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 %.

En la búsqueda de procesos hidrometalúrgicos para la disolución de cobre a nivel de laboratorio, partiendo de un concentrado de cobre sulfurado, siendo éste producto proveniente de un proceso de flotación proporcionado por la Empresa Minera Condestable S.A. La caracterización del concentrado se realizó en la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, en un microscopio óptico polarizado, en briquetas pulidas en el rango de +100 mallas hasta -325 mallas; en el cual se observa la presencia de cobre en aproximadamente de 87% en volumen y especies mineralógicas importantes, además incluye material estéril o gangas. El presente trabajo de investigación esta orientado a buscar nuevos esquemas de tratamiento de disolución de concentrados de cobre con oxidantes fuertes combinados de cloruro férrico y nitrato de sodio en una solución ácido clorurante; los productos de esta lixiviación genera cobre y azufre elemental. La variables estudiadas en la investigación fueron el tamaño de partícula, concentración de los oxidantes, temperatura, pH de la solución y velocidad de agitación (RPM) de la lixiviación. / In the search for hydrometallurgical processes for the dissolution of copper at the laboratory from a concentrate copper sulphide which this product from a process of flotation provided by the Empresa Minera Condestable SA. The characterization of the concentrate was conducted in the Academic Training School of Engineering Geological - UNMSM, in a polarized light microscope, briquettes polished in the range of +100 mesh to -325 mesh, in which he noted the presence of copper in approximately 87% by volume and mineralogical important species, also includes sterile materials or bargains. This research work is aimed at seeking new treatment of dissolution of copper concentrates combined with strong oxidizing ferric chloride and sodium nitrate in a solution acid chlorinate; products of this leaching generated copper and elemental sulphur. The variables studied in the investigation were the particle size, concentration of oxidants, temperature, pH of the solution and stirring speed (RPM) leaching. / Tesis

En la búsqueda de procesos hidrometalúrgicos para la disolución de cobre a nivel de laboratorio, partiendo de un concentrado de cobre sulfurado, siendo éste producto proveniente de un proceso de flotación proporcionado por la Empresa Minera Condestable S.A. La caracterización del concentrado se realizó en la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, en un microscopio óptico polarizado, en briquetas pulidas en el rango de +100 mallas hasta -325 mallas; en el cual se observa la presencia de cobre en aproximadamente de 87% en volumen y especies mineralógicas importantes, además incluye material estéril o gangas. El presente trabajo de investigación esta orientado a buscar nuevos esquemas de tratamiento de disolución de concentrados de cobre con oxidantes fuertes combinados de cloruro férrico y nitrato de sodio en una solución ácido clorurante; los productos de esta lixiviación genera cobre y azufre elemental. La variables estudiadas en la investigación fueron el tamaño de partícula, concentración de los oxidantes, temperatura, pH de la solución y velocidad de agitación (RPM) de la lixiviación. / In the search for hydrometallurgical processes for the dissolution of copper at the laboratory from a concentrate copper sulphide which this product from a process of flotation provided by the Empresa Minera Condestable SA. The characterization of the concentrate was conducted in the Academic Training School of Engineering Geological - UNMSM, in a polarized light microscope, briquettes polished in the range of +100 mesh to -325 mesh, in which he noted the presence of copper in approximately 87% by volume and mineralogical important species, also includes sterile materials or bargains. This research work is aimed at seeking new treatment of dissolution of copper concentrates combined with strong oxidizing ferric chloride and sodium nitrate in a solution acid chlorinate; products of this leaching generated copper and elemental sulphur. The variables studied in the investigation were the particle size, concentration of oxidants, temperature, pH of the solution and stirring speed (RPM) leaching.

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 %.

