Tesis EP Ingeniería Metalúrgica

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Lixiviación de minerales refractarios mediante la oxidación con carburo de calcio para mejorar la recuperación de plata-oro en Cerro de Pasco
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Malca Guerrero, Diana María Carolina; Maldonado Llacsahuanga, Jesus Glenn; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La presencia de minerales refractarios en el yacimiento representa un desafío significativo para la planta de lixiviación de oro y plata ubicada en Cerro de Pasco, provincia de Pasco (región Pasco, Perú), debido a las bajas recuperaciones de plata y oro obtenidas mediante lixiviación convencional. Con el objetivo de mejorar dichas recuperaciones, se plantea el uso de carburo de calcio (CaC₂) como pre-oxidante previo a la etapa de lixiviación, respaldado por investigaciones recientes que reportan incrementos en las recuperaciones de metales valiosos al aplicar este agente en minerales refractarios. Para el presente estudio, el mineral fue molido a una granulometría de 80 % - 270 malla luego se procedió a agitar la pulpa y se le inyectó aire (O2: 8 ppm), se acondicionó a pH: 11 y se procedió con la lixiviación por agitación durante 72 h utilizando NaCN (500 ppm). Se evaluaron dosificaciones de 0,1,2,3 y Kg CaC₂/TM. La prueba estándar (0 Kg CaC₂/TM), reprodujo las condiciones operativas convencionales, obteniéndose recuperaciones de 36,79 % Ag y 19,09 % Au. Asimismo, la prueba con 2 Kg CaC₂/TM obtuvo las máximas recuperaciones de Ag y Au. Esta condición fue seleccionada para el análisis cinético (modelo de Klimpel), el cual determinó un tiempo óptimo de lixiviación de 68 h logrando recuperaciones de 39,97 % de Ag y 28,31 % de Au. Se concluye que el uso de CaC₂ como pre-oxidante previo a la lixiviación permitió incrementar la recuperación de Ag y Au en el mineral refractario estudiado, mitigando parcialmente los efectos de refractariedad. Asimismo, el análisis económico del proyecto (t= 12 meses) mostró resultados favorables bajo un escenario conservador: VAN = US$ 4,27 millones y TIR = 338 %, superior al CPPC = 10 %, lo que respalda la viabilidad técnico-económica de la propuesta.
Generación de modelos predictivos con enfoque geometalúrgico para la estimación de cobre, arsenico y zinc presentes en el concentrado final de cobre obtenidos en la unidad minera Toromocho
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) León Basurto, Jorge Luis; Vidarte Merizalde, José Luis
Genera Modelos Predictivos con enfoque geometalúrgico que permitan estimar la recuperación de cobre y las leyes de cobre, arsénico y zinc presentes en el concentrado final obtenido en la Unidad Minera Toromocho, integrando información geológica, metalúrgica y de producción. La importancia de la presente investigación radica en la necesidad técnica y operativa de la mejorar la confiabilidad de la estimación de la recuperación de cobre y de las leyes de cobre, arsénico y zinc presentes en el concentrado final obtenido en la Unidad Minera Toromocho, En este contexto, el estudio aporta una alternativa metodológica basada en un enfoque geometalúrgico, integrando información geológica, metalúrgica y producción, con el fin de fortalecer la toma de decisiones en los procesos de planificación minera y control metalúrgico. Desde el punto de vista operativo, los modelos predictivos desarrollados permiten reducir la incertidumbre asociada a las estimaciones diarias y de corto plazo, proporcionando un mejor entendimiento del comportamiento metalúrgico del mineral procesado. Esto resulta especialmente relevante para el área de Procesos y Planeamiento de Mina, ya que contribuye a una estimación más consiente de los indicadores metalúrgicos clave que impactan directamente en la calidad y el valor comercial del concentrado de cobre. Desde una perspectiva técnica, la investigación contribuye a la aplicación práctica de conceptos geometalúrgicos en una etapa intermedia de transición entre modelos empíricos tradicionales y modelos geometalúrgicos integrales. En este sentido, el estudio demuestra que es posible desarrollar modelos predictivos estadísticamente consistentes, aun cuando los proyectos geometalúrgicos de largo plazo se encuentren en fase de implementación, aportando valor inmediato a la operación. Finalmente, desde el ámbito académico y profesional, la presente investigación constituye un aporte al desarrollo de metodologías aplicadas de modelamiento predictivo con enfoque geometalúrgico en operaciones cupríferas, fortaleciendo la integración entre geología, metalurgia y análisis estadístico, y sirviendo como referencia para investigaciones futuras en unidades mineras con características geológicas y metalúrgicas similares.
