Ingeniero Civil de Minas / El objetivo principal de este trabajo fue estudiar de manera experimental la coalescencia de burbujas durante su formación en un tubo capilar en presencia de sales, espumantes, mezclas de ambos y partículas sólidas, usando una técnica acústica. Para ello se monta un arreglo experimental que comprende una celda de acrílico de 5 litros equipada con un tubo capilar (con un diámetro interno de 254 micrones) conectado a un cilindro de aire comprimido. El flujo de aire inyectado a la celda a través del tubo capilar desde el cilindro, se mide y regula con un flujómetro. Las emisiones acústicas generadas durante la formación y coalescencia de burbujas son captadas con un hidrófono. La señal acústica es amplificada y grabada en un computador usando el software de audio Audacity 1.3 beta. Para cada condición (tipo de agente y concentración), se utiliza la señal acústica para determinar cuál es el máximo flujo de aire que puede ingresar al sistema sin producir coalescencia. El flujo de aire al que se inicia la coalescencia es registrado. El resultado es un gráfico de flujo de aire vs concentración en donde la curva divide la figura en una región de coalescencia y no coalescencia. La construcción de estos gráficos para cada condición probada fue parte importante de este trabajo. A partir de la técnica implementada y los resultados obtenidos se concluye que los espumantes tienen la capacidad de prevenir la coalescencia en etapas tempranas después de la formación de burbujas. Las sales, por otro lado, presentan un efecto en la prevención de la coalescencia, aunque no tan importante como en el caso de los espumantes. El comportamiento observado en las mezclas de espumantes y mezclas de espumantes y sales, sugiere que los sistemas multicomponentes tienen un efecto positivo en la prevención de la coalescencia. Los resultados obtenidos de las pruebas con partículas sólidas, sugieren que su presencia en el sistema disminuye la prevención de la coalescencia de los espumantes.

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas / En general, la secuencia de extracción de un yacimiento de Cu se define a partir de un modelo de bloques de ley de Cu in situ, sin embargo esto no significa que aquella secuencia se traduzca en el mejor resultado para el negocio, ya que muchas veces los materiales con mayores rendimientos en planta difieren de aquellos que poseen las mayores leyes de Cu in situ. Por lo tanto, en vez de estimar la ley de Cu in situ, es más conveniente estimar la ley de Cu de concentrado rougher resultante de los procesos desarrollados en la planta de flotación, y posteriormente realizar el secuenciamiento correspondiente. Con tal propósito, en la presente memoria se espera construir un modelo de bloques de ley de Cu de concentrado rougher a partir de ensayos de flotación a escala de laboratorio para el yacimiento de Escondida Norte, para lo que se proponen dos metodologías. La primera de ellas, aplicable sólo a variables aditivas, plantea el uso de cosimulaciones de la ley de Cu rougher (variable no aditiva) en conjunto con otras variables correlacionadas, a las que se les llama variables explicativas. Mientras que el otro procedimiento, independiente de la aditividad de la variable, consiste en modelar una función multivariable de la ley de Cu rougher a partir de las variables explicativas, con la cual se calcula un modelo de ley de Cu rougher evaluando en ella el resultado de las cosimulaciones de la primera metodología para las variables explicativas. La función multivariable se define mediante un enfoque no paramétrico llamado kernel smoothing. Mediante una validación por jack-knife llevada a cabo entre los datos estimados y los datos reales, se constata la obtención de buenos coeficientes de correlación y R^2, de 0.86 y 0.75 respectivamente. Sin embargo, el error porcentual de la media no es despreciable, ya que es cercano al 10%. A continuación, se construyen modelos de bloque a escala puntual con ambas metodologías, de tal manera que la aditividad de las variables no se vea involucrada en el proceso, estos son los modelos M1 y M2. De esta forma los resultados son favorables para el modelo M1 calculado cosimulando la ley de Cu rougher, mientras que para el modelo M2 calculado con la función de varias variables, el resultado es menos satisfactorio, pero sigue dentro de los rangos aceptables. Finalmente, se obtienen modelos a escala de bloque con las dos metodologías, estos son los modelos M3 y M4. Para la primera metodología se obtiene el modelo M3, para el que desciende la representatividad de la realidad comparada con el modelo M1, no obstante sigue siendo un modelo aceptable, obteniéndose coeficientes de correlación de 0,58 en el jack-knife realizado y una reproducción de la incertidumbre local levemente subestimada. Al contrario, para el modelo M4 la desviación de la realidad deja de ser adecuada para un modelo de bloques de este tipo, ya que presenta una sobreestimación porcentual de la media cercana al 30% y la incertidumbre local es excesivamente subestimada. Lo anterior se atribuye a la función de varias variables definida, la cual sobreestima demasiado los valores de la ley de Cu rougher, además de no representar su dispersión de manera correcta.