La tesis denominada "Tratamiento de Remediación de Efluentes Metalúrgicos con énfasis en el abatimiento de Cobre con Dolomita", muestra el proceso de Tecnología de Limpieza como una alternativa de solución en la remediación de efluentes metalúrgicos con el empleo de la dolomita calcinada y sin calcinar, mediante Pruebas Metalúrgicas Experimentales se logro reducir las concentraciones del ión de cobre disuelto presente en los Efluentes provenientes del Proceso Metalúrgico de Flotación de la Planta Concentradora de la UNI, al cual se denominará “EFLUENTE METALÚRGICO UNI” y el Efluente Metalúrgico de la Solución de Sulfato de Cobre, que denominaremos “EFLUENTE METALÚRGICO UNMSM”, el cual fue generado a nivel Laboratorio por la Lixiviación del Mineral Tostado de Calcopirita. De este modo, la aplicación del Tratamiento de Remediación tuvo como objetivo lograr que ambos efluentes metalúrgicos tratados con dolomita presenten altos porcentajes de reducción con mínimas concentraciones de cobre, los cuales son indicadores de una mejora en el Proceso de Tratamiento de Efluentes Metalúrgicos provenientes principalmente de procesos metalúrgicos de plantas concentradoras. En la presente Tesis, se empleo el mineral de la dolomita, el cual es un mineral no metálico de carbonato doble de calcio y magnesio (CaCO3.MgCO3), que se comporta como un efectivo reactivo de remediación, debido a las propiedades fisicoquímicas siendo una de ellas la neutralización de los metales pesados donde se verifica que, es mas eficiente que, la cal para neutralizar la capacidad de generación de acidez que poseen los metales pesados. Los resultados la presente Tesis nos permite afirmar que el peso óptimo de la Dolomita Comercial de Agregados Calcáreos es de 2 g. en estado sin calcinar donde se determino que para un volumen de efluente metalúrgico de flotación de 100ml, la concentración inicial de 0,269 g/L (269 ppm) se redujo hasta el valor de 0,007 g/L (7 ppm), con un porcentaje de reducción de 97.39%., en un tiempo óptimo de 20 minutos. Cabe resaltar que la dilución S/L es de 2/100 y se aplico una velocidad de agitación de la mezcla (dolomita y efluente metalúrgico) de 700 RPM.

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

La tesis denominada "Tratamiento de Remediación de Efluentes Metalúrgicos con énfasis en el abatimiento de Cobre con Dolomita", muestra el proceso de Tecnología de Limpieza como una alternativa de solución en la remediación de efluentes metalúrgicos con el empleo de la dolomita calcinada y sin calcinar, mediante Pruebas Metalúrgicas Experimentales se logro reducir las concentraciones del ión de cobre disuelto presente en los Efluentes provenientes del Proceso Metalúrgico de Flotación de la Planta Concentradora de la UNI, al cual se denominará “EFLUENTE METALÚRGICO UNI” y el Efluente Metalúrgico de la Solución de Sulfato de Cobre, que denominaremos “EFLUENTE METALÚRGICO UNMSM”, el cual fue generado a nivel Laboratorio por la Lixiviación del Mineral Tostado de Calcopirita. De este modo, la aplicación del Tratamiento de Remediación tuvo como objetivo lograr que ambos efluentes metalúrgicos tratados con dolomita presenten altos porcentajes de reducción con mínimas concentraciones de cobre, los cuales son indicadores de una mejora en el Proceso de Tratamiento de Efluentes Metalúrgicos provenientes principalmente de procesos metalúrgicos de plantas concentradoras. En la presente Tesis, se empleo el mineral de la dolomita, el cual es un mineral no metálico de carbonato doble de calcio y magnesio (CaCO3.MgCO3), que se comporta como un efectivo reactivo de remediación, debido a las propiedades fisicoquímicas siendo una de ellas la neutralización de los metales pesados donde se verifica que, es mas eficiente que, la cal para neutralizar la capacidad de generación de acidez que poseen los metales pesados. Los resultados la presente Tesis nos permite afirmar que el peso óptimo de la Dolomita Comercial de Agregados Calcáreos es de 2 g. en estado sin calcinar donde se determino que para un volumen de efluente metalúrgico de flotación de 100ml, la concentración inicial de 0,269 g/L (269 ppm) se redujo hasta el valor de 0,007 g/L (7 ppm), con un porcentaje de reducción de 97.39%., en un tiempo óptimo de 20 minutos. Cabe resaltar que la dilución S/L es de 2/100 y se aplico una velocidad de agitación de la mezcla (dolomita y efluente metalúrgico) de 700 RPM.

