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.

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

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo del siguiente trabajo es identificar prácticas operacionales implementadas en la Superintendencia concentradora de Molibdeno de Minera los Pelambres. Para lo anterior se revisaron los conceptos teóricos, criterios de operación y rangos operacionales de variables utilizadas por los 4 grupos que componen el equipo de Minera los Pelambres. La metodología de trabajo consiste en tres partes: (i) entrevistas a operadores desarrolladas desde marzo a septiembre de 2015; (ii) diseño e implementación de un experimento de laboratorio para determinar el efecto de la adición de ácido sulfúrico sobre la depresión de la flotación de sulfuros de cobre en el proceso de flotación selectiva; y (iii) análisis estadístico de los parámetros y resultados operacionales de la unidad. La última parte incluyó la utilización de modelos estadísticos multi-variable para la determinación de rangos operacionales de variables importantes. Los resultados de laboratorio indicaron que la adición de ácido sulfúrico no genera la desorción de colector desde la superficie de minerales sulfurados. Posiblemente, su adición está relacionada con disolución y precipitación de especies hidrofílicas finas que estabilizan la espuma. El parámetro principal de control de proceso de la flotación selectiva es el porcentaje de molibdeno en el relave de la etapa rougher (o pérdidas de molibdeno en el circuito de flotación), cuya interacción con el contenido de molibdeno en la alimentación fresca genera distintas formas de control según tres escenarios estudiados: |%Mo Alimentación Fresca | Rango %Mo Relave Rougher | pH Rougher |2,10 | <0,42 | 8,7 |1,01 | <0,09 | >10 |0,32 | <0,03 | >10 Un análisis analítico de la expresión de la recuperación selectiva indica que la recuperación de la etapa rougher es la variable de mayor importancia, seguida por la recuperación de la etapa de primera limpieza. Estrategias que tengan como objetivo el control de ambas recuperaciones como una prioridad influyen positivamente en la recuperación selectiva. Desde el punto de vista de la recuperación rougher, los grupos 3 y 4 tuvieron un mejor rendimiento de flotación que los demás grupos en la fecha estudiada. Por otro lado, los grupos 1 y 2 tuvieron una mejor eficiencia en la Planta de Lixiviación férrica. Lo cual deja en evidencia diferencias teóricas y operacionales dentro de cada grupo. / The main objective of this work is to identify the operational practices in the Molybdenum concentrating superintendence of Minera los Pelambres. To achieve that goal, theoretical concepts, operation criteria and operational ranges of four different working groups were analysed. The methodology proposed for this work consists in three main parts: (i) interviews to operators made from march to september, 2015; (ii) a laboratory experiment design and implementation to determine the effect of sulfuric acid on the depression of copper sulphides in froth flotation; and (iii) operational parameters and results statistical analysis for each working unit. The latter included the utilization of statistical multi-variable models in order to determinate operational ranges for important variables. The laboratory results implied that the addition of sulfuric acid doesn’t have any effect on the desorption of mineral collector from the surface of sulphide minerals. Possibly, its addition may be related with dissolution and precipitation of hydrophilic fine species that stabilize the froth. The main control parameter in the selective flotation process is the molybdenum percentage in the rougher tails (also known as molybdenum losses in the flotation circuit). Its interaction with the molybdenum percentage in the feed generates different ways for controlling the rougher recovery according to three possible studied scenarios: %Mo Feed Range for %Mo Rougher Tails pH Rougher 2,10 <0,42 8,7 1,01 <0,09 >10 0,32 <0,03 >10 A statistical analysis of the selective recovery showed that the rougher recovery is the most important variable, followed by the recovery in the first cleaning stage. Strategies that address the control of both recoveries as a priority positively influence the selective recovery. The groups 3 and 4 had better performance in froth flotation when compared with the other two groups in the period aforementioned. On the other hand, the groups 1 and 2 had better performance in the ferric lixiviation plant in the same period. The latter shows that theoretical and operational differences can be found inside each group. / 5/8/2021

