Memoria para optar al título de Ingeniero en Alimentos / Los alimentos ricos en carbohidratos procesados a altas temperaturas (fritura y horneado), contienen compuestos potencialmente cancerígenos como el furano. Los azúcares reductores, son precursores críticos en la formación de furano en alimentos fritos a base de papa. El objetivo de este trabajo fue reducir la concentración de furano en papas fritas tipo chips sin afectar su calidad sensorial, mediante la optimización del tiempo y temperatura de escaldado, previo al proceso de fritura. Se aplicó el método de superficie de respuesta mediante un diseño rotacional compuesto con tres puntos centrales y dos factores experimentales: tiempo de escaldado (0 – 20 minutos) y temperatura de escaldado (60 – 90°C). Las variables de respuesta correspondieron a los atributos sensoriales de calidad color, apariencia, aroma, sabor y textura, junto con el contenido de furano. Los chips se elaboraron a partir de papas de variedad Yagana. Estos se cortaron (37 mm de diámetro y 1,5 mm de espesor), escaldaron (cuando correspondía) y se frieron a 180°C hasta alcanzar una humedad final del 2%. Paralelamente, se midió el contenido de azúcares reductores en los chips crudos y escaldados con el fin de obtener las cinéticas de lixiviación de azúcares. El análisis se realizó en un cromatógrafo HPLC con detector IR. El escaldado en chips demostró ser un tratamiento efectivo para disminuir el contenido de furano en papas fritas tipo chips sin afectar negativamente su calidad sensorial. Se obtuvo un tratamiento de escaldado óptimo a 67°C con 20 minutos, con el cual se logra una reducción de un 96% de furano y una calidad sensorial de nota 5 (escala de 6 puntos), lo que corresponde a una clasificación buena. Por otra parte con esta combinación de tiempo y temperatura se consiguió una disminución de un 70% y 75% para los azúcares glucosa y fructosa respectivamente / Foods rich in carbohydrates subjected to high temperature processes such as frying or baking contain potentially carcinogenic compounds such as furan. Reducing sugars are critical precursors on the furan formation of fried potato based products. The aim of this work was to reduce furan content in chips without affecting their sensory quality by optimizing blanching time and temperature prior to frying process. Response surface methodology was applied by a composite rotatable design with three center points and two experimental factors: blanching time (0-20 minutes) and blanching temperature (60-90°C), whereas response variables corresponded to sensory quality attributes of color, appearance, aroma, flavor and texture and furan content. Chips were made from Yagana variety potatoes. These were cut (37 mm in diameter and 1.5 mm thick), blanched (when appropriate) and finally fried at 180°C until final moisture content of 2%. Reducing sugars content was measured in raw and blanched chips in order to obtain the kinetics of leaching. The analysis was performed on a HPLC chromatograph with IR detector. Blanching proved to be an effective treatment to reduce furan content in chips without adversely affecting their sensory quality. Optimal blanching treatment was at 67°C and 20 minutes, which reduced 96% of furan and scored a sensory quality rating of 5 (6-point scale), corresponding to good quality. Moreover, with this combination of time and temperature, a 70% decrease of glucose and 75% decrease of fructose was achieved / Fondecyt

