78296365 Tesis Disea o de Planta de Extracion de Oro y Plata Lixiviacion Con Tiosulfato

JDISEÑO DE UNA PLANTA DE EXTRACCIÓN DE ORO Y PLATA POR LIXIVIACI~N CON TIOSULFATO, EXTRACCI~N POR SOLVENTES Y ELECTRODEPOSITACI~N.

PARA LA OBTENCIóN DEL TÍTULO: /LICENCIATURA EN INGENIERIA QUÍMICA

PROYECTO PRESENTADO POR:

LON SO GÓMEZ ALEJANDRO R. CERVANTES ESCAMILLA JOSÉ ANGEL MENDOZA MUÑOZ PATRICIA ORTIZ GARCIÁ MARIO F.

% GRETCHEN T ~ A P I D U S &VINE ASESOR

México D.F. a 7 de Septiembre del 2001. -

JNDJCE

I.PLANTEAMlENT0 DEL PROBLEMA 2 2 5 9 5 6 4

2.OBJETNO GENERAL 5

3.INTRODUCClÓN. 6

4.CONCEPTOS 8 4.1 PREPARACl6N~DEL MINERAL 8 4 2 LMIvIAam- 8

4-3 METODOS DE QPERACI~~N-Y EQUIPO- 5 4.4 EL PROCESO DE CIANURACIÓN CONVENClONAL 10 4.5 LlXlVlAClON CON TIOUREA 11 4.6 R E A C C l O ~ E s C O N ~ T I O ~ W 1 I F A ~ ~ 1-1

4 7 EXTM-CaÚN-POR SOLVENTES- 13-

4.8 EQUIPO UTILIZADO EN LA EXTRACCIdN. 16 4.9 ELECTRODEPOSITACI~N 16

5. MARCO ECONdMlCO 19

5.1 VISION MACROECONOMICA. 26 52- PK~DUCCI~N-~~NEKO;M~-L~RGICA NACIONAL. 2 T

&3- PRoDUCCrbN-MIMERO-NIETA~~~~CA.-DEL ESTAQQ.DE GUANAJUATO 32

6. PROCESOS EXISTENTES PARA LA OBTENCIdN DE ORO Y BLA m. 33

6-1 PROCESO RE CIANURACION 33 6.2 PROCESO PROPUESTO 33

7. PRACTICA EXPERIMENTAL 36 TI- PFtWARACl6N-DR MlNERX 36

7.2 DlGESTlbN- 36-

7.3 LlXlVlAC10N. 37 7.4 ESTABlLlDAD DE TIOSULFATO. 38

7.5 EXTRACCI6)N (EXbaGGidn y despojo). 39

LKWR-SmAD ALU'bYOMA M!?TI?OPBL!T.A_NA I 3

7.6 ELECTRODEPOSITACI6N 42 8. RESULTADOS OBTENIDOS EWLA PARTEEXPRIMENTiQL. 44

9.l&" DE LA PLACVTA. 56- -

10. DESCRIPCION DEL PROCESO 58 10.1 SECCION DE LlXlVlAClÓN 58 10.2 SECCClON DE EXTRACCJÓN Y DESPOJO. 59 10.3 SECCION DE ELECTRODEPOSITACION 59 1-0.4 VARIABLES DEL PROCESO 59 10.5 LAYOUT 62

11.ESPECIFICACIONES DEL EQUIPO 63

I I .I REACTOR DE LlXlVJAClÓN 63

I I .2 TORRE DE EXTRACCIóN 64 1-1.3 TURRE DE DESPOJO 65

12- POTENCIAL ECONOMICO 66 12.1 BALANCE DE MATERIA 66 12.2 COSTOS DE MATERIA PRIMA 68 1-2.3 POTENC~IAP ECON0II;ICICO 68

12.4 ANALISIS ECONOMICO 70 13. IMPACTO AMBIENTAL 73

13.1 MANEJO DE DESECHOS GENERADOS POR EL PROCESO. 73

14. SEGURIDAD INDUSTRIAL 74

14.2 SULFATO CUPRIC0 (CUSO~).~ H20 82 14.3 ORO (Au): 84 14.4 SULFURO RE PLATA (Argentita AaS).: 85 14.5 COMPOSICION DEL MlNERAL CONCENTRADO 85 14.6 CYANEX 302 86 14.7 DECANOL. 87

14.8 QUEROSENO 88

LWVFR-SILIAD ALV6Yrr" MFTROPCIJITA-NA d ?