Magíster en Ciencias, Mención Geología. Geólogo / El grado de liberación de los sulfuros de mena de Cu es uno de las principales incógnitas del procesamiento mineral. Como la flotación está fuertemente influida por la superficie libre de los minerales económicamente importantes, poder cuantificarlo sería de gran utilidad para optimizar los circuitos de molienda, y estimar la recuperación del mineral. La herramienta de uso común para cuantificar la liberación es QemSCAN, pero su costo elevado, junto a la no-aditividad del parámetro de liberación, no permiten la creación de un modelo confiable. Esta tesis se enfoca en determinar los parámetros mineralógicos y texturales, y los parámetros de ensayos geometalúrgicos de dureza (SPI, BWI) más influyentes en determinar el grado de liberación de los minerales sulfurados de Cu. Las relaciones encontradas pueden servir de mejorar la precisión de un modelo de liberación, sin incrementar sustancialmente el costo. Se disponen de 120 ensayos QemSCAN de Escondida y Escondida Norte, datos de ensayos SAG Power Index (SPI) y Bond Work Index (BWI) y 20 cortes transparentes y pulidos de Escondida Norte. Se muestra que la liberación >90% en las zonas de sulfuros secundarios, Cc+Py es menor que la liberación >90% de las zonas de sulfuros primarios y mezclados. Esto es concordante con las relaciones directas entre liberación y tipo de sulfuro, asociación con Pirita, asociaciones con minerales de forma lateral y asociaciones complejas. Al mismo tiempo, se detecta que la diseminación y la oclusión en otros minerales, no es un problema mayor de liberación. Se evidencia además la relación negativa entre liberación y mayor contenido de Arcillas, y una relación positiva con el mayor contenido de Qz+Feldespatos. Se identifica que un mayor tamaño de grano de los sulfuros de Cu también contribuye a una mejor liberación. Se muestra que los ensayos SPI y BWI tienen poca influencia en el grado de liberación, y se infiere que esto se debe a su metodología. Los cortes transparentes/pulidos de Escondida Norte permitieron observar las asociaciones mineralógicas presentes y sus relaciones texturales. Se observó que el tamaño grano del sulfuro y los bordes de asociación simples y rectos pueden contribuir a la fácil liberación. Esto se ve principalmente en sulfuros primarios y en vetillas.

El uso de los reactivos orgánicos naturales como colectores y/o depresores en la flotación de minerales se han reportado en los últimos años como reemplazo de un colector o depresor usado habitualmente en la flotación mineral, pero no se han usado estos reactivos en una misma flotación ni mucho menos para minerales peruanos. En el presente trabajo se propone la flotación de minerales sulfurados de cobre de tres minas ubicadas en el Perú, con reactivos orgánicos naturales (almidón, ácidos húmicos y quebracho) como colectores y depresores, además del peróxido de hidrógeno y un líquido iónico considerados como reactivos verdes. Los resultados muestran que los reactivos orgánicos naturales son muy eficientes como colectores y depresores de cobre y hierro respectivamente, resaltando los ácidos húmicos y fúlvicos como colectores respecto al almidón y el líquido iónico. El peróxido de hidrógeno actúa como depresor de pirita respecto al quebracho y almidón. La microflotación verde con el sistema ácidos húmicos y fúlvicos – peróxido de hidrógeno es la más eficiente, su principal ventaja es el alto % recuperación de cobre y la efectiva depresión del hierro como pirita. Además, el uso de estos reactivos tiene un menor impacto ambiental al ser los ácidos húmicos y fúlvicos residuos orgánicos que son descartados de diferentes industrias. Las interacciones existentes entre el mineral y los posibles reactivos de flotación se caracterizan mediante FT - IR y SEM - EDS. En comparación con la flotación convencional y tradicional, este nuevo método no solo evidencia un alto porcentaje de recuperación de cobre y un mínimo % de recuperación de hierro, sino también se clasifica como flotación verde de acuerdo a la Estrella Verde. / Tesis

