EP Ingeniería Metalúrgica

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Ampliación de la sección de desorción de carbón activado U.E.A. Antapite
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2013) Gallesi Guanilo, Sergio Gino
Expone la sección de desorción de carbón cargado de la Planta de Procesos de la U.E.A. Antapite que actualmente posee una capacidad de tratamiento de 50 t de carbón cargado por mes, con leyes promedio de 135.00 Oz/t Au y 250.00 Oz/t Ag, y una recuperación metalúrgica de 96.80% de oro y 80.00 % de plata. Básicamente, el objetivo de la modificación y mejora de sus instalaciones, pretende incrementar la recuperación de oro y plata. Para ello, los cambios a ejecutarse deben incrementar la cinética de la desorción misma y la de la electrodeposición de soluciones de elución. La inversión aproximada es de US$ 2 500 000.00 y se deben tratar, en un inicio, 50 t de carbón cargado con leyes promedio de 50.00 Oz/t Au y 150.00 Oz/t Ag, esperando una recuperación metalúrgica de 97.00% de oro y 80.50 % de plata. De acuerdo a los precios actuales del oro y la plata, US$/Oz 1550.00 y 30.00 respectivamente, se espera un tiempo de retorno de la inversión, de aproximadamente 2.66 meses.
Biolixiviación como pretratamiento a minerales auríferos refractarios
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2021) Ortiz Barraza, Nilton Paul; Arias Arce, Vladimir Alejandro
Describe el estudio de la biolixiviación de un mineral sulfurado y refractario de oro, proveniente de la provincia de Aija del departamento de Áncash, Perú. El estudio comprendió la disolución de los principales metales de la matriz sulfurada refractaria, eligiendo como variables dependientes la disolución del fierro y arsénico. Se desarrolló como primera parte de la investigación el pretratamiento de biolixiviación en agitación y aireación, tomando como variables independientes el porcentaje de sólidos y tamaño de partícula. La segunda o postratamiento, consistió en efectuar la cianuración, con la finalidad de conocer la eficiencia de la biooxidación en la recuperación del oro. Se realizó el estudio de caracterización mineralógica y análisis químico. La muestra al contener fierro, presentó condiciones compatibles para ser tratadas por biolixiviación (el oro se encuentra en partículas libres, asociada a matriz sulfurada y en solución sólida), por lo tanto, fue el punto de partida para el desarrollo del presente trabajo de investigación. Después de haber encontrado las condiciones más favorables en la adaptación bacteriana, y en base al estudio previo de la muestra en el laboratorio, se determinó el tiempo óptimo de 12 días como pretratamiento. En las pruebas preliminares, los valores en la cuantificación de la población bacteriana, el ORP y el porcentaje de disolución del fierro, no sufrían un incremento significativo después del cuarto día en el pretratamiento; en función a ello, se estableció realizar en 3 etapas de 4 días, manteniendo el material sólido y retirando la solución. Mediante el diseño experimental factorial completo, se identificó y cuantificó el grado de relevancia de las variables independientes y su interacción. Dicha interacción se reflejó como respuesta en la solubilidad medida en las recuperaciones de hierro y arsénico. Al término del pretratamiento de biolixiviación, con 5% en sólidos en la pulpa y a una granulometría de 50.27% -325 mallas, se consigue 44.29% de disolución de fierro y después, mediante cianuración con aireación, se logra una recuperación de 85.48% de oro. La recuperación de oro en la misma muestra sin biooxidación, mediante cianuración sin aireación fue de 20.07% y con aireación fue de 59.81%.