El mineral estudiado corresponde a la Mina Koricolqui S.A.C. ubicada en la provincia de Otuzco, departamento de La Libertad. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM. Observamos la presencia de esfalerita, calcopirita, pirita, electrum, marcasita, arsenopirita, goetita, calcosita, tetraedrita y gangas, siendo las leyes de la muestra de cabeza de 6.63 gr. de Au /TM y 11.22 oz. de Ag /TM. La primera prueba de flotación convencional de la muestra se realizó a una granulometría de 55% -200 mallas, cuyo balance metalúrgico global nos indica una recuperación de Au igual 56.85% y Ag igual 44.71%. En vista de que los resultados obtenidos no fueron muy satisfactorios y teniendo en cuenta el estudio microscópico de las especies mineralizadas, se realizó una etapa de preconcentración al mineral utilizando el concentrador centrífugo Falcon previo a la etapa de flotación a una granulometría de 55% -200 mallas, y se obtuvo una recuperación de Au igual 42.68% y Ag igual a 30.08%. En la etapa de Flotación del relave del concentrador centrífugo Falcon, los resultados nos muestran una recuperación de Au igual a 24.57% y Ag igual a 28.19%. Finalmente, la recuperación total del proceso Concentrador centrífugo Falcon más Flotación del relave Falcon es de Au igual 67.25% y Ag igual a 58.27%. Es aquí donde se observó que con la etapa de preconcentración las recuperaciones en Au y Ag se incrementaron en 10.40% y 13.56% respectivamente. En la segunda prueba de Flotación Convencional del mineral inicial, realizado con una granulometría de 66% -200 mallas, los resultados nos indican una recuperación de Au igual a 62.63% y Ag igual a 49.36%.

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas / La flotación es el proceso industrial más importante utilizado en concentración de minerales el mundo. Esta tecnología de un siglo ha alcanzado un alto grado de madurez tanto en su aplicación como en el desarrollo y comercialización de equipos. El mercado en Chile y Perú son un ejemplo de lo anterior, pero también son una oportunidad para participar a través del desarrollo de la cartera de proyectos existente para la próxima década. Metso es un proveedor mundial de servicios y tecnologías para procesamiento de minerales, que cuenta con la capacidad y experiencia en el ámbito de flotación, pero que no ha establecido una participación relevante en la región, que ha sido entonces dominada por otros proveedores. Se analiza la oferta de Metso en relación con sus competidores, identificando tanto ventajas como desventajas y se propone como debe modificarse la oferta para lograr diferenciarse y posicionarse durante la próxima década. El costo de adquisición de equipos de flotación, que representa alrededor del 1 % de la inversión total de un megaproyecto minero, es comparativamente irrelevante frente a la correcta elección y operación de éstos, que si se realizan de forma óptima permiten obtener beneficios notables por mejor rendimiento, con lo cual se puede recuperar el valor de los equipos durante el primer año de operación. Los equipos Metso pueden entregar esta ventaja, sin embargo, su mayor consumo de energía resta alrededor del 10 % de este beneficio, que resulta en definitiva más evidente de demostrar y evaluar durante los estudios de ingeniería. Competir con precios ajustados es entonces imperativo para introducir la tecnología y permitir demostrar su mejor rendimiento. Mejorar la cadena de suministro, asociarse con proveedores de menor costo y mejorar los diseños son actividades claves. También incorporar tecnologías de punta para control y monitoreo remoto son una ventaja que la diferencia de competidores. Los recursos clave para tomar esta oportunidad del mercado regional son mantener un staff de especialistas dedicados, que sustentan la difusión y comunicación con clientes desde etapas iniciales de proyectos hasta la post venta. Las ventas esperadas potenciales son desde 220 hasta 400 millones de dólares durante la próxima década, que marginando un 10 % rentabilizan el costo de actividades y recursos claves, estimados en 460 mil dólares anuales.

