http://hdl.handle.net/20.500.14076/51 Wed, 08 Apr 2026 05:49:45 GMT 2026-04-08T05:49:45Z http://hdl.handle.net/20.500.14076/28968 Título : Síntesis y caracterización de óxidos de estaño obtenida por ruta química para la remoción de metales pesados Autor : Chuquillanqui Ramos, Elio Adan Resumen : Los óxidos de estaño: Romarchita (SnO) y Casiterita (SnO2), son semiconductores que han despertado el interés de los investigadores en los últimos años por las diferentes propiedades beneficiosas para la industria, su síntesis es de gran importancia porque al caracterizarlos mediante la Difracción de Rayos X y Microscopia Electrónica de Barrido sus morfologías y microestructuras son de interés para su investigación. El método de síntesis realizado en el presente trabajo fue mediante precipitación por ruta química, utilizando como precursor principal cloruro de estaño en diversos equipos económicamente rentables, como la Plancha de Calentamiento con Agitador Magnético, Manta Calentadora con Agitador Magnético y Baño de Ultrasonido, en las que se obtuvo SnO y SnO2. La caracterización de Romarchita y Casiterita en el análisis de Difracción de Rayos X tuvieron tamaños de cristalitos de 26.7nm hasta 303nm y en el análisis Microscopia Electrónica de Barrido tuvieron morfologías de microhojas, microbarras, microbarras con incrustación de partículas y nanopartículas que se encuentran en tamaños menores de 100nm hasta 3.6μm. Los análisis por EDS de Espectroscopia de Energía Dispersa en donde se analiza el porcentaje de pesos de elementos para estas muestras sintetizadas tuvieron altos porcentajes de Estaño y Oxígeno con pequeñas impurezas. Por último, para su aplicación de las muestras sintetizadas se optó por la casiterita sintetizada a 250°C en el proceso de remoción de efluentes de Espesador y de Rebose de Espesador de planta concentradora de mina, y se obtuvo altos índices de remoción de Cobre (95% - 98%) y Plomo (95% - 96%).; Tin oxides: Romachite (SnO) and Cassiterite (SnO2), are semiconductors that have aroused the interest of researchers in recent years due to their different beneficial properties for the industry. Their synthesis is of great importance because when characterization by X-ray diffraction and Scanning Electron Microscopy, their morphologies and microstructures are of interest for research. The synthesis method carried out in the present work was by precipitation by chemical route, using tin chloride as the main precursor in various economically profitable equipment, such as the Heating Plate with Magnetic Stirring, Heating Mantle with Magnetic Stirrer and Ultrasonic Bath, in which SnO and SnO2 were obtained. The characterization of Romachite and Cassiterite in the X-ray Diffraction analysis had crystallite sizes from 26.7nm to 303nm and in the Scanning Electron Microscopy analysis they had morphologies of microsheets, microrods, microrods with encrustation of particles and nanoparticles that are smaller than 100nm to 3.6μm. The analysis by EDS of Energy Dispersive Spectroscopy where the percentage of weights of elements for these synthesized samples was analyzed had high percentages of Tin and Oxygen with small impurities. Finally, for its application of the synthesized samples, cassiterite synthesized at 250°C was chosen in the removal process Thickener and Thickener Overflow effluents from a mine concentration plant, and high removal rates of Copper (95% - 98%) and Lead (95% - 96%) were obtained. Wed, 01 Jan 2025 00:00:00 GMT http://hdl.handle.net/20.500.14076/28968 2025-01-01T00:00:00Z http://hdl.handle.net/20.500.14076/28966 Título : Implementación de una planta de recirculación de agua para el procesamiento de minerales polimetálicos Autor : Cueto Tompson, Juan Manuel Resumen : La presente investigación tuvo como objetivo principal diseñar e implementar una planta de recirculación de agua optimizada para el procesamiento de minerales polimetálicos, con el propósito de reducir de manera significativa el consumo de agua fresca y minimizar la descarga de efluentes contaminantes al medio ambiente. Para alcanzar dicho objetivo, se realizaron pruebas de caracterización del agua de proceso actual y del relave generado, evaluando especialmente el impacto del uso de floculantes sobre la eficiencia de sedimentación y la calidad del agua tratada. Los resultados demuestran que la implementación del sistema permite reducir el consumo de agua fresca de 30,450 m³ a 6,090 m³ mensuales, logrando un ahorro del 80%, lo que representa un avance significativo hacia una operación más sostenible. El floculante empleado mostró una alta eficiencia, permitiendo la sedimentación de sólidos en aproximadamente 30 minutos y mejorando la calidad del agua reciclada, que alcanzó una concentración de sólidos totales en suspensión (STS) de 51.3 mg/L, muy por