El concentrado de plomo-plata que es materia de investigación tiene un contenido de plata de 210.7 oz/tc, 16.20% de plomo y 18.7 % manganeso, el cual es difícil comercializar. El objetivo de esta investigación consiste en minimizar el contenido de manganeso del concentrado de plomo-plata, por ser este elemento que diluye los contenidos de plomo y plata, perjudicando la comercialización del concentrado mencionado. El proceso de disminución de manganeso de un concentrado plomo-plata se puede adaptar a minerales con el mismo problema, alto contenido de manganeso (18.7%). Como subproducto de la lixiviación de manganeso se obtiene, una solución un sulfato de manganeso la cual mediante procesos se obtendrá sulfato de manganeso monohidratado. En la etapa de flotación se corrieron 4 pruebas iniciales que constan de tres etapas, la primera etapa fue a una lixiviación a pH=4, le segunda etapa la flotación del residuo de lixiviación de la etapa anterior y la tercera etapa la lixiviación del concentrado de flotación de la etapa anterior a un pH=2. Se obtuvo como resultado un concentrado de plomo de 20% y un contenido de plata de 259.33 oz/tc. En vista que con este procedimiento no dio los resultados esperados se procedió a cambiar el diagrama de flujo. La primera etapa fue a una lixiviación a pH=4, la segunda etapa la lixiviación del residuo anterior a un pH=2 y la tercera etapa la flotación del residuo de lixiviación de la etapa anterior. Bajo estas condiciones es posible lixiviar el 95% de manganeso con una pérdida de peso total de 30% y un consumo de H2SO4 de 486 kg/t. Después de realizar varias pruebas con este nuevo diagrama de flujo se obtuvo un concentrado hasta de 27% Pb, el contenido de plata es de 326 oz/tc y un contenido de manganeso de 1.81 %. Realizadas las pruebas de lixiviación se prosigue a la neutralización de la solución de lixiviación, utilizando el concentrado de plomo-plata. En esta prueba se trabajó con porcentajes de sólidos de 10%, 20%, 30%, 40% y 50% para determinar cuál es la adecuada para lograr precipitar los elementos no deseables como el fierro, el plomo, el zinc entre otros y además la de enriquecer de manganeso a la solución. En un tiempo de neutralización de 3 horas con un porcentaje de solido del 20% se obtuvo la disminución de los valores hasta 49ppm de zinc, 1 ppm de fierro y 9 ppm de plomo, a su vez la concentración de manganeso aumento hasta 89900 ppm. En la etapa de purificación de solución neutralizada, se usó sulfuro de sodio en una cantidad de 0.064 gr, disminuyendo el contenido de plomo en 0.2 ppm y el zinc en 0.2 ppm. Luego de esta etapa de purificación de la solución lixiviante, se procedió a la cristalización de la solución mediante la evaporación, se toma una muestra de un litro y se empezó el proceso de evaporación a una temperatura de 70 °C. En esta etapa empiezan a aparecer los primeros cristales que son los de sulfato de calcio por lo cual se procede a filtrar la solución y retirar los cristales formados. Se toma una muestra de este residuo y da un contenido de calcio de 22.17%. Posteriormente la solución se dispone a calentar para proseguir con la etapa de evaporación de la solución a una temperatura de 50 °C y la formación de los cristales de sulfato de manganeso monohidratado. Al cabo de todo este proceso se obtiene 180 gr de sulfato de manganeso monohidratado, con una concentración de manganeso de 32.2%, el sulfato de manganeso monohidratado es un elemento adicional vendible y usado en la industria agrícola como fertilizante. / Tesis

En la búsqueda de procesos hidrometalúrgicos para la disolución de cobre a nivel de laboratorio, partiendo de un concentrado de cobre sulfurado, siendo éste producto proveniente de un proceso de flotación proporcionado por la Empresa Minera Condestable S.A. La caracterización del concentrado se realizó en la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, en un microscopio óptico polarizado, en briquetas pulidas en el rango de +100 mallas hasta -325 mallas; en el cual se observa la presencia de cobre en aproximadamente de 87% en volumen y especies mineralógicas importantes, además incluye material estéril o gangas. El presente trabajo de investigación esta orientado a buscar nuevos esquemas de tratamiento de disolución de concentrados de cobre con oxidantes fuertes combinados de cloruro férrico y nitrato de sodio en una solución ácido clorurante; los productos de esta lixiviación genera cobre y azufre elemental. La variables estudiadas en la investigación fueron el tamaño de partícula, concentración de los oxidantes, temperatura, pH de la solución y velocidad de agitación (RPM) de la lixiviación. / In the search for hydrometallurgical processes for the dissolution of copper at the laboratory from a concentrate copper sulphide which this product from a process of flotation provided by the Empresa Minera Condestable SA. The characterization of the concentrate was conducted in the Academic Training School of Engineering Geological - UNMSM, in a polarized light microscope, briquettes polished in the range of +100 mesh to -325 mesh, in which he noted the presence of copper in approximately 87% by volume and mineralogical important species, also includes sterile materials or bargains. This research work is aimed at seeking new treatment of dissolution of copper concentrates combined with strong oxidizing ferric chloride and sodium nitrate in a solution acid chlorinate; products of this leaching generated copper and elemental sulphur. The variables studied in the investigation were the particle size, concentration of oxidants, temperature, pH of the solution and stirring speed (RPM) leaching. / Tesis