Optimización del consumo de sulfato de cobre y xantato amílico de potasio en el circuito de flotación - Minera Aurífera Retamas S.A.
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) De La Cruz Soto, Alejandro Marcelo; Arias Arce, Vladimir Alejandro
En esta tesis se analizó una muestra de mineral extraída de Minera Aurífera Retamas S.A., situada en la región de La Libertad, Pataz. El propósito central fue ajustar la cantidad de sulfato de cobre (CuSO4) y xantato amílico de potasio (Z-6), empleados en la flotación, buscando optimizar el consumo sin perjudicar la recuperación de oro que la empresa mantiene en un 97.8%. Actualmente, se aplica una dosificación de 100 g de CuSO4 y 65 g de Z-6 por tonelada métrica de mineral, buscando con este estudio mejorar la eficiencia de manera responsable. En el área de metalurgia extractiva, la optimización mediante diseños experimentales busca planificar pruebas de manera inteligente para maximizar información con el mínimo esfuerzo. En este estudio, el proceso se dividió en dos etapas, comenzando con un análisis Screening basado en el modelo Plackett-Burman. Esta primera etapa permitió identificar qué variables tienen mayor impacto en el rendimiento del proceso. A través de un análisis estadístico riguroso, empleando regresión lineal y criterios de significancia (t-student y p < 0.05), se confirmó que el CuSO4 y el Z-6 son los factores clave que influyen en la correcta recuperación del oro. En la segunda etapa, se centró la optimización de las variables identificadas como clave mediante la realización de nueve ensayos de flotación en laboratorio, siguiendo el diseño central compuesto con estructura hexagonal. Las dosis del colector (Z-6) se ajustaron entre 20 y 70 g/t, mientras que las del activador (CuSO₄) se variaron entre 20 y 100 g/t. Para ello, se aplicó un diseño factorial con dos factores y dos niveles, incluyendo réplicas en los puntos centrales, todo procesado con el apoyo del software estadístico Minitab 19.
Optimización de la recuperación y calidad de concentrados cobre – plomo de mineral polimetalico mediante proceso de flotación en Huarochiri – Lima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Villanueva Burga, Javier Augusto; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
El análisis microscópico del mineral polimetálico sulfurado identificó esfaleritas tipo ef1 y ef2, calcopirita, galena, pirita, sulfosales, y gangas. Los valores de distribución volumétrica de las especies de cobre y plomo fueron de 0.39% para el cobre y 0.29% para el plomo, además el análisis de los grados de liberación determinó que el 82.29% de las especies de cobre, y el 86.38% de las de plomo se encuentran libres. Se elaboró un diseño experimental de flotación bulk de Pb-Cu de dos factores, dos niveles y 2 réplicas, con la finalidad de determinar la óptima dosificación de xantatos Z- 11 y Z-6 en el proceso. Los valores mínimo y máximo para la dosificación de Z-11 fueron de 90 y 30 g/TM, y