debajo del Límite Máximo Permisible (100 mg/L), en comparación con los 179.4 mg/L obtenidos sin el uso del reactivo. Además, se identificó que el relave proveniente del proceso de flotación de minerales de plata y oro tiene baja capacidad de generación de aguas ácidas, gracias al contenido de caliza superior al 15% en la roca, lo que reduce los riesgos ambientales asociados a la disposición de residuos. Desde el punto de vista económico, la inversión requerida para implementar el sistema fue de 18,500 USD, considerada accesible dada la magnitud de los beneficios ambientales y operativos. En conjunto, el estudio concluye que la implementación de un circuito cerrado de agua en plantas de procesamiento polimetálico no solo mejora el rendimiento metalúrgico, sino que también fortalece la gestión ambiental y fomenta la eficiencia en el uso de recursos hídricos; The main objective of this research was to design and implement an optimized water recirculation plant for the processing of polymetallic ores, with the aim of significantly reducing the consumption of fresh water and minimizing the discharge of pollutant effluents into the environment. To achieve this goal, tests were carried out to characterize both the current process water and the tailings generated, with a particular focus on evaluating the impact of flocculant use on sedimentation efficiency and the quality of the treated water. The results show that implementing the system allows for a reduction in fresh water consumption from 30,450 m³ to 6,090 m³ per month, achieving an 80% savings, which represents a significant step toward more sustainable operations. The flocculant used demonstrated high efficiency, enabling solid sedimentation in approximately 30 minutes and improving the quality of the recycled water, which reached a total suspended solids (TSS) concentration of 51.3 mg/L—well below the Maximum Permissible Limit (100 mg/L)—compared to 179.4 mg/L without the reagent. In addition, it was found that the tailings generated from the bulk flotation of silver and gold minerals have a low acid-generating potential, due to the limestone content in the ore exceeding 15%, which helps reduce environmental risks associated with tailings disposal. From an economic perspective, the required investment for implementing the system was 18,500 USD, considered affordable given the magnitude of the environmental and operational benefits. Overall, the study concludes that implementing a closed water circuit in polymetallic mineral processing plants not only enhances metallurgical performance but also strengthens environmental management and promotes efficient use of water resources. Wed, 01 Jan 2025 00:00:00 GMT http://hdl.handle.net/20.500.14076/28966 2025-01-01T00:00:00Z http://hdl.handle.net/20.500.14076/28965 Título : Estudio del sistema de clasificación y circuito de flotación de plomo para incrementar la recuperación de plomo y plata en un mineral polimetálico Autor : Dávila Torres, Anthony Edgar Resumen : En planta concentradora de Minerales se cuenta con etapas fundamentales para el procesamiento de minerales de los distintos productores, lo que implica un estudio exhaustivo para poder incrementar la recuperación y grado de los concentrados, una de las etapas más importantes es el proceso de clasificación, así como las recirculaciones de las espumas de flotación en el circuito de plomo, en otras palabras, el diagrama del proceso del circuito de flotación de plomo. El presente estudio se realizó en la planta concentradora de minerales con capacidad de 400 TMH/d. Se realizaron muestreos del nido de hidrociclones, muestreos de toda el área de flotación, así como el área de chancado para conocer el estado inicial, se comprobó que tenía falencias en el circuito de flotación y en el sistema de clasificación como una excesiva carga circulante superior a los 400%, una baja eficiencia de clasificación de 42.69%, por lo cual se empezó a evaluar diferentes parámetros como la granulometría en la clasificación, porcentaje pasante malla -200, la carga circulante con densidades de pulpa como una referencia y las leyes de ingreso y salida por celda según el diagrama de flujo del circuito de flotación de plomo. El problema principal es la baja recuperación de plomo y plata, inicialmente se tenía una recuperación de plomo en promedio de 86% y una recuperación de plata de 87% el objetivo del presente estudio consiste en incrementar las recuperaciones realizando modificaciones en la recirculación de espumas en el circuito de flotación e incrementar la eficiencia de clasificación, así como encontrar las mejores condiciones de granulometría a flotación.; The Minerals concentrator plant has fundamental stages for the processing of minerals from the different producers, which implies an exhaustive study in