Caracterización y evaluación de pruebas metalúrgicas de flotación de un mineral complejo polimetálico del distrito de Palca - Huancavelica
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2017) Ramos Samanez, John Cristian; Orihuela Gutierrez, Alexander
Comprende la ejecución de un programa de pruebas metalúrgicas basadas en la concentración por flotación sobre una muestra denominada Compósito General proveniente del distrito de Palca, departamento de Huancavelica; el cual se orienta a la obtención de concentrados de cobre, plomo y zinc, evaluando las variables más influyentes del proceso tales como: granulometría de molienda y remolienda, pH de flotación, tiempo de flotación, etapas de limpieza y dosificación de reactivos. El programa de pruebas incluye la preparación y generación de la muestra Compósito General, su caracterización mineralógica y principalmente la realización de pruebas de flotación del tipo rougher, cinética de flotación, flotación en ciclo abierto y flotación en circuito cerrado a nivel laboratorio, los cuales sirven para la evaluación y definición de las variables del proceso, permitiendo la recuperación de los minerales de cobre, plomo-plata y zinc. Las leyes de cabeza de la muestra Compósito General indicaron contenidos de 0.96% plomo, 0.27% en cobre y 3.13% en zinc. La ley de hierro es 12.35% y de plata es 72.8 g/t. Según la caracterización mineralógica el contenido de plomo corresponde a la presencia de galena y geocronita, el zinc corresponde a la esfalerita, mientras que el cobre corresponde mayoritariamente a la presencia de tenantita y tetraedrita y en menor proporción calcopirita y otros sulfuros secundarios. Los contenidos de plata, arsénico y antimonio son importantes dado la presencia de estos cobres grises. El esquema de tratamiento definido para esta muestra indica que la recuperación de los minerales Pb-Ag-Cu-Zn se realiza en 3 circuitos de flotación, los cuales son: Circuito bulk Cu-Pb para la flotación colectiva de minerales plomo-cobre-plata; Circuito de Separación para la obtención de los concentrados finales de cobre y plomo y Circuito zinc para flotación de los minerales de zinc provenientes de los relaves del circuito bulk Cu-Pb. Los resultados de la prueba de flotación en ciclo cerrado, aplicando las mejores condiciones de operación, indican recuperaciones 86.12% de plomo, 66.19% cobre y 74.32% de plata, con leyes de 37.40% en plomo, 7.65% en cobre y 2494.48 g/t en plata y 10.99% de zinc. En el Circuito zinc la recuperación final fue de 87.59 % con leyes de 55.80% de zinc y 0.16% de arsénico. En el circuito de separación de Cu-Pb se obtiene una calidad de concentrado de cobre de 25.55% de cobre, 8.44% de arsénico, 5,99% de antimonio y 2495 g/t de plata con una recuperación de 95.47% de cobre mientras que la calidad del concentrado de plomo obtenido es de 54.27% de plomo; 0.33% de arsénico, 0.24% de antimonio y 1286 g/t de plata con una recuperación de 93.42 % de plomo.
Caracterización y optimización de flotación a nivel laboratorio del mineral de cobre de la minera Candelaria
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2008) López Príncipe, Pedro Hugo; Ipanaqué Nizama, Orlando Santos; Lovera Dávila, Daniel Florencio
El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones del departamento de Metalurgia de la Universidad de Santiago de Chile entre los meses Septiembre 2000 a Febrero 2001. El mineral extraído de la Minera Candelaria (tamaño 4”) fue sometido a preparación mecánica para obtener muestras de 1000 gr. mediante ensayos sucesivos de chancado y zarandeo hasta obtener una granulometría 100 % - malla 10 Tyler. Se realizó la caracterización mineralógica para analizar el grado de asociación del mineral de cobre y otros minerales con la ganga, la mayor parte de calcopirita se encuentra asociada con la ganga cuarcífera y no se aprecia encapsulamiento alguno; aquello facilitará su completa liberación en las etapas posteriores de conminución. Se realizó curvas de moliendabilidad a través de pruebas sucesivas de molienda para controlar la granulometría del producto de la molienda a ser investigada en la flotación. Además de la granulometría, el pH de la pulpa, los colectores (SF-323, y Hostaflot LIB-C), el espumante MIBC y la velocidad de agitación son las variables de flotación a investigar. El principal objetivo del presente estudio es la obtención de la recuperación óptima de cobre en flotación a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales. El estudio fue realizado en 3 fases. En la primera fase, mediante diseños factoriales fraccionados 2K-1 (k = 6) se obtuvo la ecuación a escala natural de primer orden: Donde la recuperación de cobre (Yest) está en función de las dos variables más influyentes, como son el grado de molienda (% pasante a malla 100 Tyler), Z2 y la velocidad de agitación de la pulpa en rpm, Z6. Aquello fue el resultado de