para el Z-6 de 30 y 60 g/TM, alcanzando los mejores valores de recuperación y calidad en la prueba 2, la cual empleó una dosificación de 90 g/TM de Z- 11 y 30 g/TM de Z-6. Con respecto a los valores de plomo, se alcanzó a recuperar el 87.25%, y una calidad de 9.67% en el bulk, y con respecto a los valores de cobre, la recuperación fue de 88.51%, con una calidad de 12.97%. El análisis de la varianza para la recuperación de Pb determinó el modelo Rec. Pb (%) = 55.37 + 0.3713 Z-11 (g/TM) + 0.4541 Z-6 (g/TM)- 0.00583 Z-11 (g/-TM) * Z-6 (g/TM) con un coeficiente de correlación ajustado de 91.32%, y para los valores de cobre la ecuación fue Rec. Cu (%) = 69.382 + 0.2736 Z-11 (g/TM) + 0.2818 Z-6 (g/TM)- 0.005120 Z-11 (g/TM)*Z-6 (g/t), con un coeficiente ajustado del 97.76%. Con respecto a la calidad del concentrado los modelos fueron ley Pb (%) = 10.109 + 0.02658 Z-11 (g/TM)- 0.02350 Z-6 (g/TM)- 0.000733 Z-11 (g/TM)*Z-6 (g/TM), y ley de Cu (%) = 13.72 + 0.0293 Z-11 (g/TM)- 0.0555 Z-6 (g/TM) - 0.000694 Z-11 (g/TM)*Z-6 (g/-TM). Los valores óptimos de las variables fueron de: Consumo de reactivos 90 g/TM Z-11 y 30 g/TM Z-6 con 86.66 % de recuperación de Pb y una calidad de 9.82%, y 88.64% de Cu con una calidad de 12.82%.
Optimización de la calidad del concentrado rougher plomo-cobre en el circuito bulk de un mineral polimetálico mediante el proceso de flotación en Huaral-Lima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Cardenas Jaimes, Hugo Eduardo; Erazo Suaña, Williams Thaqueschi; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La investigación tuvo como objetivo optimizar la calidad del concentrado de cobre-plomo en un mineral polimetálico sulfurado ubicado en la provincia de Huaral, Lima. Mediante un diseño experimental basado en las propiedades intrínsecas de la muestra, se aplicó una metodología orientada a la caracterización química y se desarrollaron pruebas de flotación preliminares y definitivas, variando la granulometría y el consumo del reactivo colector AP-3418. Se determinó que la combinación del Concentrado Rougher Bulk con el Concentrado Scavenger Bulk fue determinante para maximizar la calidad y la recuperación de cobre en las diversas etapas del proceso. Asimismo, las variaciones granulométricas generaron cambios significativos en los porcentajes de calidad y recuperación de Ag, Cu y Pb, lo que evidencia la relevancia de estos parámetros operativos. Las conclusiones señalan que tanto la granulometría como el consumo del reactivo colector cumplen funciones esenciales en la mejora del concentrado, aunque su aplicación a escala industrial exige evaluaciones adicionales mediante pruebas piloto y estudios de escalamiento. En la prueba 5, la calidad del concentrado de cobre alcanzó 19.02%, mientras que la recuperación llegó a 90.09% en la categoría combinada del Concentrado Rougher Bulk y el Concentrado Scavenger Bulk, lo que reafirma la eficacia de dicha combinación para optimizar la recuperación del metal.