Publicación a texto completo no autorizada por el autor / Desarrolla técnicas que permitirán al estudiante obtener herramientas y destrezas con el objetivo de ejecutar adecuadamente procedimientos en laboratorio metalúrgico. Muestra las técnicas de flotación cualitativas y cuantitativas para minerales de plomo, cinc, cobre y oro de especies mineralógicas como galena, esfalerita, bornita y covelita, que se realizan en el laboratorio metalúrgico de la empresa ARBEMA INGENIEROS CORPORACIÓN S.A.C. Considerando que cada tipo de mineral extraído de las menas tiene características mineralógicas propias y, por ende, su propio proceso particular de flotación. / Trabajo de suficiencia profesional

Publicación a texto completo no autorizada por el autor / Busca algunas alternativas que permitan recuperar el oro asociado a minerales oxidados y sulfurados mediante la mezcla de su componente principal (sulfuro de cobre) con minerales oxidados utilizando, para ello, el proceso metalúrgico de flotación. El desarrollo de esta investigación evalúa muestras de este tipo de mineral con contenidos de un 15%, 10% y 5% de mineral oxidado. De esta manera se busca evaluar cuál de éstas permite obtener una mayor recuperación de oro sin perjudicar, la ley de cobre y la recuperación del mismo, en el concentrado. Para determinar las especies mineralógicas, con las que se halla asociado el oro, y el grado de liberación de dichas especies se ha realizado un estudio de microscopía óptica de secciones pulidas de: cabeza, concentrado y relave. Asimismo se lleva a cabo “un diseño de experimentos” para fijar las variables óptimas de dosificación de colectores y PH adecuadas para este proceso. Una vez fijadas las variables a emplearse en el proceso, y con el objetivo de incrementar la cinética de flotación, se utilizan dos colectores adicionales en la etapa de molienda: mezcla de xantatoformiato + tionocarbamato y amilo amílico xantato ester (esteres xanticos). Al final de todo el estudio se obtiene mejor rendimiento metalúrgico con 15g/t de una mezcla de (xantatoformiato + tionocarbamato), logrando un incremento de 13% en la recuperación de oro. / Tesis