15. AP€NDIC€. 92 1-5.1- PROCESO DE REACCI6N- 92 $5.2 ABSCRCIÚMAT6MICA. 94

253 OlSEkO DE C Q L U W S DE EXIRACClhL 95 15.4. CALCULO DE BOMBAS Y TUBERíAS 1 O0 15.5 CÁLCULO DE LA POTENCIA DE LOS AGJTADORES PARA LOS REACTORES DE LtXWtACth *02 15.6 ESCALAMIENTO DEL REACTOR ELECTROLITICO. - 104 15.7 MÉTODO PARA LA OBTENCIóN DE LAS GFtÁFlCAS DEL COMPORTAMIENTO DEL REACTOR DE LIXIVIACIÓN (MODELO

15.8 CALCWeQ DEL & L W ECOf46MICO 2Q7 26. BIBUOGRAFk fZ6

DE-WcLK)DECRE€rnTE) 405

1 .PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

En la mina “Las Torres”, la obtención de oro y plata se realiza utilizando el proceso de fundición (pirometalurgia) sobre el mineral concentrado.

El gasto de energía de este proceso es elevado y la emisión de gases contaminantes a la atmósfera es considerable, debido a que el mineral concentrado contiene compuestos sulfurados.

El objetivo del presente proyecto es diseñar un proceso que sustituya al de la fundición, basado en la lixiviación del mineral concentrado utilizando tiosutfato de amonio como agente tixiviante y sutfato cúprico como oxidante, seguido por la recuperación de los valores mediante la extracción por solventes y electrodepositación.

La ventaja que conlleva el uso de estos reactivos, es su bajo impacto ~ b k f l h ~ - y SU- €OStO F e d U € k b .

2.OBJETIVO GENERAL

Encontrar un proceso para la obtención de oro y plata, a partir de un mineral concentrado, por lixiviación c o n tiosulfato.

Seleccionar el agente extractante que reaccione selectivamente con los metales OTO y plata..

Diseñar una planta para la obtención de oro y plata a partir de un concentrado mineral, utilizando etapas de lixiviación con tiosulfato y extracción por sotventes y etectrodepositación.

Evaluar la factibilidad y economia del proyecto.

3.INTRODUCCION.

Históricamente el oro y la plata han jugado un papel fundamental en el desarrollo económico a nivel mundial. Debido a ello, los procesos utitizados para extraertos, se han venido desarrottando desde tos inicios de culturas como la china o la egipcia (aproximadamente desde 4000 A.C.).

Su importancia ha radicado en el valor inherente al metal y en su facilidad de manejo, por ello han sido utilizados para fabricar monedas y joyas en general. Su vator ha sido tan atto, que ha ttevado at hombre (generalmente europeo) a realizar enormes expediciones en busca de estos metales preciosos.

Debido a su importancia, el hombre ha buscado la manera de mejorar los procesos de extracción, aumentando la calidad y disminuyendo el costo. En ta actuatidad existen con varios tipos de procesos que se pueden agrupar como se muestra la figura l.

c

c.

Obtención de oro y plata- a partir de Mineral concentrado

I ?

t 1.

r t f

Hidrometalurgia Electrometalurgia Pirometalurgia .r i

Figura.? Procesos utilizados para la obtención de oro y plata a partir de un mineral concentrado.

LXWRSIl?.a_n ALTbNOM.4 hrfFTRQPOLITAN.4 7

En los procesos de pirometalurgia y electrometalurgia, el gasto de

menos atractivos y más costosos. En cambio, en la hidrometalurgia los gastos de energía son pequeños en comparación. Además, los

energia y kt mis&? de gases contminantes bs- k m cada vez

COntamkMIkS- Se p M € h FTIiWkH al- UWZaF SUS&t€bS M) %&as.

Dentro de la hidrometalurgia, la lixiviación es el proceso más utilizado. Treybal define la lixiviación como: " la disolución preferente de uno o m& componentes de una mezcla s W a por contacto con un disolvente liquido".

Este proceso es utilizado debido a que la mayoría de los minerales útiles se encuentran en forma de mezclas con grandes proporciones de componentes indeseabtes.

La lixiviación se puede realizar utilizando diferentes complejantes para el o los metales de interés. El cianuro es un ejemplo claro de ello, aunque en tos úttimos años se han tratado de encontrar atternativas, como son la lixiviación con tiourea y lixiviación con tiosulfato.

