La flotación es una técnica de concentración que aprovecha la diferencia entre las propiedades interfaciales del mineral valorable y la escoria. Se basa en la adhesión de algunos sólidos a burbujas de gas generadas en la pulpa por algún medio externo. Este proceso es, en la actualidad, uno de los métodos más usados en la separación de material en la industria minera. En los años recientes, la dinámica de fluidos computacional (CFD) se ha convertido en una herramienta útil para la modelación del proceso de flotación, sin embargo no ha sido posible obtener un modelo matemático con capacidad predictiva. Lo anterior se debe a que la modelación de un proceso de flotación debería considerar las complejas características de este proceso de separación de mineral, tales como dispersión de partículas, control de la interface líquido-sólido en la adición de colectores, y de la interfaz líquido-gas al usar espumantes, mecanismos de creación y destrucción de interfaces burbuja-partícula y, formación y separación de una espuma trifásica en la superficie de la celda de flotación. En el presente trabajo de título se estudió la recuperación de concentrado de cobre en una celda de flotación de agitación mecánica, utilizando un modelo matemático, propuesto por Koh y Schwarz, basado en las condiciones dinámicas del fluido. En particular se estudió cómo el tamaño de las partículas sólidas que componen la pulpa, y la cual es una condición de operación que depende del usuario (en este caso las mineras), afecta el proceso de flotación. Los resultados obtenidos muestran la dependencia del tamaño de las partículas sólidas sobre la curva de recuperación, en donde se encontró que existe un tamaño óptimo de partícula que maximiza la recuperación. Este comportamiento coincide con lo que se ha visto en análisis experimentales, lo que le da a la modelación del proceso de flotación mediante CFD un futuro prometedor en el aporte a optimizar el diseño y/o condiciones de operación de una celda de agitación mecánica.

Ingeniero Civil de Minas / El oro rara vez se encuentra en la naturaleza formando compuestos, a diferencia de otros metales como cobre o zinc. Sus presentaciones habituales son en estado nativo o formando aleaciones, generalmente con plata. Se asocia de diversas formas con otros minerales. Entre los más comunes, se encuentran los sulfuros de fierro como pirita o arsenopirita, los sulfuros de cobre como calcopirita, o los carbonatos. En estas asociaciones, el oro puede presentarse en tamaños tan grandes que las partículas pueden estar liberadas, o tan pequeñas que puede distribuirse en forma atómica en la estructura cristalina del mineral, llegando incluso a estar completamente dentro de ella. Esta multiplicidad de presencias del oro, en asociación y ocurrencia, es lo que a la fecha ha dificultado definir la mejor opción de procesamiento para las mineralogías desde donde se desea recuperar oro. Por lo tanto, la composición mineralógica del depósito mineral, influye fuertemente en la definición y selección del proceso de beneficio de minerales de oro. Frente a esta dificultad, se ha desarrollado una herramienta computacional que permite simular, en estado estacionario, distintas rutas de procesamiento para minerales con oro a partir de criterios de diseño. Estos criterios pueden ser obtenidos de pruebas de laboratorio, información de benchmarking o la experiencia del usuario en el desarrollo de procesos. Esta herramienta se construyó con el software Microsoft Excel, aprovechando sus poderosas funciones para dar solución a problemas de tipo práctico. El simulador entrega como resultados el balance de materiales y agua de la ruta seleccionada, la composición del metal Doré, la composición de los descartes, los requerimientos de agua fresca y los requerimientos de reactivos necesarios para el procesamiento. Se presenta también en el documento, información relevante a la definición del proceso productivo. El propósito de esta información, es dar a conocer las opciones de procesamiento de más uso en la industria basándose en las características mineralógicas del material a tratar. Se presenta la simulación de un caso actual, entregando los criterios de diseño utilizados, las operaciones unitarias seleccionadas y los resultados obtenidos.

