El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones del departamento de Metalurgia de la Universidad de Santiago de Chile entre los meses Septiembre 2000 a Febrero 2001. El mineral extraído de la Minera Candelaria (tamaño 4”) fue sometido a preparación mecánica para obtener muestras de 1000 gr. mediante ensayos sucesivos de chancado y zarandeo hasta obtener una granulometría 100 % - malla 10 Tyler. Se realizó la caracterización mineralógica para analizar el grado de asociación del mineral de cobre y otros minerales con la ganga, la mayor parte de calcopirita se encuentra asociada con la ganga cuarcífera y no se aprecia encapsulamiento alguno; aquello facilitará su completa liberación en las etapas posteriores de conminución. Se realizó curvas de moliendabilidad a través de pruebas sucesivas de molienda para controlar la granulometría del producto de la molienda a ser investigada en la flotación. Además de la granulometría, el pH de la pulpa, los colectores (SF-323, y Hostaflot LIB-C), el espumante MIBC y la velocidad de agitación son las variables de flotación a investigar. El principal objetivo del presente estudio es la obtención de la recuperación óptima de cobre en flotación a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales. El estudio fue realizado en 3 fases. En la primera fase, mediante diseños factoriales fraccionados 2K-1 (k = 6) se obtuvo la ecuación a escala natural de primer orden: Donde la recuperación de cobre (Yest) está en función de las dos variables más influyentes, como son el grado de molienda (% pasante a malla 100 Tyler), Z2 y la velocidad de agitación de la pulpa en rpm, Z6. Aquello fue el resultado de una evaluación de seis variables indicadas para la investigación. En la segunda fase se determinó las regiones óptimas mediante la técnica de pendiente del máximo ascendente. En esta fase se obtuvo 91.64 % como la recuperación máxima de cobre con una granulometría de 94.48 % - malla 100 Tyler (Z2) y 900 rpm de agitación (Z6). En la tercera fase se realizó la optimización final del proceso mediante un diseño rotable hexagonal. Dado que por debajo de 900 rpm de velocidad de agitación fue imposible la formación de espumas necesarias para la flotación, se tomó como centro del diseño final agitación de 925 rpm y granulometría de 92 % -malla 100 Tyler, puesto que según los resultados de la etapa anterior la máxima recuperación de cobre estaría alrededor de estos rangos. Realizado los análisis de esta fase se observó que la máxima recuperación de cobre fue 92.57 %, con granulometría de 94% - malla 100 Tyler (Z2), y agitación de 915 rpm (z6). Esta recuperación es significativamente mayor al de la planta concentradora que reporta 87 %.

El presente trabajo fue desarrollado en las instalaciones del departamento de Metalurgia de la Universidad de Santiago de Chile entre los meses Septiembre 2000 a Febrero 2001. El mineral extraído de la Minera Candelaria (tamaño 4”) fue sometido a preparación mecánica para obtener muestras de 1000 gr. mediante ensayos sucesivos de chancado y zarandeo hasta obtener una granulometría 100 % - malla 10 Tyler. Se realizó la caracterización mineralógica para analizar el grado de asociación del mineral de cobre y otros minerales con la ganga, la mayor parte de calcopirita se encuentra asociada con la ganga cuarcífera y no se aprecia encapsulamiento alguno; aquello facilitará su completa liberación en las etapas posteriores de conminución. Se realizó curvas de moliendabilidad a través de pruebas sucesivas de molienda para controlar la granulometría del producto de la molienda a ser investigada en la flotación. Además de la granulometría, el pH de la pulpa, los colectores (SF-323, y Hostaflot LIB-C), el espumante MIBC y la velocidad de agitación son las variables de flotación a investigar. El principal objetivo del presente estudio es la obtención de la recuperación óptima de cobre en flotación a nivel de laboratorio; el cual fue llevado a cabo mediante el empleo de los diseños experimentales. El estudio fue realizado en 3 fases. En la primera fase, mediante diseños factoriales fraccionados 2K-1 (k = 6) se obtuvo la ecuación a escala natural de primer orden: Donde la recuperación de cobre (Yest) está en función de las dos variables más influyentes, como son el grado de molienda (% pasante a malla 100 Tyler), Z2 y la velocidad de agitación de la pulpa en rpm, Z6. Aquello fue el resultado de una evaluación de seis variables indicadas para la investigación. En la segunda fase se determinó las regiones óptimas mediante la técnica de pendiente del máximo ascendente. En esta fase se obtuvo 91.64 % como la recuperación máxima de cobre con una granulometría de 94.48 % - malla 100 Tyler (Z2) y 900 rpm de agitación (Z6). En la tercera fase se realizó la optimización final del proceso mediante un diseño rotable hexagonal. Dado que por debajo de 900 rpm de velocidad de agitación fue imposible la formación de espumas necesarias para la flotación, se tomó como centro del diseño final agitación de 925 rpm y granulometría de 92 % -malla 100 Tyler, puesto que según los resultados de la etapa anterior la máxima recuperación de cobre estaría alrededor de estos rangos. Realizado los análisis de esta fase se observó que la máxima recuperación de cobre fue 92.57 %, con granulometría de 94% - malla 100 Tyler (Z2), y agitación de 915 rpm (z6). Esta recuperación es significativamente mayor al de la planta concentradora que reporta 87 %.