Recuperación de oro mediante pretratamiento en procesos de lixiviación con cianuro a partir de relaves de flotación piritosos en la provincia de Casma – Ancash
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Carreño Ojeda, Luis Andrés; Espinoza Barandiaran, Juan Jose; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
Una muestra representativa de relave procedente de Casma presentó mediante análisis químico por ensayo al fuego una ley de 8.23 g/TM de oro, Con la finalidad de identificar las especies de minerales involucrados en la muestra de relave, se realizó el estudio de microscopía óptica de luz reflejada, la cual identificó la presencia predominante de pirita y gangas, con una distribución 40.46% y 51.48%, respectivamente. Además, se observaron especies sulfuradas como calcopirita, arsenopirita y marcasita, las cuales se encuentran formando enlaces binarios y ternarios con la pirita. En base a la caracterización de la muestra, se desarrollaron pruebas de lixiviación en botella a distintas granulometrías, determinando que para un tamaño de partículas de 95% - 200 Malla, se logró recuperar 66.35% de oro con un consumo de 14.56 kg-CN/TM en un periodo de 24 horas. Como consecuencia de las bajas recuperaciones y alto consumo de reactivo, se proyectaron pruebas de tratamiento de preaireación sin intercambio de solución y lixiviación de los relaves empleando diseños experimentales factoriales. Las variables que se estudiaron fueron el tiempo de preaireación y el pH de la pulpa, con valores de 5 y 10 horas para el tiempo de preaireación y valores de pH de 10.5 a 12. Como resultado del análisis estadístico de los resultados, se concluyó que la variable de mayor influencia tanto para la recuperación de oro y el consumo de cianuro es el tiempo de preaireación, con valores de contribución de 88.87% y 86.26%, respectivamente. Así mismo se presentó el modelo % Recuperación (Au) = 42.76 + 2.403(t) + 1.880(pH) – 0.1374 (t)*pH, con una confiabilidad pronosticada de 92%. Con respecto al consumo de cianuro, este obedece a la ecuación: Consumo CN (kg/TM) = 12.42 - 0.412 (t) + 0.123(pH) – 0.0127(t)(pH), la cual presenta una confiabilidad de 96.52%. La mejor prueba de lixiviación sin intercambio de solución logró recuperar 73.45% de oro, con un consumo de 8.4 kg/TM de cianuro. Con la finalidad de aumentar la recuperación de oro, se realizaron pruebas de preaireación con intercambio de solución y lixiviación de los relaves, logrando recuperar 76.28% de oro en un tiempo de 36 horas, con un consumo de 8.5 kg-CN/TM.
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.
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.
Optimización del Control Operativo del Circuito de Molienda-Clasificación usando Machine Learning en la UM Cerro Corona – Gold Fields La Cima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Alvarado Peña, Jesús Junior; Vidarte Merizalde, José Luis
La presente tesis tiene como principal propósito desarrollar un sistema de recomendaciones en línea que optimice el control operativo del circuito de Molienda-Clasificación en la planta concentradora de la Unidad Minera Cerro Corona. La investigación busca abordar la variabilidad en el tamaño de las partículas del producto final, que afecta directamente a la recuperación de minerales. A través de la implementación de técnicas de Machine Learning, se pretende reducir esta variabilidad y, por ende, mejorar la eficiencia operativa de la planta. El enfoque metodológico de la investigación incluye la recopilación y análisis de los datos históricos de la planta concentradora. A partir de estos datos, se desarrolló un modelo predictivo utilizando algoritmos de Machine Learning que permite anticipar el comportamiento del P80 (Tamaño de partícula en el que el 80% del material molido pasa a través de un tamiz de malla determinada) en función de diferentes variables operativas. Este modelo sirve como base para un sistema de recomendaciones situacional de variables controlables en línea del Circuito Molienda - Clasificación. Los resultados obtenidos demostraron que el sistema de recomendaciones es capaz de reducir la desviación estándar del P80 en 2.84 μm, según las simulaciones realizadas, lo que representa una disminución significativa en la variabilidad del proceso. Este avance mejora la recuperación de minerales teniendo un impacto positivo en la sostenibilidad de la operación minera. En conclusión, la investigación presenta una contribución innovadora al aplicar Machine Learning para la optimización en tiempo real de procesos. Donde proporciona una herramienta valiosa para las plantas concentradoras, permitiendo un control más preciso y eficiente.