En la búsqueda de procesos hidrometalúrgicos para la disolución de cobre a nivel de laboratorio, partiendo de un concentrado de cobre sulfurado, siendo éste producto proveniente de un proceso de flotación proporcionado por la Empresa Minera Condestable S.A. La caracterización del concentrado se realizó en la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM, en un microscopio óptico polarizado, en briquetas pulidas en el rango de +100 mallas hasta -325 mallas; en el cual se observa la presencia de cobre en aproximadamente de 87% en volumen y especies mineralógicas importantes, además incluye material estéril o gangas. El presente trabajo de investigación esta orientado a buscar nuevos esquemas de tratamiento de disolución de concentrados de cobre con oxidantes fuertes combinados de cloruro férrico y nitrato de sodio en una solución ácido clorurante; los productos de esta lixiviación genera cobre y azufre elemental. La variables estudiadas en la investigación fueron el tamaño de partícula, concentración de los oxidantes, temperatura, pH de la solución y velocidad de agitación (RPM) de la lixiviación. / In the search for hydrometallurgical processes for the dissolution of copper at the laboratory from a concentrate copper sulphide which this product from a process of flotation provided by the Empresa Minera Condestable SA. The characterization of the concentrate was conducted in the Academic Training School of Engineering Geological - UNMSM, in a polarized light microscope, briquettes polished in the range of +100 mesh to -325 mesh, in which he noted the presence of copper in approximately 87% by volume and mineralogical important species, also includes sterile materials or bargains. This research work is aimed at seeking new treatment of dissolution of copper concentrates combined with strong oxidizing ferric chloride and sodium nitrate in a solution acid chlorinate; products of this leaching generated copper and elemental sulphur. The variables studied in the investigation were the particle size, concentration of oxidants, temperature, pH of the solution and stirring speed (RPM) leaching.

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.

Determina las pérdidas de calor existentes durante el calentamiento de electrolito rico para la etapa de electrodeposición (EW), que se realiza en una planta de extracción por solventes de una empresa minera que se denominará “Planta ESDE” por motivos de confidencialidad, la cual produce cátodos de cobre de alta pureza. Asimismo, se pretende optimizar la topología preliminar de la red de intercambiadores de calor de la planta estudiada a través del análisis Pinch, con la finalidad de incrementar la eficiencia de estos equipos en conjunto. Finalmente se busca determinar el ahorro en combustible que generaría el corregir estas fuentes de pérdidas de calor y el impacto ambiental que generaría el cambio del tipo de combustible. / Tesis

