Orientador: Marcelo dos Santos Pereira / Banca: Ana Paula Rosifini Alves Claro / Banca: Rafael Humberto Mota de Siqueira / Resumo: Os fabricantes de latas vêm se tornando cada vez mais exigentes na qualidade e propriedades dos materiais utilizados na confecção de seus produtos. Um dos metais mais usados na indústria de manufatura de componentes obtidos através de estampagem e estiramento, como na fabricação de corpo de latas de bebidas, trata-se da liga de Alumínio AA3104. Isto se deve às suas propriedades mecânicas, estampabilidade, entre outra. Ela pertence ao grupo 3XXX, sendo que seu principal elemento de liga é o manganês (em pequenas quantidades / teores). Trata-se de uma liga não tratável termicamente, sendo que suas propriedades mecânicas são melhoradas a partir da formação de solução sólida e / ou deformação à frio. Desta forma, o presente estudo teve como objetivo avaliar de maneira detalhada a influência de duas diferentes condições de laminação à frio sobre o comportamento mecânico e microestrutural da liga de Alumínio AA3104: laminação à frio com tempo de resfriamento intermediário e sem tempo de resfriamento intermediário entre passes. A análise mecânica, por meio do Ensaio de Tração, mostrou que os materiais laminados com tempo de resfriamento intermediário obtiveram maiores valores de Limite de Escoamento (283,1 MPa) e Limite de Resistência a Tração (309,3 MPa) do que aqueles materiais laminados sem este tempo de resfriamento intermediário (273,2 e 300,0 MPa, respectivamente). Isto foi justificado pelo aumento da quantidade de partículas de segunda fase precipitados na matriz da liga, que... (Resumo completo, clicar acesso eletrônico abaixo) / Abstract: The manufacturers of cans have become increasingly demanding in quality and in the properties of the materials used to make their products. One of the most used metals in the manufacturing industry of components obtained by stamping, as in the manufacture of beverage cans body, is the AA3104 Alloy. This is due to its mechanical properties, stampatability, among others. It belongs to the 3XXX group, and its main alloying element is manganese (in small amounts / contents). It is an alloy not thermally treatable, where its mechanical properties are improved from the formation of solid solution and / or cold forming. Therefore, the present study had as objective to evaluate in detail the influence of two different conditions of cold rolling on the mechanical and microstructural behavior of the aluminum alloy AA3104: cold rolling with intermediate cooling time and without intermediate cooling time between passes. The mechanical analysis, through the Tensile Test, showed that rolled materials with intermediate cooling time obtained higher values of Yield Strength (283,1 MPa) and Ultimate Tensile Strength (309,3 MPa) than those laminated materials without this intermediate cooling time (273,2 and 300,0 MPa, respectively). This was justified by the increase in the amount of second phase particles and precipitated dispersions in the alloy matrix, which made difficult the movement of dislocations, making the material more resistant / Mestre

Publicación a texto completo no autorizada por el autor / Desarrolla técnicas que permitirán al estudiante obtener herramientas y destrezas con el objetivo de ejecutar adecuadamente procedimientos en laboratorio metalúrgico. Muestra las técnicas de flotación cualitativas y cuantitativas para minerales de plomo, cinc, cobre y oro de especies mineralógicas como galena, esfalerita, bornita y covelita, que se realizan en el laboratorio metalúrgico de la empresa ARBEMA INGENIEROS CORPORACIÓN S.A.C. Considerando que cada tipo de mineral extraído de las menas tiene características mineralógicas propias y, por ende, su propio proceso particular de flotación. / Trabajo de suficiencia profesional

Tese de mestrado. Engenharia Mecânica. 2006. Faculdade de Engenharia. Universidade do Porto

Dissertação apresentada para obtenção do grau de Doutor em Engenharia Metalúrgica, na Faculdade de Engenharia da Universidade do Porto, sob a orientação do Prof. Doutor José Valdemar Fernandes

