentrado de flotación de la etapa anterior a un pH=2. Se obtuvo como resultado un concentrado de plomo de 20% y un contenido de plata de 259.33 oz/tc. En vista que con este procedimiento no dio los resultados esperados se procedió a cambiar el diagrama de flujo. La primera etapa fue a una lixiviación a pH=4, la segunda etapa la lixiviación del residuo anterior a un pH=2 y la tercera etapa la flotación del residuo de lixiviación de la etapa anterior. Bajo estas condiciones es posible lixiviar el 95% de manganeso con una pérdida de peso total de 30% y un consumo de H2SO4 de 486 kg/t. Después de realizar varias pruebas con este nuevo diagrama de flujo se obtuvo un concentrado hasta de 27% Pb, el contenido de plata es de 326 oz/tc y un contenido de manganeso de 1.81 %. Realizadas las pruebas de lixiviación se prosigue a la neutralización de la solución de lixiviación, utilizando el concentrado de plomo-plata. En esta prueba se trabajó con porcentajes de sólidos de 10%, 20%, 30%, 40% y 50% para determinar cuál es la adecuada para lograr precipitar los elementos no deseables como el fierro, el plomo, el zinc entre otros y además la de enriquecer de manganeso a la solución. En un tiempo de neutralización de 3 horas con un porcentaje de solido del 20% se obtuvo la disminución de los valores hasta 49ppm de zinc, 1 ppm de fierro y 9 ppm de plomo, a su vez la concentración de manganeso aumento hasta 89900 ppm. En la etapa de purificación de solución neutralizada, se usó sulfuro de sodio en una cantidad de 0.064 gr, disminuyendo el contenido de plomo en 0.2 ppm y el zinc en 0.2 ppm. Luego de esta etapa de purificación de la solución lixiviante, se procedió a la cristalización de la solución mediante la evaporación, se toma una muestra de un litro y se empezó el proceso de evaporación a una temperatura de 70 °C. En esta etapa empiezan a aparecer los primeros cristales que son los de sulfato de calcio por lo cual se procede a filtrar la solución y retirar los cristales formados. Se toma una muestra de este residuo y da un contenido de calcio de 22.17%. Posteriormente la solución se dispone a calentar para proseguir con la etapa de evaporación de la solución a una temperatura de 50 °C y la formación de los cristales de sulfato de manganeso monohidratado. Al cabo de todo este proceso se obtiene 180 gr de sulfato de manganeso monohidratado, con una concentración de manganeso de 32.2%, el sulfato de manganeso monohidratado es un elemento adicional vendible y usado en la industria agrícola como fertilizante.
Optimización de la cinética de flotación en la recuperación de oro de minerales mixtos en Cerro Corona Goldfields La Cima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2014) Araujo Torres, Mireylly Gazdali; Azañero Ortiz, Ángel
Busca algunas alternativas que permitan recuperar el oro asociado a minerales oxidados y sulfurados mediante la mezcla de su componente principal (sulfuro de cobre) con minerales oxidados utilizando, para ello, el proceso metalúrgico de flotación. El desarrollo de esta investigación evalúa muestras de este tipo de mineral con contenidos de un 15%, 10% y 5% de mineral oxidado. De esta manera se busca evaluar cuál de éstas permite obtener una mayor recuperación de oro sin perjudicar, la ley de cobre y la recuperación del mismo, en el concentrado. Para determinar las especies mineralógicas, con las que se halla asociado el oro, y el grado de liberación de dichas especies se ha realizado un estudio de microscopía óptica de secciones pulidas de: cabeza, concentrado y relave. Asimismo se lleva a cabo “un diseño de experimentos” para fijar las variables óptimas de dosificación de colectores y PH adecuadas para este proceso. Una vez fijadas las variables a emplearse en el proceso, y con el objetivo de incrementar la cinética de flotación, se utilizan dos colectores adicionales en la etapa de molienda: mezcla de xantatoformiato + tionocarbamato y amilo amílico xantato ester (esteres xanticos). Al final de todo el estudio se obtiene mejor rendimiento metalúrgico con 15g/t de una mezcla de (xantatoformiato + tionocarbamato), logrando un incremento de 13% en la recuperación de oro.
Reducción del flúor en el concentrado de cobre controlando el %masspull aplicando la metodología six sigma
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2021) Sánchez Hipólito, Bryan Jesús; Azañero Ortiz, Ángel
El presente trabajo de investigación se llevó a cabo en una compañía minera cuya planta concentradora se dedica a la producción de concentrado de cobre, pero debido a su contenido de flúor era penalizado económicamente. El flúor en el concentrado era muy variable, se obtenía un contenido promedio de 813.08ppm con un %Cu promedio de 21.22%.; sin embargo; la compañía minera requería que el concentrado de cobre tenga un contenido de flúor menor a 700ppm. Por otro lado, se demostró que obteniendo un %masspull superior a 11% en el proceso el contenido de flúor disminuía. Debido a esto, se propuso implementar la metodología Six Sigma como plan de mejora continua teniendo como métrica de referencia al %masspull. La metodología se desarrolló en 5 fases las cuales son las siguientes: definir: medir, analizar, mejorar y controlar (DMAMC). En el desarrollo de la metodología se determinó que la causa principal que afectaba el %masspull era el %sólidos de la etapa rougher. Implementada la metodología Six Sigma, se concluyó que el concentrado de cobre tuvo un contenido de flúor menos variable y con un promedio de 555.384ppm y un %Cu de 21.435, reduciéndose en 68% los casos donde el contenido de flúor era mayor a 700ppm.

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