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas / El presente caso de estudio tiene como objetivo principal evaluar el impacto económico de un cambio tecnológico en la etapa de molienda primaria del proceso de concentración en Minera Escondida Ltda. para minerales con altos índices de dureza. Los factores más relevantes que motivan la búsqueda de alternativas eficientes de procesamiento son (i) el incremento sostenido en los índices de dureza de la roca, lo que incrementa de manera significativa el consumo de energía y la inversión de capital necesario para mantener los niveles de producción, (ii) la disminución de las leyes de cobre en los procesos de concentración, lo que implica mover un mayor volumen para lograr niveles de producción similares, (iii) los altos niveles en el precio del cobre, que han empujado a la industria a aprovechar el entorno de mercado auspicioso, y (iv) la importancia de incorporar tecnologías más eficientes en consumo de energía, alineadas con la estrategia medioambiental de la compañía. La alternativa estudiada en el presente trabajo es el reemplazo de un circuito de molienda semiautógeno y molienda de bolas por un circuito con mayor eficiencia energética del tipo chancado secundario y HPGR. Se concluye que la opción tecnológica estudiada genera valor en el contexto de una planificación integrada para las reservas mineras disponibles y puede obtenerse una reducción del costo operacional en más de un 7 %, impactando de manera importante los consumos de energía y acero, dos de los ítems de costo más significativos en una planta concentradora. La reducción de emisiones de CO2 , pueden llegar a disminuir en un 25 % mejorando significativamente la huella de carbono de la compañía, reduciendo el impacto ambiental. Este trabajo es el punto de partida para iniciar una discusión profunda acerca de las ventajas que un cambio tecnológico puede provocar en los planes futuros de Minera Escondida Ltda, tanto en términos de la mayor producción obtenida como por los beneficios en costos de operación y el grado de alineamiento que muestra respecto de las políticas medioambientales en el mediano plazo.

