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

Memoria para optar al título de Arquitecto

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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

Ingeniero Civil Químico / El presente trabajo se desarrolló en la Superintendencia Planta de Molibdeno de Los Pelambres de Antofagasta Minerals S. A., y tiene por objetivo realizar una evaluación del uso de sulfhidrato de sodio (NaSH) en la etapa Rougher de la flotación selectiva de molibdeno, planteando y desarrollando alternativas que permitan una reducción en el consumo de este reactivo. Para ello se realizó un estudio del proceso de la Planta de Molibdeno que permitió determinar los rangos de operación en los cuales se trabaja. Para complementar este ítem se llevó a cabo un análisis por microscopía para justificar los minerales de molibdeno que no son flotados en la etapa Rougher, y así también reconocer las causas de la presencia de sulfuros de cobre en los concentrados. En este aspecto, se observó que las pérdidas de molibdenita corresponden a pequeños minerales asociados a gangas (8%), mientras que los sulfuros de cobre en los concentrados son atribuibles principalmente a flotación por arrastre en el proceso debido al reducido tamaño de partícula (<53 [µm]). Para evaluar cómo influyen ciertos factores en el consumo de NaSH, se desarrollaron pruebas de flotación en laboratorio. Estas pruebas consistieron básicamente en modificar el contenido de oxígeno del gas flotante. Los resultados determinaron que ante una elevada presencia de oxígeno, se debe agregar una alta dosis de NaSH para mantener los rangos de operación; en algunos casos se observó que el consumo se duplicaba. En el laboratorio de Biohidrometalurgia se determinó la presencia de iones en la pulpa alimentada, los cuales son capaces de precipitar y aumentar el consumo del depresante. Mediante test de flotación se analizaron distintas alternativas que permitieran disminuir el consumo de NaSH, ya sea recirculando relaves y/o aguas dentro de la planta. Estas pruebas permitieron disminuir en cierta medida el consumo de depresante aprovechando los bajos potenciales que estas corrientes poseen. A medida que el ORP de los relaves y/o aguas sean menores, se considera que el ahorro de reactivo será mayor. De todas maneras, con información obtenida en la Planta de Molibdeno se concluyó que una adecuada dosificación previa a la flotación Rougher evita consumos altos de reactivo. Si la dosificación es insuficiente, intentar compensar esta falta induce a un sobreconsumo de NaSH, pues gran parte se debe adicionar en los cajones de traspaso de la operación. Finalmente, se realizó un análisis del uso de aguas de proceso en el acondicionamiento de la pulpa para conocer el impacto sobre la flotación al emplear aguas con reactivos residuales correspondientes a otros procesos de la planta. Los resultados ante este nuevo escenario planteado, indican que un cambio parcial y/o total de las aguas de flotación no afectan la recuperación y selectividad del proceso; de hecho se ven beneficiadas. Los consumos de NaSH asociados a este nuevo caso tampoco presentaron mayores alteraciones.

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

Ingeniero Civil de Minas / La flotación de minerales es un proceso industrial ampliamente utilizado en minería, para separar selectivamente material valioso desde una roca original, utilizando propiedades superficiales relacionadas con la hidrofobicidad/hidrofilicidad que todos los minerales poseen. El proceso utiliza burbujas de gas, que atraviesan una fase pulpa (agua y partículas suspendidas de la roca inicial), para colectar material previamente hidrofobizado. En términos netos, las burbujas, principalmente gobernadas por fuerzas de empuje, se mueven verticalmente hacia arriba mientras que el líquido (pulpa) se mueve verticalmente hacia abajo. Estudios indican que la distribución y el movimiento de las burbujas en columnas no es homogéneo. Consecuentemente, se puede hipotetizar que el movimiento de las burbujas en celdas de flotación de tipo columnar está asociado a patrones de flujo que impactan el transporte de líquido, y con esto, la transferencia de reactivos. El objetivo de este trabajo es estudiar cómo dicho movimiento conjunto de líquido y gas afecta el transporte de reactivo superficialmente y no superficialmente activo a través de un flujo de burbujas. Simultáneamente se presentan variantes en la metodología de medición de la velocidad superficial de gas para obtener un parámetro de caracterización de gas en celdas de flotación columnar más robusto y de mayor significado físico. La metodología experimental de trabajo involucra el estudio del transporte radial de reactivo en un sistema de laboratorio 2-D mientras que la dispersión de gas y el transporte axial de reactivo se evalúa en una columna piloto de flotación. Estudios de laboratorio en el sistema 2-D indicaron que la resistividad aparente al transporte de los reactivos utilizados (Espumante Aerofroth 70 Plus y Sulfato pentahidratado de cobre) fue menor en el uso del reactivo no superficialmente activo (Sulfato de cobre) y que esta disminuyó en presencia de un flujo de burbujas. De lo anterior se concluye que la metodología y el punto de incorporación de reactivos son clave para el correcto funcionamiento de una operación de flotación. En el sistema 3-D se confirma que el diámetro del tubo muestreador es relevante para obtener resultados representativos de la velocidad superficial de gas en una celda columnar. Un modelo matemático del tipo exponencial para estimar este valor a partir de un tubo muestreador de diámetro arbitrario fue obtenido. Finalmente los resultados del transporte de reactivo axial indican que es posible dispersar un reactivo con una tendencia cercana a la homogeneización a lo largo de todo el eje axial, comportamiento que es esperable en una columna de flotación a escala industrial. / 10/10/2022

