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 / --- Peru, which is a rich country in amount of ores and gold reserves, moreover; it has an attractive minerals sector to the world and of great importance in national economic development. However, in the metallurgy of gold ores, there are minerals called refractory or complex, where free fine gold is trapped or associated with sulfides (pyrite and arsenopyrite), this problem can be seen in the concentrator Tamboraque, which uses inefficient conventional metallurgical processes and of high operating costs. Hence, the present research found an alternative treatment for this type of complex mineral, consisting in a total flotation in a first stage and then a special differential flotation in the second stage, obtaining as a result a reduction of 76.82 % treatment volume, 78.31 % the consumption of reagents, 63.64 % presence of toxic reactive in general tailings, 55.85 % and 55.04 % the volume of water and operating expenses used in flotation circuits in thereof. Furthermore, it was determined that a minimum investment of U.S. $ 406,160.73, this proposal can be implemented using only their own facilities and resource, generating an annual income of U.S. $ 222,486.01, and significant advantages in the environmental, technical and economic aspect. Keywords: Refractory ores, cyanidation, flotation, arsenopyrite

La presente Tesis tiene la finalidad de mostrar las consideraciones para el dimensionamiento y selección de equipos para una planta concentradora de minerales típica. Se tiene un mineral polimetálico de cobre, plomo y zinc el cual será enviado a la planta de concentración que tiene una capacidad de 4800 TMSPD cuyo objetivo es separar el mineral valioso del estéril mediante procesos mecánicos y metalúrgicos. El objetivo es obtener un producto con una ley comercial que haga viable los siguientes procesos en la obtención del mineral final. La planta concentradora tiene cinco procesos o circuitos consecutivos típicos, iniciando con el circuito de chancado en el cual se reduce el tamaño de las rocas provenientes de la voladura en la mina a un calibre donde la liberación del mineral sea la máxima posible. Los equipos asociados a este circuito son: chancadoras, zarandas, fajas y tolvas. El mineral luego de alcanzar un tamaño óptimo es enviado al circuito de molienda donde con el uso de molinos de bola y ya en estado de pulpa es molido hasta micrones para ingresar al circuito de flotación. Los equipos asociados a este circuito son: molinos, hidrociclones y bombas. El mineral clasificado en los hidrociclones es enviado a los acondicionadores o agitadores en donde se les adiciona reactivos que facilitan la separación de los minerales valiosos. Es aquí donde se inician los procesos metalúrgicos para la obtención de las espumas en las celdas de flotación que contienen una alta ley y productos con baja ley que se envían a los relaves. Los equipos asociados a este circuito son: agitadores, acondicionadores, celdas de flotación y bombas. Las espumas producto del circuito de flotación contiene una alta ley de mineral pero en un medio líquido, es por esto que se envían al circuito de espesamiento donde por gravedad se busca sedimentar el mineral para ser enviado al circuito de filtrado. La pulpa producto de los espesadores tienen una cantidad de agua que dificulta su transporte, es por esto que se envía al circuito de filtrado donde mediante el uso filtros se retira el agua excedente obteniendo un producto con una humedad entre 5 y 8% la cual permite su manipuleo y posterior transporte. La pulpa de relaves contiene una gran cantidad de agua la cual es separada en los espesadores y es enviada a la planta de concentración para su reutilización en los procesos ya descritos. / Tesis

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 trabajo de investigación se ha realizado en la Planta Concentradora de la Empresa Minera “Yauliyacu S.A.”, el cual tiene por objetivo la evaluación Metalúrgica de los parámetros que intervienen en el proceso de flotación de minerales en el circuito de zinc, para poder solucionar los problemas de alto contenido de Fe en el concentrado de zinc y minimizar los contenidos de zinc que se van al relave. Para tal efecto recurrimos a la ayuda de los diseños experimentales para evaluar y optimizar los parámetros que influyen en el proceso de flotación, y es una forma eficaz y apreciable de reducir los costos de investigación en la evaluación de parámetros del proceso. En esta evaluación, tomamos una primera etapa de descarte, para lo cual usamos el diseño factorial simple con puntos centrales, para evaluar los parámetros que intervienen en la flotación de zinc (CuSO4, Z-11, pH), con ello determinar el comportamiento y los efectos de los parámetros en el proceso de flotación y luego determinamos las dos variables mas significativas (CuSO4 y pH) que entrarán a la etapa de optimización. Para ello utilizamos el diseño hexagonal, muy útil para estimar modelos de segundo orden y para dos variables, con ello determinamos los valores óptimos del CuSO4, (1.184 Lb/TM) y pH (11.5) que correspondan a la cima de la superficie, es decir los valores óptimos para conseguir una mejor recuperación zinc, obteniéndose un 94% de recuperación de zinc, teóricamente y a nivel de laboratorio se obtuvo un 90.58% zinc en la etapa Rougther, y a nivel de planta concentradora se obtuvo un concentrado de mejor calidad cuyas leyes son las siguientes: %Zn: 90.64 ; %Pb: 5.01 ; %Cu: 20.20 ; %Ag: 6.97. Con este resultado podemos decir que hemos cumplido el objetivo de optimizar la dosificación de la variable significativa (CuSO4) y mejorar la recuperación de zinc, de esa manera mejorar el control de los parámetros que intervienen en el proceso de flotación de zinc.