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva / En el procesamiento de minerales, las rocas son reducidas de tamaño en presencia de agua. Esta interacción afecta directamente las condiciones fisicoquímicas del proceso. El proceso de flotación depende de estas variables fisicoquímicas, así como de la composición misma de la roca. Comprender cómo interactúan estas variables es fundamental para entender la recuperación de especies de interés económico en la etapa de flotación. El presente trabajo tiene como objetivo analizar el efecto de la ganga asociada a especies de interés y su impacto en etapas de molienda y flotación. Para ello, se cuantificó la disolución de elementos desde diferentes minerales de alimentación hacia la pulpa producida en la etapa de molienda, se identificaron los elementos presentes en la superficie de las partículas procesadas en esta etapa, se verificó el efecto de la disolución/precipitación de elementos sobre diferentes variables fisicoquímicas en la etapa de molienda, y se relacionó el efecto de disolución/precipitación de elementos provenientes de la ganga en la recuperación de especies de interés a través del proceso de flotación. Diferentes unidades geo metalúrgicas fueron analizadas, respecto a tres elementos en particular: magnesio, aluminio y calcio. La cuantificación de la disolución de estos elementos desde estas unidades hacia la solución fue medida a través de ICP - OES y complexometría. El magnesio fue cuantificado con concentraciones entre 200 a 300 mg/L, el aluminio en concentraciones de 0,2 a 1,5 mg/L y el calcio en concentraciones entre 600 a 850 mg/L. La precipitación de estos elementos fue fundamentalmente, a través de hidróxidos (comprobado a través del método XPS), y no generó un cambio significativo en parámetros fisicoquímicos como el pH, el potencial de pulpa o el oxígeno disuelto. Es más, son estas variables fisicoquímicas las que controlaron las etapas de molienda y flotación, generando recuperaciones cercanas al 90% en ambas unidades geo metalúrgicas. Sin embargo, en este estudio también fue posible analizar el comportamiento de diferentes especies de interés, ante la presencia de estos elementos específicos. Por una parte se encontró que una especie como molibdenita es sensible al pH y a la presencia de iones como el Ca$^{2+}$, generándose en conjunto, variaciones entre 98 y 30% en su recuperación metalúrgica. Por otra parte, fue posible determinar que una especie como calcopirita es poco dependiente de estos iones o precipitados (no encontrándose concentraciones superficiales satisfactorias a través de SEM - EDS), pero mucho más sensible a cambios en parámetros fisicoquímicos como el potencial de pulpa, que produjo recuperaciones metalúrgicas entre 70 y 10%. A partir de esto, fue posible afirmar que dos unidades geo metalúrgicas se comportan de manera distinta en condiciones operacionales iguales, por lo que un estudio detallado de cada una es relevante y necesario para llevar a cabo un procesamiento de minerales en condiciones técnicas y económicas acordes con los desafíos que se plantean en la actualidad. / In mineral processing, rocks are reduced in size in the presence of water. This interaction affects directly the physicochemical condicions of process. The flotation process depends of these physi-cochemical variables, as well as the rock composition. To comprehend how these variables interact is essential to understand the recovery of species of economic interest in the flotation stage. This work aims to analyze the gangue effect associated to species of economic interest and its impact on grinding and minerals flotation stages. To achieve this objective, it was neccesary to quantify specific elements dissolved from gangue of mineral to the solution in grinding stage. Also, it was necessary to identify the elements on surface of the processed particles in this stage, it was verified the dissolution/precipitation effect of elements on phisicochemical variables in grinding stage, and it was associated the gangue effect on species dissolution/precipitation and its influence on the metallurgical recovery of species of economic interest through of flotation stage. Different geometallurgical units were analysed about three particular elements: magnesium, alumi-nium and calcium. The dissolution quantification of these elements from this units to the solution was measured through of ICP -OES and complexometry methods. The magnesium was quantified with concentrations between 200 to 300 mg/L, aluminium with concentrations between 0,2 and 1,5 mg/L and calcium with concentrations between 600 and 850 mg/L. The precipitation of these ele-ments was mainly, through of hydroxides (it was checked by XPS method), and it did not generate a significant change in physicochemical parameters as pH, the potential or the dissolved oxygen. In fact, these physicochemical variables controlled the grinding and flotation stages, generating re-coveries close to 90 % in both geometallurgical units. Nevertheless, in this study was also possible to analyse the behaviour of different species of eco-nomic interest, suede the presence of these specific elements. On the one hand it was found that a specie as molybdenite is sensitive to pH and the presence of ions as Ca2+, generating altogether, variations between 98 and 30 % in its metallurgical recovery. On other hand, it was possible to de-terminate that a specie as chalcopyrite is a little dependence of these ions or precipitates (it was ot found satisfactory surface concentrations through SEM -EDS method), but is much more sensitive to changes in physicochemical parameters as potential, which produced metallurgical recoveries between 70 and 10 %. Starting from this, was possible to afirm that two geometallurgical units behave differently in the same operational conditions, therefore a detailed study of each one is relevant and necessary to carry out a mineral processing in technical and economic conditions in line with the challenges which araise today.