La industria extractiva de minerales, en el Perú, es un actor muy importante de desarrollo económico y tecnológico. Destacando el cobre como principal mineral. Es importante, como país minero, desarrollar investigaciones y tecnologías que ayuden a mejorar el proceso de extracción y concentración de minerales. En la industria minera actual, donde se ha conseguido un gran avance en la automatización, aún existen grandes retos y oportunidades de mejorar los procesos en búsqueda de una mejor eficiencia. Una de las etapas más importantes y críticas es la concentración de minerales mediante el uso de celdas de flotación. El control efectivo de este proceso permite obtener niveles adecuados e importantes de grado y recuperación en el concentrado de mineral. En el caso de las celdas de flotación tipo columna, el comportamiento es multivariable y muy dinámico por ser dependiente de los cambios de las características del mineral que se procesa y de las perturbaciones de la planta. Es ampliamente conocido que el control predictivo basado en modelos constituye una poderosa herramienta de control de plantas multivariable que presentan un comportamiento dinámico complejo como en el caso de la celda de flotación tipo columna. Es por esto, que el objetivo en la tesis es diseñar un controlador predictivo generalizado (GPC) multivariable para el control efectivo de una celda de flotación tipo columna utilizada en el proceso de recuperación de cobre. El modelo matemático obtenido tiene un grado de aceptación FIT superior a 80%. Se realizaron evaluaciones comparativas del sistema de control de la celda de flotación tipo columna, con los controladores GPC multivariable y PI diseñados considerando diferentes escenarios de operación e índices de desempeño. Se determinó que, el mejor desempeño del sistema de control se obtiene cuando se aplica el controlador GPC multivariable diseñado. / Tesis

La muestra representativa del relave refractario utilizada proviene de la ciudad de Calpa, distrito de Atico, provincia de Caraveli del departamento de Arequipa, con una ley ensayada de 5.67 g/TM de oro. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado, en la Escuela Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, los resultados de esta caracterización indicaron la presencia de las siguientes especies mineralógicas: covelita, pirolusita, psilomelano, esfalerita, ilmenita, pirita, hematita, goethita y gangas. En base a los resultados de la caracterización se realizaron pruebas metalúrgicas de flotación a una granulometría de 65.20% -200 malla con reactivos MIBC y Z11, obteniéndose una calidad del concentrado de 19.72 g/TM, con una recuperación de 78.20 % y 4.48 como radio de concentración de oro. Y plata obteniéndose una calidad de concentrado de 24.12 gr/TM; con una recuperación de 81.67%. Con el concentrado de la mejor prueba de flotación, se realizaron pruebas metalúrgicas de biolixiviacion, degradando 75.20% de fierro en solución para un tiempo de 15 días con un cultivo de cepas bacterianas 9K. El concentrado biolixiviado de la mejor prueba de flotación se remolió hasta una granulometría de 83.29% -200 malla para realizar pruebas metalúrgicas de cianuración en botella a diferentes tiempos, la prueba más representativa es a 36 hrs. de cianuración, recuperando 95.38% de oro y 97.56% de plata, con 4.15 Kg/TM de cianuro de sodio y 10.20 Kg/TM de Cal. El proceso metalúrgico adecuado de acuerdo a los resultados de la investigación, para la recuperación de oro en relaves refractarios en la ciudad de Calpa, fue una flotación a agotamiento del relave, seguido de la biolixiviacion del concentrado para liberar oro con cepas bacterianas 9k, y finalmente recuperar oro mediante el proceso de cianuración. / Tesis