La flotación es un proceso metalúrgico de separación de materias de distinto origen que se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas, donde tiene mucha importancia la máquina de flotación. Actualmente las máquinas de flotación mas usadas por su importancia tecnológica, son las celdas de flotación Denver Sub “A”, Agitair, y de Columna, equipos netamente mecánicos y/o neumáticos de altos costos de operación y mantenimiento. Se propone cambiar estas deficiencias, mediante el uso de celdas de nueva generación, en la compleja metalurgia peruana. La celda Jameson de principio sencillo, es una unidad compacta y de alta eficiencia para flotación de minerales, desarrollada por el Prof. Jameson de la Universidad de Newcastle, NSW 2308, Australia en cooperación con la campañia Mount Isa Ltd. La celda se está usando en muchas partes del mundo, reportando operaciones eficientes. El principal objetivo del estudio es reemplazar las celdas de flotación de los circuitos cleaner de zinc por una celda Jameson. Las pruebas metalúrgicas a nivel piloto se han desarrollado en la Planta Concentradora Polimetálica de Shorey de Corporación Minera Nor Perú, en los circuitos cleaner de zinc, por encargo de la Gerencia del Departamento de Metalurgia de la empresa Alta Tecnología en Investigación Minera y Metalúrgica (ATIMMSA). / Nowadays, the flotation machines more used in minerals concentration are the flotation cells Sub Denver "A", Agitair, and the Column, teams highly mechanics and/or tires of high operation costs and maintenance. The cell Jameson of simple principle, is a compact unit and high efficiency for mining flotation, developed by the Prof. Jameson from the University of Newcastle, Australia. The main objective of the study is, replace the cells flotation from the circuits cleaner of zinc for a cell Jameson. The mining tests at level pilot have been developed in the Shorey Concentration Plant from Nor Peru Mining Corporation. Technical and economic evaluation of the results. Conclusions of the study: The pilot Jameson cell have been operated efficiently, is compact equipment and easily handed. The concentrated law obtained is from 57.31% of zinc and the recovery of 89.20% superiors to the current operations of plant. Economic efficiency (EE%) is increased in 9.31%. A Jameson cell can be replaced in an efficient form, to eight cells Sub "A” from 40 cubic feet each one, in the cleaner stages of zinc from the Shorey Concentrative Plant.