Ingeniero Civil Químico / La biolixiviación de cobre en pilas es un método en crecimiento para la extracción de minerales sulfurados. Es sabido que a medida que aumenta la temperatura, aumenta la extracción de cobre, ya que se activa la acción de microrganismos que pueden lixiviar la calcopirita. El presente trabajo de título es una evaluación técnica y económica, a nivel de pre factibilidad, realizada en JHG Ingeniería, sobre distintas tecnologías para calentar el refino que se riega a las pilas de biolixiviación ROM de una compañía minera. En particular, se analizan tecnologías de tres fuentes energéticas: fósil (calderas), eléctrica (calentadores) y solar (colectores cilindro-parabólicos). Estas tecnologías se dimensionaron para aumentar la temperatura del refino en 5 y 10 ºC cada vez que pase por el sistema de calentamiento, considerando un flujo de refino de 16.500 m3/h. La información del efecto del aumento de temperatura sobre la extracción de cobre fue provista por una empresa externa, tomando en cuenta la influencia de distintos factores como el flujo de riego, la mineralogía, el plan de carga de la pila, la cinética y la termodinámica de las reacciones de lixiviación, el balance de masa y de energía y por supuesto la variación de la temperatura del refino. Todas estas variables fueron dadas por las condiciones de operación de la minera en estudio, bajo acuerdo de confidencialidad. Los resultados de esta modelación indican que existe aumento en la extracción de cobre al aumentar la temperatura del refino en 5 y 10 ºC en 18.000 y 41.000 ton anuales respectivamente con respecto a la extracción base de 208.000 ton/año. La evaluación económica al calentar el refino en 5 y 10 ºC revela que la inversión es respectivamente de MUS$ 16,8 y 29,8 para las calderas, MUS$ 35,9 y 68,5 para los calentadores eléctricos y MUS$ 284,0 y 568,0 para los colectores cilindro-parabólicos. Esta última, a pesar de ser la tecnología de mayor inversión, es la que entrega el VAN más alto para el periodo de evaluación de 15 años; MUS$ 442,8 y 1.068,3.

Ingeniera Civil / El trabajo de título que se presenta a continuación, es producto de un estudio realizado al interior del relleno sanitario Santiago Poniente el cual tiene como objetivo optimizar el sistema de manejo mediante bandejas de evaporación que se le da al lixiviado. Este sistema de manejo logra eliminar más de un 60% del lixiviado generado durante un año normal. Según las proyecciones de generación de lixiviados que se manejan al interior del relleno sanitario Santiago Poniente, se sabe que en promedio la generación de lixiviados aumentará de 200 [m3/día] a 300 [m3/día] para el año 2033, razón por la cual es de vital importancia optimizar el sistema de evaporación existente. El trabajo se desarrolló en tres bandejas de evaporación tipo piloto, en las cuales se realizaron tres experimentos. Se tomaron mediciones meteorológicas y de altura de lixiviado con el objetivo de cuantificar la evaporación, obteniendo tasas de evaporación a través de los datos meteorológicos y mediante balance de masas en terreno. Los experimentos realizados son: Efecto de la altura de líquido sobre la evaporación: Se mantuvieron las tres bandejas de experimentación a distintos niveles de lixiviado con el objetivo de obtener la altura a la cual se logra evaporar la mayor cantidad de líquido. Efecto de un sistema de rebalse entre bandejas sobre la evaporación: Se realizó un sistema de recirculación en el cual el lixiviado rebalsa de bandeja en bandeja. El objetivo es utilizar superficie muerta hasta entonces. Superficie que comprende los pretiles intermedios entre bandejas, aumentando la superficie para evaporación. Efecto de un sistema de riego por goteo sobre la evaporación: Se implementó una línea de riego por goteo bordeando una de las bandejas de experimentación en el cual el lixiviado es captado desde el interior de la bandeja y luego cae mediante los goteros aprovechando superficie hasta entonces muerta, la cual consiste en las laderas de las bandejas, aumentando la superficie para evaporación. Como resultado de los diferentes experimentos se obtuvo que: La altura de lixiviado es una variable importante al momento de evaporar ya que a profundidades menores a 28 [cm] se obtiene evaporación por sobre la tasa de evaporación estimada mediante datos meteorológicos. El sistema de rebalse no es factible operativamente y se observa menor evaporación que en el caso de bandejas de evaporación en situación estanca, la cual corresponde a la situación actual. Mediante el sistema de riego por goteo se logra evaporar entre un 60% a un 120% más que en el caso de las bandejas sin dicha tecnología.