una evaluación de seis variables indicadas para la investigación. En la segunda fase se determinó las regiones óptimas mediante la técnica de pendiente del máximo ascendente. En esta fase se obtuvo 91.64 % como la recuperación máxima de cobre con una granulometría de 94.48 % - malla 100 Tyler (Z2) y 900 rpm de agitación (Z6). En la tercera fase se realizó la optimización final del proceso mediante un diseño rotable hexagonal. Dado que por debajo de 900 rpm de velocidad de agitación fue imposible la formación de espumas necesarias para la flotación, se tomó como centro del diseño final agitación de 925 rpm y granulometría de 92 % -malla 100 Tyler, puesto que según los resultados de la etapa anterior la máxima recuperación de cobre estaría alrededor de estos rangos. Realizado los análisis de esta fase se observó que la máxima recuperación de cobre fue 92.57 %, con granulometría de 94% - malla 100 Tyler (Z2), y agitación de 915 rpm (z6). Esta recuperación es significativamente mayor al de la planta concentradora que reporta 87 %.
Caracterización y optimización de parametros de Sx/ew para la obtención de cobre electrolítico a nivel laboratorio
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2012) Soto Barinotto, Jesús Ricardo; Solís Solís, Alexis; Lovera Dávila, Daniel Florencio
El presente proyecto de investigación a nivel laboratorio tiene por objetivo caracterizar y evaluar los parámetros significativos de operación en los procesos de Lixiviación (LIX), extracción por solvente (SX) y la electroobtención (EW) a fin de obtener cobre fino. El mineral de cabeza utilizado en las pruebas, es un sulfuro de cobre (calcopirita asociado con escalerita y pirita), para poder lixiviarlos se hizo una tostación oxidante a 650 °C. Luego la calcina producida con un Ley de cobre de 4.48%, fue sometida a una lixiviación ácida (10 g/l H2SO4). Se obtuvo un PLS de una concentración de 8.1 g/l a partir de la lixiviación de la calcina de cobre. En las pruebas de extracción por solvente (SX) se empleó el LIX 612N-LV, de elevada selectividad del Cu2+ obteniéndose en la etapa de reextracción una solución acuosa de más de 27 gr/l Cu y otra de más de 46 g/l Cu. Estas soluciones concentradas fueron utilizadas como electrolito en la electroobtención de cobre (EW), los electrodos empleados son de Pb-Sn (ánodo) y Acero AISI 316-L (cátodo). La calidad del cobre electro obtenido fue de 99.969 %, bajo condiciones de operación similares utilizadas a nivel industrial. Sin embargo los elementos críticos (S, Fe, Pb) que determinan la calidad del cátodo de cobre de GRADO 1 COMEX sobrepasaron los límites aceptados. Debido en gran medida a las limitaciones del laboratorio, los arrastres físicos incurridos en las etapas de extracción por solventes (SX) y electro-obtención (EW). Sin embargo la calidad del cobre producido es valida para otras aplicaciones que no sean conductores eléctricos, como piezas de aleaciones no ferrosas
Control de variables en el espesador de cono profundo en la recuperación de relaves altamente fluibles
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2012) Ames Ramírez, Juan Carlos; Lovera Dávila, Daniel Florencio
Determina la estructura de flóculo adecuada que permita la máxima claridad del líquido y máxima densidades en la descarga con el mínimo de dosificación que permita seleccionar las condiciones de alimentación para la operación del espesador piloto. Determinadas las condiciones de alimentación sigue una serie de ratios de tratamiento para determinar la máxima carga posible bajo condiciones óptimas de floculación en términos de TPD/m2. Durante estas series, se mantiene constante el nivel de sólidos y se monitorea la densidad del underflow manteniendo el balance alimentación descarga. La serie final de pruebas enfoca la maximización de la densidad en el underflow con diferentes tiempos de retención. Varios niveles de tratamiento y de altura de sólidos son mantenidos para determinar el requerimiento del tiempo de residencia de los sólidos y ratios de ascensión del overflow para un diseño industrial. El máximo ratio de tratamiento (TPD/m2), ratios de ascensión (m/h) y tiempo de retención, a una determinada densidad promedio, son usados para seleccionar el diámetro y la altura de las paredes del espesador. Muestras del rebose, descarga y alimentación fueron tomadas con la mayor frecuencia posible para determinar cualquier variación en las características de la alimentación que puedan afectar la floculación y en consecuencia la claridad del rebose y espesamiento. Típicamente, cambios en la distribución granulométrica, tipo de mineral, y pH tienen un gran impacto. Fue importante identificar las variaciones en las características de la alimentación que tienen efecto en la performance del espesador para asegurar una claridad en el rebose y densidad en la descarga del espesador compatibles con los requerimientos del proceso.