Estudio que surge por interés de desarrollar un procedimiento metalúrgico que pueda servir para recuperar oro en minerales sulfurados con alto contenido de arsenopirita aplicando una tecnología medioambientalmente amigable. La muestra representativa del mineral sulfurado con alto contenido de arsénico, para el presente estudio de investigación, proviene de la provincia de Paucartambo del departamento de Pasco con una cabeza ensayada de 2,95 gr Au/TC y 7,69 % de arsénico. La caracterización de la muestra se realiza en el microscopio óptico polarizado en la UNMSM, los resultados de esta caracterización indican la presencia de las siguientes especies mineralógicas como: calcopirita, esfalerita, arsenopirita, pirita, goethita y gangas. Con el concentrado de la prueba más representativa de flotación obtenida, se realizan pruebas metalúrgicas de lixiviación alcalina con NaOH y Na2S, la prueba más representativa resulta una recuperación de arsénico de 13,74 %, para un tiempo de 12 horas de agitación. En vista de la alta cantidad de arsénico aun presente en la muestra del concentrado, se realizan pruebas metalúrgicas de biolixiviación bacteriana, para la oxidación del arsénico, obteniéndose una recuperación de arsénico de 92.86% para un tiempo de 20 días de biolixiviación. Disuelto la mayor cantidad de arsénico del concentrado con la biolixiviación, se realizan pruebas metalúrgicas de cianuración, alcanzándose una recuperación de 94,5 % de oro, para un tiempo de cianuración de 48 horas, con consumo de cianuro de sodio de 2,6 kg/TM y 9,3 kg/TM de cal. La recuperación total de oro en los procesos de flotación y cianuración fue de 92,28%. / Tesis

Ingeniera Civil de Minas / 23/08/2023

Tesis para optar al grado de Magíster en Administración / Autores no envían autorización para el acceso a texto completo de su documento / José Mancilla [Parte I], Engelbert Amaya [Parte II Sistema de detección de inchancable en el proceso de carguío en la gran minería] / Durante el FY15 la cantidad de detenciones En las plantas de chancado y mina por Concepto inchancables fueron del orden de 488 horas, lo que implica una pérdida de Alimentación de 1,6 Mt . Su principal ventaja competitiva es: Menor impacto ambiental. Reducción de costos de operación. Reducción de costos de mantenimiento. Mayor accesibilidad y disponibilidad del combustible. Mayor % de disponibilidad / utilización.

Ingeniero Civil de Minas / El Proyecto ANICO , es un proyecto minero-metalúrgico, que se encuentra ubicado en la Provincia del Choapa, Comuna de Canela, IV Región de Coquimbo. Consiste en una planta de beneficio de minerales oxidados de cobre (Planta Puerto Oscuro), productora de cristales de sulfato de cobre pentahidratado (CuSO4* 5H2O) grado alimenticio, en base al abastecimiento de minerales de las pertenencias mineras ANICO 1/5 así como también de minas del sector, con leyes fluctuantes entre 0,8 y 2,0% de cobre. Se plantea un tratamiento a un nivel inicial de 5.000 [t/mes] o bien 200 [t/d] por un periodo de 10 años, mediante los procesos de chancado, aglomerado y curado, lixiviación, extracción por solvente (SX), cristalización (CR), recristianización (RC), secado y envasado. La justificación del proyecto ANICO radica en la existencia de un fuerte y sustentable mercado de derivados de cobre potenciado por la agroindustria y la estrechez de la oferta, un gran potencial de explotación de minerales a nivel medio menor en todo el distrito minero y la ubicación y exigencias de los poderes de compra de ENAMI en la zona que obligan a la derivación de los productores a otras plantas. Dado lo anterior existe una posibilidad cierta para la Planta Puerto Oscuro de convertirse en un poder comprador fuerte e importante en la zona. Para un procesamiento de 60.000 [t/año] de mineral, y un horizonte de evaluación de 10 años, el costo de operación para una ley media estimada de alimentación a planta de 1,47 %Cu, alcanza los 75,48 [USD/t] de mineral, o bien en términos del producto final este costo es de 1,63 [USD/ kg] de sulfato de cobre pentahidratado. La evaluación técnico-económica del Proyecto Anico arroja como resultado un VAN de 11.400.000 [USD] aprox., teniendo en cuenta que el proyecto es rentable por una parte con minerales de leyes superiores o iguales a 1,024% de Cu, y por otra con un precio del sulfato de cobre superior a 1,892 [USD/kg].