La distribución de tamaño de burbujas (DTB), entre otras propiedades de dispersión de aire, es un parámetro clave en el desempeño del proceso de flotación, por lo que es esencial disponer de técnicas confiables para su estimación. La técnica actual de muestreo y análisis de imágenes para determinar la DTB consiste en muestrear burbujas desde una celda de flotación, para fotografiarlas en un visor inclinado a una frecuencia de 1 imagen/segundo. Las imágenes son procesadas mediante un software que generalmente no incluye un algoritmo de procesamiento de clusters (conglomerados de burbujas), de modo que éstos no son considerados en el cálculo de la DTB. Este trabajo presenta un estudio de las limitaciones y sesgos de la técnica de muestreo y análisis de imágenes utilizada para estimar la DTB en celdas de flotación y valida una nueva técnica, llamada modelo booleano, capaz de reducir algunos de los sesgos identificados. Las principales limitaciones de la técnica de muestreo y análisis de imágenes detectadas son: • Segregación espacial de las burbujas en el visor: la zona central de las imágenes presenta una mayor densidad de burbujas. •Sesgo por muestreo temporal: debido a la diferencia de velocidades entre burbujas de distinto tamaño, las burbujas de mayor tamaño son submuestreadas. • Sesgo por eliminación de clusters (análisis tradicional): la eliminación de los clusters genera una subestimación del tamaño de burbujas. Este efecto depende fuertemente de la densidad de burbujas en la imagen y de la DTB. El sesgo por muestreo temporal puede ser reducido si se consigue un perfil homogéneo de velocidades de burbujas. Para esto, se propone y se prueba satisfactoriamente el uso de un visor vertical donde las burbujas están confinadas a un espacio horizontal de 3.6 cm. Esta técnica requiere el uso de un método de análisis de imágenes capaz de procesar los clusters pues en este tipo de régimen su efecto es importante. Para esto se utiliza el modelo booleano, el cual es capaz de analizar las burbujas superpuestas. El método permite determinar con precisión el diámetro de Sauter, parámetro de dispersión de aire clave para determinar el área superficial disponible en la celda de flotación, esto a pesar de no cumplirse a cabalidad los supuestos sobre los que se construye.

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Ingeniera Civil Química / La flotación de minerales es una técnica de separación selectiva de partículas en base a su hidrofobicidad. En ella se utiliza una serie de reactivos, entre los que se encuentran los espumantes, cuya función principal es la de contribuir a la formación de burbujas de tamaño pequeño y una fase de espuma estable. En este trabajo se estudia el efecto que tienen los espumantes sobre la relación entre recuperación de agua y recuperación por arrastre de partículas hidrofílicas en una celda de flotación a escala laboratorio. Para estudiar este efecto se realizaron pruebas con espumantes de distinta estructura molecular (alcoholes y polietilenglicoles), primero en ausencia de partículas, para caracterizar el sistema, y posteriormente en presencia de partículas hidrofílicas de cuarzo. Los resultados muestran diferencias de comportamiento entre alcoholes y polietilenglicoles. Para la recuperación de agua, los polietilenglicoles estudiados (PEG400, PEG300 y PEG200) llevan más agua al concentrado que los alcoholes. En el caso de la recuperación por arrastre, son los alcoholes (octanol, heptanol, MIBC y hexanol) los que arrastran más partículas de sólido al concentrado. Los factores de arrastre (ENT) muestran menor valor para polietilenglicoles que para alcoholes, es decir, a igual recuperación de agua, estos últimos arrastran mayor cantidad de partículas, lo que se podría traducir en un efecto diferenciado sobre la selectividad del proceso de flotación. Esto puede deberse a que alcoholes y polietilenglicoles generan distintas estructuras de espuma, las que a su vez afectan tanto recuperación de agua como recuperación por arrastre. Se observa que tanto para alcoholes como para polietilenglicoles el factor ENT aumenta con el peso molecular de los espumantes. Para corroborar si existe un efecto sobre la selectividad del proceso de flotación, se realizaron pruebas de flotación con polietilenglicol (PEG300) y octanol con un mineral preparado de cuarzo más calcopirita, obteniéndose una mayor ley acumulada de cobre en el caso de PEG300, lo cual es consistente con la diferencia observada en factores de arrastre. Se observó también una gran diferencia en las constantes cinéticas de flotación (0,414 [min-1] para PEG300 y 0,184 [min-1] para octanol) que podría estar relacionada con un aumento en el espesor de película de líquido asociado a la superficie de burbuja.