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.
Diseño de un ciclo de cementado y tratamiento térmico de arcos de candado en acero SAE 1022
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2006) Mancha Gonzales, Salvatore; Villacorta Arévalo, Héctor Luis
Es conocido que el proceso de cementado, temple y revenido de una pieza de acero cambia las propiedades mecánicas. Este hecho es aprovechado en la fabricación de arcos de candados, manufacturados de acero bajo carbono. Para alcanzar este objetivo, se desarrolla el presente trabajo de diseño de un ciclo de cementado y tratamiento térmico. El desarrollo de este proyecto de diseño parte del conocimiento teórico actual sobre cementación gaseosa, empleo de equipos en desuso (equipos diseñados para otro fin y no puesto en servicio) y asignación de recursos mínimos. El diseño final aquí propuesto fue probado, modificado a escala de producción y monitoreado en producción durante 1 año, no realizándose modificación alguna en los tiempos y temperatura de cementado y sí cambios eventuales en la temperatura de revenido. Algunas muestras de los diferentes tratamientos experimentales son analizadas mediante metalografía, así como muestras con tratamiento definitivo para todos los modelos de arco. Esto con el fin de explicar, en parte, lo ocurrido en los arcos con el tratamiento respectivo.
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.
Diseño y fabricación de un intercambiador de calor para calentamiento de aceites usado en la industria pesquera
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2024) Peralta Díaz, Blanca Merly; Chang Franco, Enrique Christian; Villacorta Arévalo, Héctor Luis
La presente tesis aborda la problemática de diseño y fabricación de un nuevo sistema de calentamiento en la industria pesquera para aceite de pescado. Este intercambiador, diseñado con un diámetro externo de 609 mm y una longitud de 6683 mm en acero inoxidable AISI 304L, permite aumentar la capacidad de procesamiento de la planta a 200 t/h y emplea vapor flash, un subproducto que no se utilizaba en el sistema anterior, lo cual mejora el aprovechamiento energético y reduce la dependencia de vapor vivo. Para validar el diseño, se realizaron cálculos basados en las normas técnicas y se complementó con simulaciones de dinámica de fluidos computacional (CFD) en SOLIDWORKS Flow Simulation, donde se comprobó que el intercambiador eleva la temperatura del aceite de 15°C a 75°C. Con una eficiencia de transferencia de calor del 88.6 %, el intercambiador logra una transferencia térmica óptima y evita la formación de cuellos de botella, preparándose para futuras expansiones de la planta. Los resultados obtenidos en la fase de fabricación y pruebas de calidad, incluyendo inspección con líquidos penetrantes y prueba de estanqueidad, confirmaron la conformidad del equipo con los estándares de calidad requeridos, verificando que el nuevo diseño no solo optimiza el consumo de vapor, sino que representa una mejora en la eficiencia energética en comparación con el sistema anterior.