Publicación a texto completo no autorizada por el autor / Busca algunas alternativas que permitan recuperar el oro asociado a minerales oxidados y sulfurados mediante la mezcla de su componente principal (sulfuro de cobre) con minerales oxidados utilizando, para ello, el proceso metalúrgico de flotación. El desarrollo de esta investigación evalúa muestras de este tipo de mineral con contenidos de un 15%, 10% y 5% de mineral oxidado. De esta manera se busca evaluar cuál de éstas permite obtener una mayor recuperación de oro sin perjudicar, la ley de cobre y la recuperación del mismo, en el concentrado. Para determinar las especies mineralógicas, con las que se halla asociado el oro, y el grado de liberación de dichas especies se ha realizado un estudio de microscopía óptica de secciones pulidas de: cabeza, concentrado y relave. Asimismo se lleva a cabo “un diseño de experimentos” para fijar las variables óptimas de dosificación de colectores y PH adecuadas para este proceso. Una vez fijadas las variables a emplearse en el proceso, y con el objetivo de incrementar la cinética de flotación, se utilizan dos colectores adicionales en la etapa de molienda: mezcla de xantatoformiato + tionocarbamato y amilo amílico xantato ester (esteres xanticos). Al final de todo el estudio se obtiene mejor rendimiento metalúrgico con 15g/t de una mezcla de (xantatoformiato + tionocarbamato), logrando un incremento de 13% en la recuperación de oro. / Tesis