Demuestra que metodología se basa en el método de Remediación de Tratamiento Integral-MRTI-SLFCH” que involucro la implementación del Tratamiento de integral de detoxificación de contaminantes en relaves metalúrgicos que comprende el desarrollo de Metodologías de las “Técnicas de Flotación Diferencial con Aire” y la “Técnica de Concentración Gravimétrica”; que consiste en un método de remediación químico activo que se basan en el empleo de agentes remediantes con el objeto de lograr la máxima recuperación de los metales pesados tales como: Bario, Cadmio, Mercurio y Plomo; cada uno de los cuales son los indicadores de parámetros inorgánicos del Estándar de Calidad Ambiental del Suelo (ECA SUELO) según las regulaciones ambientales para suelo Extractivo, presentes en los relaves de flotación diferencial y concentración gravimétrica, con la finalidad de reducir al máximo, la concentración de los metales pesados presentes en el relave según la regulación del Estándar de Calidad Ambiental del Suelo (ECA SUELO) y convertir los relaves detoxificados en “agregados de construcción” para fabricar los “Ladrillos Ecotecnológicos”. En ese sentido, el referido Método de remediación que involucra el “Tratamiento de detoxificación de relaves metalúrgicos por la Técnica de Flotación Diferencial Con Aire” demostró lograr la máxima recuperación de los metales pesados: bario, cadmio, mercurio y plomo en los relaves de flotación N° 1, 2, 3 y 4 dado que los porcentajes de recuperación de bario presente está en el rango de 65.17-91.37%; los porcentajes de recuperación de cadmio está en el rango de 59.81-98.32%; los porcentajes de recuperación de mercurio están en el rango de 41.88-89.49% y los porcentajes de recuperación de plomo está en el rango de 44.09-90.52%. Por otra parte, el Método de remediación que involucra el “Tratamiento de detoxificación de relaves metalúrgicos por la Técnica de Concentración Gravimétrica” demostró lograr la máxima recuperación de los metales pesados: bario, cadmio, mercurio y plomo en los relaves de flotación, dado que los porcentajes de recuperación de bario está en el rango de 64.66- 70.59%; los porcentajes de recuperación de Cadmio están en el rango de 84.70-92.10%; los porcentajes de recuperación de Mercurio está en el rango de 76.86-83.82%; los porcentajes de recuperación de Plomo está en el rango de 29.90-34.2% En ese sentido, la Tesis fue financiada por el “Programa Nacional de Innovación para la Competitividad y Productividad-PNCIP del Ministerio de Producción” bajo la modalidad de PIMEN. / Perú. Ministerio de la Producción. Programa Nacional de Innovación para la Competitividad y Productividad (Innóvate Perú). Fondo de Investigación y Desarrollo para la Competitividad (FIDECOM) / Tesis

Busca recuperar el oro de minerales sulfurados de baja ley provenientes de la provincia de Casma, mediante procesos metalúrgicos, combinados, de gravimetría-centrifugación, flotación y cianuración. Utiliza una muestra representativa de un mineral sulfurado de baja ley proveniente de la provincia de Casma del departamento de Ancash. La ley de cabeza es de 0.62 g/TM. La caracterización indica la presencia de las especies mineralógicas: Electrum, Esfalerita, Ilmenita, Pirita, Hematita, Goethita y gangas. Además en la muestra se encuentra partículas entrelazadas referidas al oro, las cuales son: Electrum-Goethita, Electrum-Gangas, Electrum-Goethita-Gangas. En base a estos resultados se realiza cuatro pruebas metalúrgicas de preconcentración gravimétrica-centrifugación en el concentrador Falcon. Según los resultados de la investigación, el proceso metalúrgico adecuado para la recuperación de oro de minerales sulfurados de baja ley en la provincia de Casma, consiste en una preconcentración con el concentrador Falcon, luego de lo cual se realiza los procesos de flotación de los relaves de la preconcentración; finalmente se juntan y se remuelen los concentrados obtenidos en la preconcentracion y flotación, para realizar el proceso de cianuración. Con este proceso, se obtiene una recuperación total de 87.94% de oro y un consumo de cianuro de sodio de 1.65 Kg/TM. / Tesis