El cumplimiento legal y la capacidad de respuesta para la prevención de incendios en las empresas
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2020) Marquina Vargas, Diego Patricio; Calderón Alvarado, Julia Marilú
Analiza el cumplimiento legal y la capacidad de respuesta en las empresas, teniendo presente que un incendio, que en la mayoría de casos pueda acabar con la vida humana y/o dañar críticamente los procesos de la organización, pueda ser evitado al cumplir con la normativa nacional específica para cada sector de trabajo, como el reglamento de seguridad y salud ocupacional en minería (D.S. 024- 2016 EM y su modificatoria), el reglamento nacional de edificaciones (RNE) y el reglamento de seguridad en industrias (D.S. 42F) ; siendo que puede minimizar en primera instancia con sus propios medios de protección contra incendios como actores de primera respuesta y su personal entrenado a cargo de manejarlas, y por ende, mitigar y controlar de forma inmediata la amenaza de que un incendio devore todo a su paso. De la misma forma, esta tesis evaluó cada artículo asociado a la prevención de incendios en las leyes, decretos o resoluciones publicados por entidades del estado que así lo contengan, y mostrará los actos y condiciones subestándares que se cometen en las distintas empresas, y porque aún se siguen suscitando incendios en estas. Finalmente, se verificó que realizando un análisis de la normativa aplicable, su cumplimiento en términos legales y la capacidad de respuesta que tienen actualmente las empresas, estas puedan prevenir la ocurrencia de un incendio; y asimismo, los medios de mitigación pueden minimizar el impacto ocasionado por el evento.
Elaboración de procedimientos de soldadura (WPS) en aceros aleados aplicables al Proyecto Modernización de la Refinería de Talara
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2020) Calderón Huicho, Yeremi Angel
Elabora los procedimientos de soldadura (WPS) en aceros aleados aplicables al Proyecto de Modernización de la Refinería de Talara. En el proceso de soldadura de tuberías para transportar líquidos y gases que son esenciales para el proceso de la refinería. El código ASME B31.3 (Process Piping) tiene requerimientos referidos a materiales usados, fabricación e instalación, inspección y pruebas en soldaduras de acero al carbono y baja aleación, usadas en la industria de las tuberías de procesos teniendo como objetivo desarrollar la normatividad técnica, elaborar y calificar los procedimientos específicos de soldadura (WPS) soportados con una calificación (PQR) bajo los requerimientos de ASME B31.3 (Process Piping); garantizando así una soldadura de alta calidad. En la parte experimental se analiza los ensayos mecánicos obtenidos por cada procedimiento de soldadura y ejecutados de acuerdo al código ASME Sección IX, concluyendo así que el código aplicado y los detalles de soldadura son favorecidos para su posterior uso en las industrias metalmecánicas siendo afines a la tecnología de soldadura, obteniendo así un producto terminado con óptima calidad debido a las altas exigencias aplicadas; siendo estos los puntos elementales que se rige en las buenas prácticas de la soldadura.