Ingeniero Civil de Minas / Como resultado de los trabajos de repotenciación de los equipos de chancado y apilamiento llevados a cabo en el año 2011, la Sociedad Mirasó ha previsto un aumento del flujo anual de mineral desde 1,4 a 1,8 millones de toneladas a partir del año 2012. Los cambios se realizaron principalmente en las correas transportadoras y chutes de traspaso de la planta de chancado, así como en las correas transportadoras del sistema de apiñamiento, sin embargo, las capacidades de los equipos e instalaciones de la aglomeración, lixiviación y extracción por solventes no fueron modificadas. El objetivo del presente trabajo es evaluar el nuevo escenario industrial, identificando las posibles fases de la cadena de producción que puedan ralentizar el proceso de producción global, mediante el estudio de las capacidades de tratamiento de cada uno de los equipos principales integrantes de aquellas áreas que no sufrieron cambios. La evaluación se realizó en dos etapas estudios. Primero se establecieron las condiciones de la operación presente, mediante la actualización de los criterios de diseño y el balance de masa, y luego se evaluó la situación futura con mayor tonelaje, considerando uno y dos ciclos de lixiviación. Los cambios más importantes respecto de los criterios utilizados en el diseño inicial, con impacto en la capacidad de los equipos, son la reducción de la utilización del sistema de apiñamiento (de 80 a 71%), el aumento de la dosificación de ácido en el tambor aglomerador (de 16 a 30 kg/t) y la reducción de la tasa de riego en la lixiviación (de 4,5 a 3,0 l/h/m2). En la aglomeración, la conclusión final es que los equipos sometidos a este análisis cuentan con la capacidad para soportar el aumento de producción. Sin embargo, existen desviaciones que deben ser corregidas tales como la capacidad y el diseño de las tuberías de inyección de agua y de ácido. En la lixiviación, el sistema de bombeo de solución de riego se encuentra al límite de la capacidad que requerirá el aumento de la producción (280 m3/h), por lo que la lixiviación en dos etapas podría ser una solución. No obstante, esto último se recomienda sólo como una respuesta operacional puntual, en caso de una eventual alza de los sólidos en suspensión y consecuentes arrastres de orgánico. En los casos que se aplique, es fundamental realizar un buen lavado durante el segundo ciclo. Finalmente, en la extracción por solvente, se recomienda aumentar la concentración de la amina extractante de 8 a 10%, para evitar el aumento del flujo de orgánico, y conservar así la eficiencia de transferencia del proceso.

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas / El presente trabajo tiene como objetivo implementar un nuevo sistema de gestión en la planta de SX de la División Radomiro Tomic, con el propósito de generar valor para la División. El nuevo sistema de gestión pretende reestructurar los contratos de apoyo operacional y disminuir los consumos de aditivos, además de lograr incorporar en forma sistemática innovaciones que provengan de los trabajadores internos de la planta, logrando un aumento en la productividad de la planta SX. Además este nuevo sistema busca tener una gestión interna que impulse el comportamiento y el desempeño de las personas hacia el logro de los objetivos estratégicos. Finalmente este trabajo pretende determinar las variables necesarias para el control de la planta de SX, dependiendo de la estacionalidad y de los niveles de producción, logrando obtener dos tableros de gestión. El nuevo sistema de gestión busca mejorar la rapidez de las tomas de decisiones evitando las pérdidas operacionales lo que se traduzca en la creación de valor. La implementación de un nuevo sistema de gestión en la planta SX es de vital importancia para la División Radomiro Tomic, debido a que la realidad productiva está cambiando, pasando de un estado de máxima producción por sobre 300 KTCuf/año durante el 2010 al 2012, a un periodo de bajas producciones durante los años del 2014 al 2018 con 250 KTCuf/año. El nuevo sistema de gestión ha mostrado buenos resultados tanto en los ahorros generados, como en la restructuración de los contratos de apoyo y en la creación de dos tableros de gestión que dependen de la estacionalidad, además en reducir los tiempos en las tomas de decisiones lo que ha evitado las pérdidas operacionales, creando valor para la División Radomiro Tomic.