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 22/4/2021. / Ingeniero Civil de Minas / En concentradoras, juega un importante rol la existencia de un sistema que permita mejorar la ley o el porcentaje de las especias valiosas. En columnas de flotación las tecnologías de agua de lavado permiten subir la ley de concentrado final para su posterior comercialización. Habitualmente dichas tecnologías consisten en un conjunto de cañerías agujereadas ubicadas en la parte superior de la columna, por las cuales circula agua, mojando la espuma en forma de ducha . El objetivo de este trabajo es analizar espumas, de dos y tres fases, desde una perspectiva estructural y dinámica que permita desarrollar un nuevo sistema de lavado para columnas de flotación de minerales. La espuma y el sistema de lavado clásico fueron estudiados utilizando una celda que representa un corte longitudinal de una celda de flotación emulando un sistema en dos dimensiones. Se observó los efectos de la concentración de espumante y la velocidad superficial de gas en la distribución de tamaño de burbuja, contenido de gas, líquido y altura de espuma. Adicionalmente se estudió el comportamiento del transporte de espuma en la celda mediante un modelo para la velocidad de las burbujas. El agua de lavado fue inyectada sobre la espuma utilizando un tubo vertical. Por separado, una nueva tecnología de lavado de espuma fue puesta a prueba en una columna de flotación piloto para compararla con el sistema clásico de lavado. Los resultados muestran que aumentar la velocidad superficial de gas implica un aumento en el tamaño de burbuja y el contenido de agua en la espuma. Aumentar la concentración de espumante disminuye el tamaño de burbuja pero la hace más estable, aumentando la altura de espuma y el contenido de agua en ella. La distribución de tamaño de las burbujas en una espuma se ajusta a una distribución log normal. El radio promedio de burbuja aumenta con el tiempo proporcionalmente según r ~ t^α, con α entre 0,52 y 0,53. Se midió la zona efectiva de lavado y corresponde a entre 9,7 y 13 veces el diámetro del jet de líquido de agua de lavado. En las pruebas a escala piloto, tras comparar el efecto del sistema de lavado clásico con el de lavado homogéneo a una misma altura sobre la superficie de espuma, lavar la espuma en la condición de presión de agua en que el lavado homogéneo genera el mayor tamaño de gota le entrega mayor movilidad a la espuma y provoca que el líquido penetre de mejor forma en ella, obteniendo mejoras en la recuperación y ley de las especies valiosas en el concentrado.

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva / Ingeniero Civil de Minas / El procesamiento de escorias de fusión, mediante molienda y flotación, se inicia con el enfriamiento de la escoria fundida, etapa durante la cual existe sedimentación y coalescencia de gotas de especies de cobre. Como resultado del enfriamiento controlado, precipita y solidifica una fase sulfurada de mata de cobre que se retorna a la operación unitaria de conversión; igualmente se forma una escoria sólida que se envía a molienda y flotación. Es así como la velocidad de enfriamiento determina la generación de distintos productos, en términos de masa y composición. El presente trabajo tiene como objetivo investigar el efecto de la etapa de enfriamiento controlado en el consumo de energía y la recuperación de especies valiosas en el procesamiento de escorias de fusión por molienda y flotación. Para ello, se generaron diversas escorias mediante pruebas de enfriamiento controlado a escala de laboratorio, considerando una escoria industrial de fusión, tecnología Convertidor Teniente, como alimentación. El consumo energético se estudió por medio del desarrollo de tests de Bond y la recuperación de valiosos mediante pruebas de flotación, ambas a escala de laboratorio. Igualmente, se efectuaron simulaciones integradas del proceso molienda-flotación y conjunto fundición, clarificando la operación y la optimización técnica-económica del estudio. En relación al test de Bond, el work index de la escoria de fusión, sin una etapa previa de enfriamiento controlado, fue de 27.88 [kWh/t]. En cambio, las escorias obtenidas por enfriamientos controlados rápido y lento presentaron work index de 18.23 y 17.12 [kWh/t], respectivamente. Lo anterior, sumado a la recuperación másica obtenida durante el enfriamiento controlado representan un ahorro energético, con respecto a la escoria de fusión, de 44.34 [%] para el enfriamiento rápido y de 47.83 [%] para el enfriamiento lento. Respecto a los resultados de las pruebas de flotación, en el caso de la escoria de fusión, sin una etapa previa de enfriamiento controlado y un P80 de 48.4 [μm], se alcanzó una recuperación de cobre de 89.99 [%] con un contenido de cobre en el relave de 1.90 [%]. En cambio en las pruebas de flotación aplicadas a las escorias enfriadas controladamente, se generaron relaves con contenidos de cobre entre 0.59 y 0.40 [%], alcanzando recuperaciones conjuntas de cobre entre 97.23 y 98.11 [%] al considerar las etapas de enfriamiento controlado y de flotación. Finalmente, las simulaciones integradas, considerando la etapa de fusión y de procesamiento posterior de las escorias por molienda y flotación (solo flotación rougher), revelaron que la recirculación de los concentrados rougher de escorias al conjunto fundición, conlleva la necesidad de incorporar algún tipo de combustible en la etapa de fusión para asegurar el balance térmico del reactor.