Recuperación de Pb – Zn de minerales sulfurados con contenido de carbón mediante proceso de flotación en San Mateo – Lima
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Durán Bustincio, Cristhian Renzo; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
De la muestra de mineral carbonáceo sulfurado se obtuvo muestra representativa para realizar pruebas de caracterización y flotación selectiva de Pb-Zn. La microscopía óptica de la muestra determino la presencia de antracita (ant), galena (gn), esfalerita (ef), plata nativa (Ag), pirita (py), arsenopirita (apy), pirrotita (po), goetita (go), y gangas (ggs). La Galena (gn) ocupó un volumen de 2.56% y 81.93% de grados de liberación, y con respecto a la Esfalerita (ef) se identificó ocupando 13.88% de volumen y 95.33% de grados de liberación; además se pudo observar trazas de Ag nativa, y 1.88% del volumen fue carbón antracítico. En base a la microscopia del mineral se desarrollaron pruebas de flotación de carbon a granulometrías de 100% - (20, 35, 50 y 70) Malla, determinando la mejor recuperación de 83.94% de carbón empleando 5 g/TM de diésel como colector a una granulometría de 100% - 50 malla. La evaluación de la fracción fina (100%-50 Malla) se realizó sin molienda, y para recuperar valores de Zn, dado que la ley de Pb ensayada fue de 0.25%. La evaluación de la recuperación de Zn se realizó mediante un diseño factorial de 2 factores, 2 niveles, 2 réplicas, y un punto central, determinando la recuperación optima de 95.78% con una calidad de 51.94% de Zn, para lo cual se empleó 100 g/TM de CuSO4(5%), 100 g/TM de Z-11(1%), y 100 g/TM de MIBC, valores correspondientes a la prueba N° 7 del diseño experimental. El ANOVA de los valores de recuperación obtenidos determinaron la mayor contribución del reactivo Xantato Z-11, con un valor de 92.46%, ajustando el modelo para la recuperación de Zn (%) = 20.30 + 0.1857(CuSO4) + 0.7549(Z-11) - 0.001878(CuSO4*Z-11).
Lixiviación oxidativa clorurante a temperatura ambiente para recuperar oro de relave aurífero de amalgamación
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Manrique Sánchez, Edwin Ronald; Sánchez Choquehuanca, Donato Anselmo; Lovera Dávila, Daniel Florentino
La presente investigación estudia la naturaleza de la lixiviación oxidante clorurante a temperatura ambiente en la mejora de altas recuperaciones de oro en los relaves auríferos de amalgamación, brindando una alternativa tecnológica distinta al uso del cianuro en el beneficio de los relaves mineros. Esta investigación cuantitativa experimental se realizó con una muestra de 265 kg de relave de la minería artesanal de Yangas, región Lima, se lixivió con diferentes soluciones oxidativas clorurantes. Se demuestran experimentalmente las hipótesis planteadas para el relave con leyes de oro 11.52 g/TM y mercurio con 500 g/TM, Las pruebas experimentales del proceso hidrometalúrgico realizadas a las condiciones generales de humedad del relave del 2%, dilución sólido/ líquido de 1/5, temperatura 20°C, tiempo 1 hora, siendo la solución que contenía 0.25 M de HCl, 0.0625 M de NaNO3. y 4M de NaCl, la que verifica una mayor recuperación de oro alrededor del 97.22%. Las pruebas estadísticas para la investigación arrojan buenos resultados para un p valor de 2.3x10-16 para un nivel de significancia de 0.05, demostrándose que la tecnología de procesos basada en el manejo de oxidantes y concentración de cloruros influyen ostensiblemente en la recuperación del oro en los pasivos ambientales.
