La muestra que es materia de estudio, es un concentrado fundamentalmente de pirita aurífera producto del proceso de flotación, proveniente de la Empresa Minera Aurífera Calpa S.A. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de Ingeniería Geológica de la UNMSM, se observa en el concentrado la presencia de Pirita, Esfalerita, Calcopirita, Electrum, Marcasita, Pirrotita, Arsenopirita, Rutilo y Ganga. En la briqueta pulida correspondiente a la malla + 100, se ha observado la presencia de Electrum. En el Microscopio Electrónico de barrido que tiene la Facultad, se han observado la presencia de partículas de oro incluidos en la pirita, dichas partículas presentan tamaños menores de 200 nanómetros, también se observa partículas de Teloruro de Oro y Plata entrelazada con el Electrum, cuyas partículas tienen tamaños menores de 2 micras. Estas características hacen que el concentrado sea refractario al tratamiento convencional por el proceso de cianuración, constituyendo un serio problema por el elevado consumo de cianuro de sodio y recuperaciones limitadas. El presente trabajo de investigación esta orientado a estudiar nuevos esquemas de tratamiento como la Pre-Aireación con cal, que son procesos previos a la cianuración del concentrado. El modelo matemático obtenido para el proceso de Pre-Aireación, utilizando el diseño hexagonal indica que las variables que tienen mayor influencia son el pH y el tiempo, y su interacción correspondiente, manteniendo constante la concentración de oxígeno, granulometría del concentrado y la dilución de la pulpa, por tener poca incidencia en el proceso. Obteniéndose una respuesta con una recuperación aceptable en el proceso de cianuración, que es bastante significativo en comparación con la cianuración directa convencional. En resumen las ventajas de la Pre-Aireación es que en la cianuración se reduce el consumo de cianuro de sodio en un 50 % y mejora la recuperación en un 11,86 %, para este tipo de concentrados. / The sample that is study matter, is fundamentally a concentrate of auriferous pyrite product from the flotation process, of the Auriferous Mining Company Calpa CORP. The characterization of the sample was carried out in the polarized optic microscope of Geologic Engineering of the UNMSM, it is observed in the concentrate the presence of Pyre, Esfalerita, Calcopirita, Electrum, Marcasita, Pirrotita, Arsenopirita, I Twinkle and Bargain. In the refined briquette corresponding to the mesh + 100, the presence of Electrum has been observed. In the Electronic Microscope of sweeping that has the Ability, they have been observed the presence of particles of gold included in the pyre, this particles present sizes smaller than 200 nanómetros, it is also observed particles of Teloruro of Gold and crisscross Silver with the Electrum whose particles have sizes smaller than 2 microns. These characteristics make that the concentrate is refractory to the conventional treatment for the cianuración process, constituting a serious problem for the high consumption of cyanide of sodium and limited recoveries. The present investigation work this guided to study new outlines of pre treatment like the Pre-Aireación with lime that you/they are processes of previous treatment to the cianuración of the concentrate. The obtained mathematical pattern of the process of Pre-Aireación, using the hexagonal design indicates that the variable that has bigger influence is the pH and the time, and its corresponding interaction, maintaining constant the oxygen concentration, grain of the concentrate and the dilution of the pulp, to have little incidence in the process. Being obtained an answer with an acceptable recovery in the cianuración process that is quite significant in comparison with the conventional direct cianuración. In summary the advantages of the Pre-Aireación are that in the cianuración he/she decreases the consumption of cyanide of sodium in 50% and it improves the recovery in 11,86%, for this type of concentrated.

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.

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.

En el siguiente trabajo se realizaron, mediciones de viscosidad de escorias tipo olivina y alúmino olivina utilizando un viscosímetro de cilindro rotatorio. Las escorias madres para las mediciones de viscosidad fueron preparadas por un pre fundido de las cantidades apropiadas de Fe, Fe2O3, CaO y SiO2 en atmósfera de nitrógeno. En esta investigación, se estudió la variación de la viscosidad de escorias olivina con el aumento en la cantidad de Al2O3 y la variación de la viscosidad de escorias alúmino olivina con el aumento de Cu2O en su composición. Los resultados muestran que el Al2O3 se comporta como un óxido básico cuando se encuentra en cantidades inferiores a 10% en masa, produciendo una disminución en la viscosidad de la escoria. Y cuando se encuentra en cantidades superiores a 10% en masa se comporta como un óxido ácido aumentando la viscosidad de la escoria. Este es el comportamiento anfótero de la alúmina. Las adiciones de Cu2O sobre la escoria alumino olivina producen una disminución de la viscosidad, debido que esta especie se comporta como un óxido básico. Además, se propone un modelo que describe esta situación. Donde η es la viscosidad (Pa·s), b dependen de la composición de la escoria y T es la temperatura en grados Celsius. La constante a y b se calcula según. Las especies químicas están expresadas en porcentaje en masa.

Demuestra la influencia de aumentar la concentración de oxígeno en forma de microburbujas en la solución de cianuro para la optimización en el proceso de lixiviación para minerales de oro y plata en Minera La Zanja de la Compañía de Minas Buenaventura. / Tesis

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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