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Mecánica / Ingeniero Civil Mecánico / Las variables físicas de suelos parcialmente saturados son poco conocidas y utilizadas en experiencias de lixiviación de minerales. El propósito de este trabajo consiste en analizar el comportamiento hidrodinámico al interior de columnas de lixiviación a través de simulaciones en SVFlux y experiencias en laboratorio, evaluando las principales variables de suelos parcialmente saturados para un mineral de óxidos de cobre con características similares a las observadas en pilas de lixiviación, para luego proponer un modelo matemático para estimar el proceso de saturación. Los parámetros y variables del suelo son estimados a partir de ensayos en laboratorio y ecuaciones empíricas reportadas en literatura, destacando entre éstas la obtención de la curva de retención de agua (SWCC) a partir de la curva de distribución de tamaño de partícula (PSD). Las experiencias en laboratorio consisten en la lixiviación y caracterización del mineral de cobre. La lixiviación se realiza en columnas de vidrio de diámetros de 20, 40 y 80 mm, con igual altura y tasa de riego, utilizando condiciones externas similares a las encontradas en pilas a nivel industrial. El monitoreo consta de mediciones periódicas de la capacidad de retención observada para cada columna. Las simulaciones realizadas integran los parámetros obtenidos experimentalmente en búsqueda de tener resultados similares a los conseguidos en el laboratorio. Las experiencias en laboratorio muestran que la saturación en columnas se lleva a cabo de forma longitudinal y transversal a éstas, teniendo un proceso de saturación asintótico que logra un máximo similar entre columnas en el que solo difieren en el tiempo en alcanzar dicha condición, siendo éste menor para columnas de menor diámetro. Las simulaciones realizadas muestran valores cercanos a los obtenidos experimentalmente pero con menores tiempos en alcanzar dicha condición, donde no es posible observar el efecto del diámetro de columna observado experimentalmente. El rango de succiones registradas en simulaciones muestra que el proceso de lixiviación observado ocurre en una zona de la curva SWCC distante a las condiciones de un suelo saturado. El modelo propuesto para la saturación muestra un buen ajuste tanto para resultados experimentales como computacionales.

Magíster en Ciencias, Mención Geología / Para optimizar la explotación de recursos mineros se requiere del conocimiento mineralógico del yacimiento y de la abundancia del metal de interés. Estudios de mineralogía y de análisis químico pueden realizarse para obtener mayor comprensión de la composición mineralógica. Estos análisis pueden realizarse mediante disolución selectiva de minerales, donde la extracción secuencial se ha utilizado para este propósito. Sin embargo, la eficiencia de la extracción depende de la selectividad de los agentes lixiviantes, de los cuales existe poca información para diferenciar sulfuros de cobre en pórfidos cupríferos. En este trabajo se presenta la posibilidad de disolver selectivamente sulfuros supérgenos, diferenciándolos de hipógenos e interpretando su distribución según ensayos de extracción secuencial. Concentrados de calcosina, calcopirita y enargita, junto con una muestra de pirita se evaluaron por extracción en medios ácidos oxidantes (H2O2; HCl/H2O2) y básicos en presencia de cianuro. Las condiciones en medio ácido oxidante disolvieron preferentemente calcosina, sin alcanzar completa disolución. Adicionalmente, calcopirita y pirita aumentaron su disolución al incrementar la concentración de oxidante, impidiendo la disolución selectiva de calcosina respecto a sulfuros primarios. Por el contrario, la extracción por cianuración mostró disolver completamente la calcosina dentro de diez minutos, mientras que pirita, calcopirita y enargita mostraron una recuperación de cobre del 1; 10 y 35% respectivamente. La cianuración fue aplicada en un protocolo de extracción secuencial en muestras de tranque de relaves de un pórfido cuprífero, mostrando mejor capacidad de interpretación de sulfuros de cobre que las extracciones en medio oxidante. Adicionalmente se evaluaron las soluciones de cianuración mediante electroforesis capilar para estudiar la especiación de complejos, especies sulfuradas en el sistema y el equilibrio redox durante la extracción. La disolución selectiva de sulfuros secundarios, en conjunto con otras técnicas de evaluación mineralógica, proporcionan una herramienta para interpretar la composición mineralógica, incrementando la predictibilidad del procesamiento metalúrgico del material extraído y a la vez posibilitando una predicción más certera de la generación de aguas ácidas de minas al considerar el aporte diferencial de acidez de sulfuros en el cálculo del balance ácido-base.