La operación de oxidación de los efluentes de cianuro en el laboratorio, han ayudado a corroborar información preliminar con respecto al método de degradación utilizado. Los estudios y datos presentados por DEGUSSA y OCEVIC han ayudado a plantear y sentar las bases para el método en mención y en el desarrollo de ésta investigación. Como primer paso esbozamos los parámetros termodinámicos y cinéticos en base a una serie de corridas. De las experiencias determinamos que el sistema se caracteriza por ser abierto, homogéneo y de una sola fase, el proceso es isocorico, isobárico, isotérmico y adiabático, aunque exista una pequeña gradiente de temperatura la que se desprecia en el análisis final. Mientras que el equilibrio termodinámico se rompe al existir un cambio en las concentraciones de los componentes que conforman el sistema al paso del tiempo. Con los datos obtenidos en las corridas de oxidación de los efluentes en el laboratorio, definimos que el modelo matemático que determina la reacción es un polinomio de segundo grado, a partir de él, mediante un análisis de mínimos cuadrados y aplicando un programa de análisis numérico encontramos los parámetros cinéticos; así la reacción de oxidación presenta un mecanismo de segundo orden con un α = 0.2 y β = 1.8 y cuya constante cinética es K = 0.022 s-1/mol.L confirmando la hipótesis planteada que la reacción es de segundo orden y no elemental. El método nos ayuda a degradar cianuro a concentraciones menores de los 100ppm., es decir, reducir la concentración de emisiones cianuradas hasta en un 75% lo que equivale a unos 232.4 Kg de cianuro destruido al año. El proceso de eliminación de cianuro que se realiza normalmente en el laboratorio demuestra que no existe ningún costo por tecnología de tratamiento más solo los gastos por capital de trabajo que incluye el agua por procesos de dilución y la mano de obra cuantificado en horas hombre. Con el estudio técnico – económico del proceso (como proyecto) hemos demostrado que degradar cianuro en efluentes es posible haciendo una sola inversión de $2865.61 en el primer periodo de operación es decir el año 0 el cual comprende estudio, implementación e instalación del proyecto. Así el VAC para el proceso convencional para un periodo de 10 años es de $27181.67 vs el VAC para el proceso implementado con una nueva tecnología en el mismo periodo de operación que es $12664.23. Por lo tanto el ICE para nuestro proyecto se perfila en 5.45 $/Kg. de cianuro destruido vs un ICE de 27181.67 $/kg de cianuro para un proceso de dilución, es decir, sin tecnología de tratamiento, esto justamente porque en éste tipo de procesos no existe destrucción de cianuro alguno.

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.

Determina a nivel laboratorio el método alternativo para incrementar la extracción de la plata y oro, optimizando el consumo de cianuro y determinando los mejores parámetros operativos para lograr la máxima extracción durante el tratamiento del relave sulfurado, implementando pruebas de cianuración por agitación a nivel laboratorio y planta piloto.

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

Realiza pruebas de biolixiviación aplicada hacia minerales sulfurados refractarios de cobre mediante cepas bacterianas aisladas de drenajes ácidos de mina. / 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

El documento digital no refiere asesor / Publicación a texto completo no autorizada por el autor / La compañía minera Poderosa S.A. se encuentra ubicada en el caserío Vijus, Distrito de Pataz en el departamento de la Libertad. Cuenta con dos Plantas de beneficios de minerales auríferos, la Planta Santa María ubicada a 2600 msnm y la Planta Marañon ubicada a 1250 msnm, ambas tiene el mismo proceso de cianuracion directa convencional con los circuitos de chancado, molienda, lixiviación en agitación y lavado en contracorriente. El diseño de la Planta Marañon a sus inicios fue de 100 TMSD a medida que iba pasando el tiempo se ha incrementado llegando a una capacidad actual de 740 TMSD Planta Marañon y 600 TMSD Planta Santa María. Al inicio de sus operaciones las plantas de beneficio de minerales Marañón y Santa María, fueron diseñados para la disposición relave en pulpa en sus canchas de relaves. Se contempla, cero vertimiento, la solución que sale con los relaves son recirculados a la planta de beneficio, reduciendo el uso de agua industrial necesario para el proceso de cianuración. Así mismo la degradación natural del cianuro en los relaves. La evaluación económica se basó en el mayor tiempo de vida de los depósitos de relaves, menor consumo de agua industrial, recuperación del cianuro y recuperación de los elementos valiosos. Los resultados de las pruebas iniciales radicaron resultados satisfactorios basados en los criterios de diseño y habiendo mejorado en; disposición, seguridad y medio ambiente disminuyendo la contaminación con tecnología limpia comprobada. / Trabajo de suficiencia profesional

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

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

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