Recuperación de plata mediante el proceso Merrill- Crowe de una solución lixiviada del mineral argentífero con Sandioss, Shupluy – Ancash
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2025) Ramos Gutierrez, Jhon Jairo; Mina Ore, Heitan Ernesto; Aramburú Rojas, Vidal Sixto
La muestra representativa de mineral Argentífero del distrito de Shupluy, en el departamento de Ancash ensayó una ley de 5.23 Oz-Ag/TC y 1.02 g-Au/TM, y el análisis de microscopia óptica determinó la presencia de Ag nativa con una distribución de 0.05%, además de esfalerita, galena argentífera, pirita, marcasita, rutilo y gangas, de las cuales, se pudo observar la mayor distribución de este último, con un valor de 67.47%. Considerando la mineralogía, se desarrollaron pruebas de lixiviación en botella con reactivo sintético Sandioss en un tiempo de 36 horas, evaluando primero la granulometría de lixiviación se alcanzó recuperaciones de 85.17% de Ag y 88.46% de Au a una granulometría de 95% - 200 Malla, en las cuales se emplearon 200 g. de mineral, 600 ml de H2O, 300 RPM, pH=12, y un consumo de 6.53 Kg/TM de Sandioss y 1.60 Kg/TM de cal. Las pruebas de cinética determinaron la mayor recuperación en un tiempo de 48 horas, con valores de 86.14% de Ag y 88.89% de Au, con un consumo de 6.97 Kg/TM de Sandioss, y 1.35 Kg/TM de cal. Basado en los mejores resultados de lixiviación, se desarrollaron pruebas metalúrgicas de precipitación de Ag mediante el proceso Merrill Crowe, para lo cual se preparó la solución y establecer los parámetros de turbidez en función de la dosis de floculante suministrada, y la concentración de oxígeno en solución en función de la presión de vacío. Los mejores resultados de las pruebas de clarificación de la solución demostraron que con una dosis de 12 ml de floculante al 0.01% se alcanzó una turbidez de 0.32 (NTU), así también, la presión de vacío fue de 30 PSI por 5 minutos alcanzó una concentración de oxígeno de 0.61 mg/lt. Habiendo definido los parámetros operacionales se realizaron pruebas de precipitación con polvo de Zn, evaluando la precipitación a distintas concentraciones de oxígeno en solución, alcanzando una recuperación de 99.89% de Ag y 99.58% de Au con una masa de 160.07 mg de polvo de Zinc, para un volumen de 1.5 lt con una concentración de oxígeno de 0.61 mg/lt.
Optimización de la molienda primaria de una unidad minera ubicada al sur de Perú empleando un Sistema de Inferencia Difusa (FIS)
(Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2024) Almeyda Tejada, Leonardo; Lovera Davila, Daniel Florencio
Un estudio realizado en una Unidad Minera determinó que el ingreso de mineral fresco con un tamaño F80 grueso genera variabilidad operacional en el proceso de molienda primaria. Esta alta variabilidad, genera tres problemas principales: el engrosamiento del tamaño del producto de molienda (caracterizado por un P80 grueso), la disminución del tonelaje de mineral procesado y el aumento del flujo de agua consumida. Para lo cual, se plantea el desarrollo y aplicación de un Sistema de Inferencia Difusa (FIS) tipo Mamdani, como alternativa para optimizar la molienda primaria. Para ello se realizó una investigación de tipo aplicada y de nivel correlacional, con un enfoque metodológico de tipo experimental. Utilizando data operacional extraída a través del Pi System, con una frecuencia de medición de un minuto, durante el periodo de enero a diciembre del 2023. Puntualmente, la investigación desarrolló el FIS incluyendo los pasos: definición de reglas difusas, fuzzificación y defuzzificación. Como valores de entrada el FIS consideró la granulometría de la alimentación y la tensión de las corrientes de las bombas del circuito. Asimismo; como valores de salida el FIS consideró una variación al tonelaje de alimentación y consecuentemente al caudal de agua. Como resultado de esta investigación, el FIS propuesto consiguió: Reducir el tamaño de partícula P80 de 585 μm a 564 μm; incrementar el tonelaje de alimentación a molienda de 510 t/h a 550 t/h; y, reducir la cantidad de agua consumida de 180 m3/h a 143 m3/h.
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.
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.
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 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 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.
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.
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.