order to increase the recovery and grade of the concentrates. One of the most important stages is the classification process, as well as the recirculations of the flotation foams in the lead circuit, in other words, the process diagram of the lead flotation circuit. The present study was carried out in the mineral concentrator plant with a capacity of 400 TMH/d. They were demonstrated from the hydrocyclone nest, they demonstrated the entire flotation area, as well as the crushing area to know the initial state, it was verified that it had shortcomings in the flotation circuit and in the classification system as an excessive circulating load higher than 400%, a low classification efficiency of 42.69%, for which different parameters such as granulometry in the classification, -200 mesh passing percentage, the circulating load with pulp densities as a reference and the entrance grades began to be evaluated. and output per cell according to the flowchart of the lead flotation circuit. The main problem is the low recovery of lead and silver. Initially, there was an average lead recovery of 86% and a silver recovery of 87%. The objective of this study is to increase recoveries by making modifications to the recirculation of foams in the flotation circuit and increase the classification efficiency, as well as finding the best granulometry conditions for flotation. Wed, 01 Jan 2025 00:00:00 GMT http://hdl.handle.net/20.500.14076/28965 2025-01-01T00:00:00Z http://hdl.handle.net/20.500.14076/28682 Título : Evaluación del efecto de tamaño de partículas en la recuperación de minerales sulfurados de cobre por flotación Autor : Cardoso Gamarra, Niels Bohr Resumen : El presente trabajo de investigación titulado "Evaluación del efecto del tamaño de partículas en la recuperación de minerales sulfurados de cobre por flotación" se enfoca en analizar el impacto que presenta el tamaño de partícula en el proceso de recuperación de minerales sulfurados de cobre a través de flotación. Este proceso es crucial para la industria minera, ya que el tamaño adecuado de las partículas es un factor determinante en la eficiencia de la separación de minerales valiosos y la reducción de pérdidas en los relaves. El estudio se centra en la evaluación de tres tamaños diferentes de partícula P80: 192 µm, 150 µm y 100 µm, mediante pruebas metalúrgicas, considerando variables como el índice de trabajo (work index) y el grado de liberación de los minerales sulfurados. Las pruebas de flotación batch permitieron determinar cómo el tamaño de partícula afecta la recuperación del cobre en concentrado, mostrando que tamaños de partícula más pequeños, aunque liberan mejor los minerales, pueden reducir la eficiencia de recuperación debido a la generación de ultrafinos que interfieren en el proceso. Los resultados obtenidos muestran que el tamaño óptimo de partícula para maximizar la recuperación de cobre se encuentra en un rango específico, principalmente en el rango de las partículas gruesas (185-192 µm), que generan mayor contenido de finos de Cu, a pesar de que las recuperaciones no sean altas. Obteniéndose recuperaciones de 95.64% para un tamaño de 100 µm, 94.36% para 150 µm y 93.29% para 192 µm, con un contenido de finos de 48.74 t de Cu para una recuperación 95.64% y 70.12 t de Cu para una recuperación de 93.29%.; This research work, titled "Evaluation of the effect of particle size on the recovery of sulfide copper ores by flotation," focuses on analyzing the impact of particle size on the process of recovering sulfide copper ores through flotation. This process is crucial for the mining industry, as the appropriate particle size is a determining factor in the efficiency of the separation of valuable minerals and the reduction of losses in tailings. The study focuses on the evaluation of three different particle sizes (P80): 192 µm, 150 µm, and 100 µm, through metallurgical tests, considering variables such as work index and the degree of liberation of sulfide minerals. Batch flotation tests were carried out to determine how particle size affects copper recovery in the concentrate, showing that smaller particle sizes, although they improve mineral liberation, can reduce recovery efficiency due to the generation of ultrafines that interfere with the process. The results show that the optimal particle size for maximizing copper recovery is within a specific range, primarily within the coarse particle range (185-192 µm), which generates higher copper fines content, despite lower recoveries. Recoveries of 95.64% were obtained for a particle size of 100 µm, 94.36% for 150 µm, and 93.29% for 192 µm, with fine copper content of 48.74 tons for a 95.64% recovery and 70.12 tons for a 93.29% recovery. Wed, 01 Jan 2025 00:00:00 GMT http://hdl.handle.net/20.500.14076/28682 2025-01-01T00:00:00Z