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 recuperación de oro y plata mediante procesos de flotación y lixiviación de minerales sulfurados con alto contenido de arsenopirita en la zona de Sauna–región La Libertad
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2024) Jorges Villon , Miguel Gianpierre; Aramburú Rojas , Vidal Sixto
En la presente tesis se investigó el mineral sulfurado que contiene arsenopirita, teniendo como objetivo principal la evaluación de la recuperación de oro y plata, a través de los procesos de flotación y posteriormente la lixiviación con cianuro de sodio, proveniente de la zona de Sauna, región La Libertad. La investigación experimental consistió en evaluar la recuperación de oro y plata, variando la concentración de peróxido de sodio como pretratamiento a la lixiviación. Igualmente, también se buscó pasivar a los minerales cianicidas, mejorando así la extracción de estos metales. Se efectuaron ocho pruebas experimentales del proceso de flotación a nivel laboratorio variando la granulometría (65.24 y 80.23% - 200 malla), y el consumo de colector xantato amílico de potasio (20 y 50 g/TM). Se utilizó (Minitab 19) el diseño experimental factorial con 2 factores, 2 niveles y 2 réplicas, para analizar la contribución de la granulometría del mineral y la dosificación del reactivo Z-6 (1%). Obteniendo los modelos de Rec. Au (%) = 13.66 + 0.8731*(Granulometría)(%-200Malla)-0.069*(Z 6)*(1%)+0.00414*(Granulometría)(%-200Malla)*(Z-6)(1%) y Rec. Ag (%) = 69.344 + 0.09036*(Granulometría)(%-200Malla)-0.76785*(Z-6)(1%)+0.013283*(Granulometría) * (%-200Malla)*(Z-6)(1%), con una correlación que tiene como coeficiente 0.9964 y 1 para el oro y la plata respectivamente. Posteriormente se evaluó la oxidación con peróxido de hidrógeno como pretratamiento del resultado óptimo del concentrado de flotación, permitiendo una mayor oxidación del mineral favoreciendo el contacto con el reactivo de cianuración. Además, se utilizó también el diseño experimental factorial para evaluar las variables de dosificación de peróxido de hidrógeno y tiempo de pretratamiento en función a la recuperación de oro y plata. Presentando los modelos de Rec. Au (%) = 51.03 + 2.16*(H₂O₂)(g/TM) - 0.410*(Tiempo)(hora)+1.111*(H₂O₂)(g/TM)*(Tiempo)(horas) y Rec.Ag(%)=50.17+0.81*(H₂O₂)(g\/TM)-2.172*(Tiempo)(horas)+1.452*(H₂O₂)(g/TM) *(Tiempo)(hora), los cuales presentan un coeficiente de correlación de 0.9910 y 0.9892 de oro y plata respectivamente. La mejor evaluación de recuperación en el proceso de lixiviación se obtuvo con un pretratamiento con peróxido de hidrogeno de 4 g/TM, la granulometría de 80.23% - 200 malla, dando una extracción de oro y plata de 84.34 y 73.19% respectivamente.
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 del circuito de molienda-clasificación en la planta concentradora de la Compañía Minera Lincuna S.A. usando el software Molycop Tools
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2021) Licla Quispe, Claudio César; Padilla Fabian, Jean Paul; Vidarte Merizalde, José Luis
Estudia el circuito de molienda-clasificación de la planta Lincuna. El objetivo fue determinar, mediante simulación en el software MolyCop Tools 3.0, las condiciones de operación del circuito de molienda para incrementar el tonelaje de la planta desde 2,617.94 t/d hasta 4,000 t/d, empleando los molinos de bolas existentes en la planta. El trabajo se realizó en dos fases; la 1ra fase consistió en una evaluación del circuito de molienda mediante una campaña de muestreo; en esta fase, se encontraron oportunidades de mejoras tales como; optimizar la granulometría de alimentación a molienda, optimizar el tamaño de bolas, así como evaluar el diagrama de flujo. La 2da fase consistió en simular nuevos escenarios en el área de molienda con el software MolyCop 3.0. Los resultados fueron alentadores, se encontraron las condiciones para incrementar el tonelaje desde 2,640 t/d hasta 4,008 t/d y a su vez, obtener un producto de molienda más fino, el P80 se redujo de 298 μm a 249.33 μm, con los molinos existentes en planta. Se recomienda instalar un hidrociclón entre la molienda primaria y molienda secundaria, además de ajustar el chancado para reducir el F80 del alimento a molienda de 10,077 μm hasta 5358 μm; así como, reducir los tamaños de bolas desde 3.5 pulg hasta 2.5 pulg en la molienda primaria y desde 3.25 pulg hasta 1.5 pulg para la molienda secundaria. Se realizó un análisis de flujo de caja económico de la propuesta de mejora. Se calculó un TIR de 1,704% y VAN de 26.8 millones de USD (evaluado para 04 años), así como un payback de 22 días, de tal forma que el proyecto se justifica económicamente.
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

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