El presente trabajo de título tiene como principal objetivo caracterizar el comportamiento de la bacteria termófila moderada Sulfobacillus acidophilus en la biolixiviación de pirita, evaluando para ello su capacidad de biolixiviación y adherencia al mineral con el objetivo de determinar el mecanismo de biolixiviación más relevante. De esta forma, se busca contribuir a una potencial mejor comprensión de dicho microorganismo en la biolixiviación de pirita. Para lo anterior se utilizaron cultivos en matraces agitados a 45°C, con una cepa pura de Sulfobacillus acidophilus DSMZ 10332, en pirita pura extraída por medio de flotación de relaves de Minera Escondida, con una concentración inicial de ión ferroso de 1 g/L y extracto de levadura como fuente de carbono para su desarrollo. Se monitorearon periódicamente el pH y Eh de los cultivos, se midieron las concentraciones de ión ferroso, hierro total y sulfato en solución, junto con el hierro total y precipitado, tanto en la solución como en la superficie del mineral por medio de digestión con ácido clorhídrico. Junto con lo anterior, se realizó conteo de células planctónicas y células adheridas al mineral por medio de tinción con DAPI y observación en microscopio de Epifluorescencia. Los resultados indicaron que el proceso de biolixiviación de pirita por Sulfobacillus acidophilus a 45°C estuvo controlado principalmente por la reacción de lixiviación del mineral, que el mecanismo de biolixiviación fue el cooperativo y que se requerirían unos 283 días para la completa disolución del mineral. Asimismo, mostraron que esta bacteria termófila moderada posee una alta capacidad hierro-oxidante y de adherencia a la superficie de la pirita, la cual llegó al 72%. En el proceso de biolixiviación de pirita por Sulfobacillus acidophilus a 45°C se logró obtener una recuperación de hierro del 18,4%, mientras que en un estudio anterior con la bacteria mesófila Acidithiobacillus ferrooxidans y a una temperatura de 30°C, se alcanzó un 23% de recuperación. De esta forma, pese al aumento de la temperatura, en el proceso de biolixiviación por S. acidophilus no se obtuvo una mayor disolución del mineral, debido principalmente al alto grado de formación de precipitados de hierro como hidróxidos y/o jarositas, ocasionado por la alta temperatura utilizada y los valores de pH alcanzados durante el proceso. No obstante, en la biolixiviación de pirita a 45°C se obtuvo una mayor disolución del mineral en presencia de S. acidophilus, que en la lixiviación química. Por lo anterior, se considera que dicha bacteria contribuye a lograr mayores tasas de disolución de pirita, y se recomienda llevar a cabo el proceso a menores valores de pH (entre 1,0 y 1,4), para disminuir la formación de precipitados del ión férrico y lograr una mayor disolución del mineral.

Ingeniero Civil Químico / El presente trabajo tuvo como objetivo general el estudio y la caracterización del proceso de flotación de una celda de contacto. Este trabajo se centró específicamente en modelar y caracterizar distintos fenómenos presentes durante la operación de una celda de contacto, tales como la recuperación por flotación y arrastre. Adicionalmente se llevó a cabo pruebas para el estudio de recuperación de iones presentes en el agua cuando el equipo es operado con agua de mar. Se realizaron pruebas preliminares en un sistema bifásico, con el objetivo de conocer la operación de este equipo y definir los reactivos a utilizar en los ensayos posteriores. Se realizaron pruebas para obtener curvas de Jg versus εg para distintos espumantes, luego se llevó a cabo una prueba de distribución de tiempos de residencia, se hicieron ensayos de recuperación por arrastre, utilizando para ello cuarzo como mineral, comparando además el grado de arrastre con y sin agua de lavado. Luego, se hicieron pruebas de recuperación de iones, donde el agua de proceso utilizada fue a agua de mar (rica en iones), mientras que el agua de lavado era agua fresca, para así poder determinar el grado de arrastre de iones en el concentrado en función de la razón entre agua de lavado y agua en el concentrado, repitiéndose estas pruebas con y sin mineral. Se llevó a cabo también pruebas de flotación análogas entre la celda mecánica y de contacto, con muestras provenientes de El Abra, realizando una prueba cinética con el objetivo de, por un lado establecer un modelo de recuperación, y también para comparar el desempeño de ambos equipos. A partir de las pruebas de recuperación de iones se obtuvo una recuperación de aproximadamente un 17%, corroborando así un efectivo desplazamiento de los iones en el concentrado al usar agua fresca de lavado. Por otra parte, se definió un modelo para el factor de arrastre en función de la velocidad superficial de gas y del flujo de agua de lavado por unidad de área en la celda. Al comparar el desempeño de la celda de contacto con el de una celda convencional se observó que la cinética de recuperación en la primera fue más lenta que la de la segunda para las pruebas realizadas, por lo que el rendimiento de la celda de contacto resultó ser inferior al de la celda mecánica convencional.