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo de este trabajo es evaluar metalúrgicamente y estudiar la dispersión de gas de los bancos rougher 100 y 200 del circuito de flotación colectiva presentes en la faena Minera Valle Central. Ambos bancos tienen idéntico número de celdas, están dispuestos en paralelo y tratan relaves antiguos provenientes del tranque Cauquenes. Para realizar la evaluación, se realizó una campaña de muestreo el día 5 de julio de 2017. Un análisis de ley de alimentación indicó que el banco 100 tiene mayores leyes de Cu y Mo que el banco 200 (0.35% y 0.035% versus 0.29% y 0.022%, respectivamente). Respecto a la recuperación metalúrgica de Cu y Mo, el banco 100 presenta los mayores valores en el circuito (63% y 67.5% versus 42.1% y 36.9% del banco 200). Sin embargo, la distribución granulométrica del mineral alimentado a ambos bancos tiene un P50 de 44 μm. La disminución de la recuperación de Cu y Mo en el banco 200 puede ser explicada en términos de la dispersión de gas: (i) el diámetro de Sauter de burbujas es aprox. un 50% mayor en el banco 200 logrando valores de 4.55 mm, (ii) el gas hold-up del banco 200 es 25% equivalente a un 150% mayor al del banco 100, (iii) la velocidad superficial de gas en el banco 200 es 2.86 cm/s equivalente al doble del observado en el banco 100. Lo anterior permite concluir que se está introduciendo demasiado flujo de aire en el banco 200. Probablemente podría ser necesario añadir más espumante Desacoplando la eficiencia de espuma y la eficiencia de la zona de colección mediante la técnica de Alexander (2003), en la celda 101 (banco 100) se observan eficiencias de zona de colección de 59.4% y 55.1% para minerales de cobre y molibdeno, respectivamente. Las eficiencia de espuma para minerales de molibdeno es 99.1% consistente con lo observado por Alexander (2003) mientras la eficiencia de espuma para minerales de cobre es menor (61.8%) lo que podría indicar posibles mejoras utilizando reactivos específicos en espuma. La tendencia observada es consistente con los valores obtenidos de eficiencia de espuma mediante la técnica de Seaman (2006). Estudios de recuperación nodal indica que un aumento de la recuperación en R1 y R2 aumenta la recuperación global en un 25% con respecto a variaciones de R3 y R4. Adicionalmente, estudios cinéticos indicaron la existencia de tres componentes de flotación. Analizando las alimentaciones y recuperaciones de cada banco por separado, el componente no flotable corresponde a alrededor del 50% del material en el banco 200 el cual disminuye a 30% en el banco 100. La predominancia de los componentes de flotación rápido y lento se observan en contraposición. El componente rápido tiene porcentajes de 45 y 22% para los bancos 100 y 200, respectivamente; mientras el componente lento tiene valores de 21 y 29% para los mismos bancos. / 18/01/2023

El mineral estudiado corresponde a la Mina Koricolqui S.A.C. ubicada en la provincia de Otuzco, departamento de La Libertad. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM. Observamos la presencia de esfalerita, calcopirita, pirita, electrum, marcasita, arsenopirita, goetita, calcosita, tetraedrita y gangas, siendo las leyes de la muestra de cabeza de 6.63 gr. de Au /TM y 11.22 oz. de Ag /TM. La primera prueba de flotación convencional de la muestra se realizó a una granulometría de 55% -200 mallas, cuyo balance metalúrgico global nos indica una recuperación de Au igual 56.85% y Ag igual 44.71%. En vista de que los resultados obtenidos no fueron muy satisfactorios y teniendo en cuenta el estudio microscópico de las especies mineralizadas, se realizó una etapa de preconcentración al mineral utilizando el concentrador centrífugo Falcon previo a la etapa de flotación a una granulometría de 55% -200 mallas, y se obtuvo una recuperación de Au igual 42.68% y Ag igual a 30.08%. En la etapa de Flotación del relave del concentrador centrífugo Falcon, los resultados nos muestran una recuperación de Au igual a 24.57% y Ag igual a 28.19%. Finalmente, la recuperación total del proceso Concentrador centrífugo Falcon más Flotación del relave Falcon es de Au igual 67.25% y Ag igual a 58.27%. Es aquí donde se observó que con la etapa de preconcentración las recuperaciones en Au y Ag se incrementaron en 10.40% y 13.56% respectivamente. En la segunda prueba de Flotación Convencional del mineral inicial, realizado con una granulometría de 66% -200 mallas, los resultados nos indican una recuperación de Au igual a 62.63% y Ag igual a 49.36%.