La evaluación de la velocidad de lixiviación del cobre de 10 pinturas antiincrustantes se realizó en aguas frías del mar peruano (en la rada de San Lorenzo) durante 4 meses. Los ensayos para encontrar la cantidad de cobre liberado en un tiempo dado se hizo mediante el burbujeo con aire a presión en una solución lixiviante. El análisis de la solución se efectuó mediante absorción atómica. De acuerdo a las pruebas efectuadas, se puede deducir que los antiincrustantes de matriz soluble (plástico frío) tienen mayor velocidad de lixiviación de cobre que los antiincrustantes de matriz insoluble (vinílica), por lo que las incrustancias serán prevenidas con mayor eficiencia por los antiincrustantes de matriz soluble. Los espesores de película de pintura requeridas por los antiincrustantes de matriz soluble es del doble que los antiincrustantes de matriz insoluble. / Tesis

El documento digital no refiere asesor / Publicación a texto completo no autorizada por el autor / La compañía minera Poderosa S.A. se encuentra ubicada en el caserío Vijus, Distrito de Pataz en el departamento de la Libertad. Cuenta con dos Plantas de beneficios de minerales auríferos, la Planta Santa María ubicada a 2600 msnm y la Planta Marañon ubicada a 1250 msnm, ambas tiene el mismo proceso de cianuracion directa convencional con los circuitos de chancado, molienda, lixiviación en agitación y lavado en contracorriente. El diseño de la Planta Marañon a sus inicios fue de 100 TMSD a medida que iba pasando el tiempo se ha incrementado llegando a una capacidad actual de 740 TMSD Planta Marañon y 600 TMSD Planta Santa María. Al inicio de sus operaciones las plantas de beneficio de minerales Marañón y Santa María, fueron diseñados para la disposición relave en pulpa en sus canchas de relaves. Se contempla, cero vertimiento, la solución que sale con los relaves son recirculados a la planta de beneficio, reduciendo el uso de agua industrial necesario para el proceso de cianuración. Así mismo la degradación natural del cianuro en los relaves. La evaluación económica se basó en el mayor tiempo de vida de los depósitos de relaves, menor consumo de agua industrial, recuperación del cianuro y recuperación de los elementos valiosos. Los resultados de las pruebas iniciales radicaron resultados satisfactorios basados en los criterios de diseño y habiendo mejorado en; disposición, seguridad y medio ambiente disminuyendo la contaminación con tecnología limpia comprobada. / Trabajo de suficiencia profesional

Publicación a texto completo no autorizada por el autor / La muestra de mineral oxidado procede de Poroma, distrito de Nazca, departamento de Ica. La ley de cabeza según el ensayo químico realizado al mineral es de 9.14% para el cobre y 11.60 g/TM para el oro. La caracterización de la muestra se realiza en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos (UNMSM). Se observa la presencia de calcopirita, pirita, covelita, calcocita, malaquita, magnetita y gangas. En el proceso de segregación se obtiene una recuperación de cobre de 45.23% con una calidad del concentrado segregado de 3.92% de cobre y un radio de concentración de 1.85. El relave del proceso de segregación fue cianurado, obteniéndose una recuperación de 84.80% en oro y 14.55% en cobre, con un consumo de cianuro de sodio de 42.60 Kg/TM y 19.15 Kg/TM de cal con un tiempo de cianuración de 24 horas. Los resultados de la flotación indican una recuperación de oro de 60.95%, cobre de 28.13%, la calidad del concentrado es de 129.50 g/TM de oro y 27.88% de cobre con un radio de concentración de 35.12. Los resultados de la cianuración de los relaves de flotación son una recuperación de oro y cobre de 35.48% y 27.20% respectivamente con un consumo de cianuro alto de 95.15 Kg/TM y cal 6.96 Kg/TM con un tiempo de cianuración de 24 horas. Finalmente la lixiviación de cobre con H2S04 arroja una recuperación de 87.21% con un tiempo de lixiviación de 3 hrs, y la cianuración de su relave tiene una recuperación de oro y cobre de 84.46% y 79.47% respectivamente para un tiempo de cianuración de 24 hrs, con un consumo de cianuro de 29.35 Kg/TM y cal de 24.25 Kg/TM. Comparando los resultados obtenidos de los tres procesos metalúrgicos mencionados, se concluye que el mejor proceso para minerales oxidados cianicidas es la lixiviación ácida, seguida de la cianuración de sus relaves. / Tesis