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas / Este trabajo tiene por objetivo estudiar experimental y teóricamente la lixiviación de sulfuros de cobre de baja ley en columnas unitarias enchaquetadas, aplicando el protocolo CuproChlor®, actualmente implementado en Minera Michilla (Antofagasta Minerals S.A.). Se evaluó el impacto de cambios en el tiempo de pretratamiento aglomeración-curado sobre la cinética de extracción de cobre. Los experimentos de lixiviación se realizaron a 40°C en las columnas unitarias enchaquetadas y consistieron en pruebas realizadas en dos etapas: (i) 45 días de riego con solución ILS (solución intermedia de lixiviación), y (ii) 10 días de riego con solución de refino. La estimación de la extracción de cobre desde un mineral de baja ley (0,3% Cu), involucró un desafío significativo a nivel de las técnicas de análisis utilizadas, así como también en la estrategia de manejo de datos experimentales. Se formularon dos vías para la estimación de la extracción de cobre vía balances de masa y, en forma separada, se determinó la extracción global de cobre usando el análisis de ripios de cada una de las columnas. La extracción global de cobre obtenida por balances de masa sobreestimó la extracción global obtenida usando el análisis de ripios. Utilizando el análisis de error por propagación, se obtuvo que dicha sobreestimación está dentro del rango de incerteza de los cálculos. Con respecto al ácido durante el proceso, en un comienzo este se consumió pero luego existió generación del mismo, probablemente debido a la liberación de protones provocada por reacciones paralelas que se espera que ocurran dentro del sistema tales como la reducción de azufre elemental y la oxidación de la calcosina, ambas con reducción de férrico. Con la extracción de cobre corregida, se construyó un modelo de componentes cinéticos de lixiviación utilizando el modelo del núcleo sin reaccionar controlado por reacción química. Lo anterior se consideró debido a que las entalpías de reacción de los sulfuros de cobre presentes en el sistema son del orden de 20kJ/mol o mayor. Se obtuvo una buena correlación entre la composición asociada a cada componente cinético de lixiviación con la mineralogía inicial presente en el sistema: el componente de lixiviación rápida tiene una fracción másica de cobre de 1,73% aprox. (promedio) lo que concuerda con los bajos porcentajes en masa de cobre asociados a óxidos de cobre en el mineral, que son cercanos al 4,5%. Los sulfuros de cobre presentes en el sistema, poseen un alto porcentaje en masa de cobre (57%) y un alto grado de liberación (principalmente la calcopirita). Dichos porcentajes corregidos con la liberación correlacionaron bien con los porcentajes másicos de los componentes intermedios y lentos obtenidos con el modelo, que juntos representan cerca del 30% en el mejor de los casos. Se observó que el tiempo de pre-tratamiento del mineral no tiene un efecto importante sobre la extracción final de cobre, pero sí sobre la cinética inicial de extracción. En efecto, a mayor tiempo de aglomeración-curado mayor la cinética de extracción durante las primeras horas. Adicionalmente, estudios termodinámicos de las reacciones electroquímicas y de la especiación del sistema acuoso del protocolo CuproChlor® permitieron concluir que el ión férrico no se regenera por la presencia de iones cúpricos libres en solución. Solo la presencia de iones mono-clorurados permitiría la regeneración del oxidante solo si se trabaja con una razón baja de férrico/ferroso y concentración controlada de la especie oxidante.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo de este trabajo es evaluar metalúrgicamente y estudiar la dispersión de gas de los bancos rougher 100 y 200 del circuito de flotación colectiva presentes en la faena Minera Valle Central. Ambos bancos tienen idéntico número de celdas, están dispuestos en paralelo y tratan relaves antiguos provenientes del tranque Cauquenes. Para realizar la evaluación, se realizó una campaña de muestreo el día 5 de julio de 2017. Un análisis de ley de alimentación indicó que el banco 100 tiene mayores leyes de Cu y Mo que el banco 200 (0.35% y 0.035% versus 0.29% y 0.022%, respectivamente). Respecto a la recuperación metalúrgica de Cu y Mo, el banco 100 presenta los mayores valores en el circuito (63% y 67.5% versus 42.1% y 36.9% del banco 200). Sin embargo, la distribución granulométrica del mineral alimentado a ambos bancos tiene un P50 de 44 μm. La disminución de la recuperación de Cu y Mo en el banco 200 puede ser explicada en términos de la dispersión de gas: (i) el diámetro de Sauter de burbujas es aprox. un 50% mayor en el banco 200 logrando valores de 4.55 mm, (ii) el gas hold-up del banco 200 es 25% equivalente a un 150% mayor al del banco 100, (iii) la velocidad superficial de gas en el banco 200 es 2.86 cm/s equivalente al doble del observado en el banco 100. Lo anterior permite concluir que se está introduciendo demasiado flujo de aire en el banco 200. Probablemente podría ser necesario añadir más espumante Desacoplando la eficiencia de espuma y la eficiencia de la zona de colección mediante la técnica de Alexander (2003), en la celda 101 (banco 100) se observan eficiencias de zona de colección de 59.4% y 55.1% para minerales de cobre y molibdeno, respectivamente. Las eficiencia de espuma para minerales de molibdeno es 99.1% consistente con lo observado por Alexander (2003) mientras la eficiencia de espuma para minerales de cobre es menor (61.8%) lo que podría indicar posibles mejoras utilizando reactivos específicos en espuma. La tendencia observada es consistente con los valores obtenidos de eficiencia de espuma mediante la técnica de Seaman (2006). Estudios de recuperación nodal indica que un aumento de la recuperación en R1 y R2 aumenta la recuperación global en un 25% con respecto a variaciones de R3 y R4. Adicionalmente, estudios cinéticos indicaron la existencia de tres componentes de flotación. Analizando las alimentaciones y recuperaciones de cada banco por separado, el componente no flotable corresponde a alrededor del 50% del material en el banco 200 el cual disminuye a 30% en el banco 100. La predominancia de los componentes de flotación rápido y lento se observan en contraposición. El componente rápido tiene porcentajes de 45 y 22% para los bancos 100 y 200, respectivamente; mientras el componente lento tiene valores de 21 y 29% para los mismos bancos. / 18/01/2023

Estudia la lixiviación del relave de un mineral piritoso con alto contenido de plata, denominado mineral pirita-plata. El relave se encuentra en el depósito de relaves de la empresa Administradora Cerro S.A.C. (en adelante, la empresa). El relave es un material antiguo como resultado del proceso de flotación en los años 2011 y 2012 con alto contenido de plata (mayor a 5 oz/t). El interés por recuperar el metal valioso de este relave conlleva al proceso de lixiviación como alternativa inmediata, por lo tanto, se presenta como objetivo continuar con los experimentos y estudios realizados por la empresa, de allí que se considera lixiviar este material teniendo en cuenta los mejores resultados obtenidos como antecedentes. La lixiviación del relave se llevó a cabo a la granulometría en la que se encuentra en el depósito, sin incurrir a mayor liberación para fines de factibilidad de tratamiento en el mediano plazo. Los experimentos de lixiviación se orientaron a encontrar una recuperación óptima de plata determinando la concentración ideal de cianuro de sodio y con ello interactuar en condiciones diferentes de temperatura, para ello, entre estas dos variables se utiliza el diseño hexagonal para determinar un óptimo, teniendo como resultado la recuperación plata de 50,06 % con un consumo de NaCN de 4,8 kg/t a 5 500 ppm de concentración y a una temperatura de 40 ºC. La importancia de los aportes de investigación para su mejor tratamiento a este relave obedece a que existe como stock un millón de toneladas con un promedio de ley de por encina de 5,0 oz/t. / Tesis