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.

Este trabajo de investigación es un estudio cualitativo, es decir, se basó en la recolección de diferentes fuentes de autores que permitan resolver las hipótesis planteadas. Como objetivo principal se investigó las variables operativas que afectan la flotación del cobre. La principal incógnita para esta investigación fue identificar si el tamaño del mineral ingresante al proceso de flotación es determinante para obtener altos rendimientos. Para responder a dicha pregunta se planteó el siguiente procedimiento: Primero, para mejor comprensión del trabajo presentado, se presentaron conceptos claves de ingeniería y otros propios de esta investigación como la descripción del proceso de obtención de concentrados de cobre a partir minerales sulfurados. Luego, se presentaron seis casos de estudios realizados en diferentes partes del mundo donde se describen y estudian diferentes variables que fueron determinantes al momento de mejorar los procesos de flotación de sus circuitos de obtención de concentrados de cobre. Por último, se escogieron, de las variables recogidas, aquellas que pueden ser analizadas y llevadas hacia un entorno de pequeña minería para su aplicación. En los resultados se encontró que en base a diferentes investigaciones se demuestra que es primordial la manipulación del tamaño del mineral ingresante a la flotación. Además, se encontró que existen más variables como el medio de la molienda (ambiente oxidante), que afecta significativamente a la recuperación de cobre en la flotación por brindar un medio favorable para el accionar de los reactivos.

The current Peruvian exchange regime is neither pegged nor free-floating. The Peruvian Central Bank sails against the wind in the exchange market, tending to buy dollars when the exchange rate falls, and tending to sell when the exchange rate rises. It is a dirty float regime.  In this paper we present a simple macroeconomic model where the central bank fixes the interest rate and maintains a dirty floating exchange rate regime, assuming a small, open, and partiallydollarized economy that exports raw materials, faces imperfect capital mobility, and has a structural fiscal deficit limit as a rule for its fiscal policy. The predictions of the model are consistent with the rule of foreign exchange intervention by the Central Bank and the main stylized facts of the Peruvian economy since the decline in the international price of raw materials in late 2011: drastic fall in private investment, decline of GDP growth, rising nominal exchange rate and reduction of international reserves. / El régimen de tipo de cambio en el Perú no es fijo ni flotante. El Banco Central de Reserva del Perú (BCRP) rema en contra de la corriente en el mercado cambiario. Tiende a comprar dólares cuando el tipo de cambio baja, y tiende a vender cuando el tipo de cambio sube. Es un esquema de flotación sucia. En este artículo se presenta un modelo macroeconómico sencillo donde el banco central fija la tasa de interés y mantiene un régimen cambiario de flotación sucia, en el contexto de una economía pequeña, abierta, parcialmente dolarizada, exportadora de materias primas, con movilidad imperfecta de capitales y una política fiscal que opera con un límite al déficit fiscal estructural. Las predicciones del modelo son consistentes con la regla de intervención del BCRP y los principales hechos estilizados de la economía peruana desde el inicio del descenso del precio internacional de las materias primas a fines de 2011: caída drástica de la inversión privada, descenso del crecimiento del PBI, alza del tipo de cambio nominal y reducción de las reservas internacionales.