Magíster n Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva / La escasez de agua en la zona norte de Chile, ha llevado a evaluar otras formas de suministro de agua a las operaciones mineras. En la actualidad una alternativa con proyección es el uso de agua de mar (salada y desalinizada). En el caso de la concentración de minerales de cobre, otros estudios han establecido como problemática principal para el uso de agua de mar salada, el llamado efecto buffer respecto de la cal, que consiste en la reacción de iones de Mg y Ca disueltos en el agua de mar con la cal (utilizada como regulador de pH en concentración), resultando en un aumento importante del consumo de cal para superar este efecto y alcanzar el pH requerido por los procesos. Se realizaron pruebas de contacto para "agua de mar - cal", "agua de mar - mineral - cal" y " agua de mar - concentrado - cal", obteniéndose un comportamiento característico de tres (3) zonas, donde la segunda corresponde a una meseta, en la cual el aumento de cal adicionada no produce aumentos significativos en el pH, coincidente con el efecto buffer" y que se verifica a pH entre 9,5 y 10,0. Se verifico una interacción entre los iones de Mg+2 y la cal. Se ejecutaron pruebas modificando las condiciones del sistema. Se utilizo agua de mar con un periodo de reposo de 10 días antes de la prueba y también agua de mar pretratada. En ambos casos se obtuvieron valores de pH superiores en la meseta (efecto buffer) y una cantidad de cal a adicionar menor para alcanzar valores elevados de pH respecto de la prueba sin modificar el sistema. Finalmente, se realizaron cinéticas de flotación a distinto pH para estudiar el uso complementario de cal y un segundo depresante de pirita (Metabisulfito de Sodio), concluyéndose que la adición de Metabisulfito permite depresar fuertemente la pirita en flotación a pH bajo (8,5), sin embargo, también afecta el rendimiento de los parámetros cinéticos para el cobre. Se recomienda que para etapas de flotación recuperativas (primaria y barrido) se privilegie el ajuste de pH con cal, mientras que para etapas de limpieza se privilegie el uso de Metabisulfito.

Magíster en Ciencias, Mención Geología / Geóloga / En el presente estudio se evalúa el uso de modelos hidrogeoquímicos cuantitativos a efecto de determinar los impactos de distintas unidades mineralógicas sobre las condiciones fisicoquímicas de la pulpa en el procesamiento mineral. Se realizan 2 modelos de disolución mineral, el primero en un sistema en el cual los minerales reaccionan con el medio, sin importar la cantidad de iones presentes. En el segundo modelo, las reacciones agua-roca están limitadas o aceleradas por los iones presentes. Se distingue que en el primer modelo, los sulfuros juegan un rol importante sobre las condiciones fisicoquímicas del medio; sin embargo, en el segundo, el rol más importante lo juegan los silicatos, al estar acelerada su disolución con la presencia del ión OH-. Con el primer modelo se reproduce la tendencia, pero no los valores del Eh en la Andesita y su pH, y falla en la tendencia de Eh de los pórfidos. Con el segundo modelo, no se obtienen buenos resultados, puesto que ni la tendencia del Eh ni el pH son reproducidos. Se detecta entonces, que en la realidad de un sistema complejo como el estudiado se tiene un efecto de todos los minerales presentes, por sobre todo de los sulfuros. A partir de mineralogía y condiciones operacionales modeladas, las reacciones que podrían controlar las condiciones fisicoquímicas de la pulpa serían la oxidación del hierro, cobre, azufre y oxígeno; la hidrólisis y formación de hidróxidos de aluminio, calcio, hierro, magnesio; y la formación de precipitado sulfurado y silicatado. Finalmente, se requiere continuar hacia mayor experimentación de tal manera de calcular las constantes de reacción en condiciones adecuadas e incorporar otras variables al modelo como tamaño de partícula variable, tiempo de molienda, incorporación de hierro desde medios de molienda, etc. De esta manera se puede avanzar hacia la predicción de las condiciones fisicoquímicas del procesamiento.