El presente trabajo consiste en el estudio del tratamiento de aguas contaminadas con iones cromo, Cr+6, que son emitidos como efluentes mineros por algunas plantas concentradoras de las Unidades Mineras en nuestro medio, orientadas a la obtención de concentrados sulfurados de Cobre, Plomo y Zinc. En nuestro país, existen plantas concentradoras que aplican técnicas comunes en sus procesos metalúrgicos para la obtención de concentrados de Cobre y Plomo, y se lleva acabo a través de la separación en la flotación selectiva del Cu-Pb. El uso del reactivo dicromato de sodio (Na2Cr2O7) en esta etapa, es el causante de la contaminación de los efluentes mineros con cromo, debido a cambios de pH que se suscitan en el proceso, el cromo se presenta en forma del radical cromato (CrO4-2) en los efluentes finales, contaminando de esta forma el medio ambiente. Es importante el cumplimiento de las normas ambientales vigentes tales como; la Ley General de Aguas (D.S.17552) y la Resolución Ministerial Nº 011-96-EM/VNM (Ministerio de Energía y Minas, Sub-sector de Minería), que establecen los Niveles Máximos Permisibles en los efluentes líquidos para las actividades mineras, la primera contempla el NMP del contaminante cromo, Cr, lo que permitió el desarrollo de este trabajo de investigación para dar solución a este tipo de problema ambiental. El tratamiento de aguas contaminadas por cromo está dado por la reacción química que se presenta con la aplicación de un reactivo reductor sobre la presencia de los radicales cromato (CrO4-2), con previa adición de un modificador de pH al medio ácido, este reactivo permite la reducción del Cr+6 a Cr+3, para luego pasar a una segunda etapa de neutralización, con la adición de un agente neutralizante, sobre el medio obtenido en la primera etapa y de esta forma produciendo el precipitado final que tiene características no tóxicas para el medio ambiente, el proceso se desarrolla en agitación constante. Y finalmente por la separación sólido-líquido con una sedimentación acelerada del precipitado, se obtiene una solución que cumple con los estándares exigidos por las leyes vigentes, menor a 1,0 ppm Cr. (Ley General de Aguas, D.S.17552). El desarrollo de la investigación y las pruebas experimentales se detalla en los capítulos siguientes.

La Unidad de Producción de la Compañía Minera Raura S.A. (CMRSA) se encuentra ubicada en el distrito de San Miguel de Cauri, provincia de Lauricocha del departamento de Huánuco, con una elevación entre 4300 y 4800msnm. El área de la Unidad Minera se sitúa en la vertiente oriental de la Cordillera Occidental de los Andes, próxima al Nudo de Pasco. CMRSA opera una Planta Concentradora con una capacidad instalada de 2600TMSD, la cual produce concentrados de cobre (Cu), plomo (Pb) y zinc (Zn) con bajos contenidos de plata. La laguna Caballococha ubicada al pie de la Planta Concentradora fue utilizada como depósito de relaves desde 1960 hasta 1996. Desde Diciembre de 1996 hasta el 25 de Agosto del 2005 se estuvo disponiendo relaves en el Depósito Nieve Ucro No 2, ubicado en una subcuenca de la Laguna Nieve Ucro aproximadamente a 1.6km de la Planta Concentradora, a partir del 25 de Agosto se inicia la Disposición Subacuatica de Relaves en la laguna Caballococha. La presente tesis evalúa la disposición de relaves en la relavera Nieve Ucro Nro.2 (superficie) y la disposición de relaves en la laguna Caballococha (subacuatico). La laguna de Caballococha se encuentra dentro de la concesión de beneficio y ha sido usada en el pasado para disposición de relaves. Por lo tanto, el área de estudio ha sido fijada teniendo en cuenta, que el mayor impacto que debe considerarse es la calidad de agua de la laguna.