La tesis denominada "Tratamiento de Remediación de Efluentes Metalúrgicos con énfasis en el abatimiento de Cobre con Dolomita", muestra el proceso de Tecnología de Limpieza como una alternativa de solución en la remediación de efluentes metalúrgicos con el empleo de la dolomita calcinada y sin calcinar, mediante Pruebas Metalúrgicas Experimentales se logro reducir las concentraciones del ión de cobre disuelto presente en los Efluentes provenientes del Proceso Metalúrgico de Flotación de la Planta Concentradora de la UNI, al cual se denominará “EFLUENTE METALÚRGICO UNI” y el Efluente Metalúrgico de la Solución de Sulfato de Cobre, que denominaremos “EFLUENTE METALÚRGICO UNMSM”, el cual fue generado a nivel Laboratorio por la Lixiviación del Mineral Tostado de Calcopirita. De este modo, la aplicación del Tratamiento de Remediación tuvo como objetivo lograr que ambos efluentes metalúrgicos tratados con dolomita presenten altos porcentajes de reducción con mínimas concentraciones de cobre, los cuales son indicadores de una mejora en el Proceso de Tratamiento de Efluentes Metalúrgicos provenientes principalmente de procesos metalúrgicos de plantas concentradoras. En la presente Tesis, se empleo el mineral de la dolomita, el cual es un mineral no metálico de carbonato doble de calcio y magnesio (CaCO3.MgCO3), que se comporta como un efectivo reactivo de remediación, debido a las propiedades fisicoquímicas siendo una de ellas la neutralización de los metales pesados donde se verifica que, es mas eficiente que, la cal para neutralizar la capacidad de generación de acidez que poseen los metales pesados. Los resultados la presente Tesis nos permite afirmar que el peso óptimo de la Dolomita Comercial de Agregados Calcáreos es de 2 g. en estado sin calcinar donde se determino que para un volumen de efluente metalúrgico de flotación de 100ml, la concentración inicial de 0,269 g/L (269 ppm) se redujo hasta el valor de 0,007 g/L (7 ppm), con un porcentaje de reducción de 97.39%., en un tiempo óptimo de 20 minutos. Cabe resaltar que la dilución S/L es de 2/100 y se aplico una velocidad de agitación de la mezcla (dolomita y efluente metalúrgico) de 700 RPM.

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 Perú, país rico en minerales y reservas de oro en cantidades apreciables, tiene un sector minero metalúrgico atractivo al mundo y de gran importancia en el desarrollo económico nacional. Sin embargo, en la metalurgia del oro existen minerales llamados refractarios o complejos donde el oro fino libre se encuentra atrapado o asociado a los sulfuros (pirita y arsenopirita), problemas presentes en la planta concentradora Tamboraque, el cual utiliza procesos metalúrgicos convencionales poco eficientes y de altos costos operativos. En este sentido, el presente trabajo de investigación encontró una alternativa para el tratamiento de este tipo de minerales complejos que consiste en una flotación total en una primera etapa y luego una flotación diferencial especial en la segunda etapa, obteniendo como resultados una reducción de 76.82% del volumen de tratamiento, 78.31% del consumo de reactivos, 63.64% de presencia de reactivos tóxicos en el relave general, 55.85% del volumen de agua utilizado para los circuitos de flotación y 55.04% en gastos operativos de los mismos. Además se determinó que con una inversión mínima de 406,160.73 US$ se podrá implementar esta propuesta utilizando sus mismas instalaciones y recursos, generando un ingreso anual de 222,486.01 US$, y con ventajas significas en el aspecto ambiental, técnico y económico. Palabras clave: Minerales refractarios, cianuración, flotación, arsenopirita / --- Peru, which is a rich country in amount of ores and gold reserves, moreover; it has an attractive minerals sector to the world and of great importance in national economic development. However, in the metallurgy of gold ores, there are minerals called refractory or complex, where free fine gold is trapped or associated with sulfides (pyrite and arsenopyrite), this problem can be seen in the concentrator Tamboraque, which uses inefficient conventional metallurgical processes and of high operating costs. Hence, the present research found an alternative treatment for this type of complex mineral, consisting in a total flotation in a first stage and then a special differential flotation in the second stage, obtaining as a result a reduction of 76.82 % treatment volume, 78.31 % the consumption of reagents, 63.64 % presence of toxic reactive in general tailings, 55.85 % and 55.04 % the volume of water and operating expenses used in flotation circuits in thereof. Furthermore, it was determined that a minimum investment of U.S. $ 406,160.73, this proposal can be implemented using only their own facilities and resource, generating an annual income of U.S. $ 222,486.01, and significant advantages in the environmental, technical and economic aspect. Keywords: Refractory ores, cyanidation, flotation, arsenopyrite

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. / Tesis

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva. Ingeniero Civil de Minas / 29/03/2021