La lixiviación con tiourea ha demostrado ser factible, ya que se logra un buen porcentaje de recuperación en comparación con el de cianuro. Su principat desventaja es que et medio es ácido, lo cuat implica el cambiar un número considerable de equipos e instalaciones, por lo que la industria minera muestra poco interés en su implementación. Además ta mot6cuta de tiourea tiene poca estabitidad quimica en medios oxidantes.

El propósito de este proyecto es llevar a cabo una investigación de lixiviación con tiosulfato. Este sistema tiene la ventaja que el medio que se utitiza es atcatino, con et que se está bastante famitiarizado en la mayoría de las plantas de extracción de oro y plata. Además, su costo es menor que el de la tiourea y su estabilidad es mayor.

Para la recuperación de los iones metálicos, estudios anteriores han

el tiousulfato como para precipitar los metales. AI momento de la recirculación se tiene que volver a oxidar toda la solución ante de

Wft@&O €efll&W& UtkrtndV C&e kTl&&k:O, FFa FedtJ€k

h bXhkC&, d- €Ud- S W b UR W m S O k O S h b k .

Para evitar lo anterior se propone reemplazar la etapa de cementación

una técnica probada en la industria para purificar y extraer los iones metálicos, que seguido por el despojo y la electrodepositación pudiera F ~ S U H ~ F wonhicamen#e a t ~ ~ t i ~ a .

OfFi) gUe r)o FWUkFst 1st FedtlCC&I. &Fa€C&? pOF S d V B l k S eS-

$.CONCEPTOS

4.1 PREPARACIóN DEL MINERAL

De la explotación del yacimiento se extraen las menas. Estas son una

más elementos. Generalmente en ella se encuentra pocos metales nativos tales como: oro, cobre, plata, platino, mercurio y estaño. Mas

estables.

W Z C k de miFWak§ de b S gUe Se puede exfFH €OF) pFOV&W UM) O

bien b S FWbb S e W I C M t F i t T t H t fOFma & E=WnbinaC=bWS .qUimhS

Las menas se componen en la porción relativamente rica del metal que se desea obtener y el resto se le conoce como ganga (rocas, silicatos o catizas).

Se hacen pasar las menas a un proceso de molienda, haciendo uso de molinos de bola con la finalidad de obtener partículas pequeñas. En este trabajo se usó el mineral que está comprendido entre las fraccidn -3QQ +4QO cuadros de malla por p1g2. la reduccidn de tamaña tiene la facilidad de facilitar las operaciones de enriq.uecimiento del mineral, y asi aumentar fa velocidad de fixiviación, de esta manera las partículas solubles quedan accesibles al disolvente.

La lixiviación es un proceso de separación mediante una disolución oxidante en medio acuoso en donde se extrae un ion metálico. En ella se ltevan a cabo reacciones heterogéneas sólido-liquido en donde existen procesos de transferencia de masa y difusión de reactivos y productos y reacciones de oxidación.

Las variables que influyen decisivamente en la elección del lixiviante §fX? b S S Q U h k S :

a) Naturaleza de la mena o del material que hay que disolver. b) Posibilidades de regeneración de la solución lixiviante. c) Precio d)Acción corrosiva del agente lixiviante y condiciones ogeracionales tales como temperatura, el tiempo de contacto, la concentración y el pH. tos mas utitizados son las disoluciones de sates en agua ( sutfato férrico, carbonato sódico, cloruro sódico, cianuro sódico, sulfato sódico, tiosulfato sódico, etc.).

En cualquier procedimiento de lixiviación hay tres factores importantes: l. POBF el- disolvente en contacto c m d- mat&# que se ha de tixi~i-a~, con el fin de permitir la disolución de metal. separar la solución formada del residuo sólido, y recuperar el metal de Ca soCwi6n. Lo cm&n es- F & ~ Z ~ F estas- opxaciones- en d- orden indicado si bien a veces se invierten las dos ultimas etapas.

Para la extracción de oro y plata se emplea casi exclusivamente. a nivel mundial d- &todo de la ~ i ~ ~ . t ~ ~ i t j n a W S ~ F de st) toxicidad y riesgos a medio ambiente

4.3 METODOS DE OPERACIÓN Y EQUIPO.

La operación de lixiviación se puede llevar a cabo por loteso en CO>ndEbneS Cmtinuas. El equipo Util" depende de la fwma f i s h . de los sólidos así como su manejo y costo.

El mineral utilizado son partículas finamente dividida, que son

el más utilizado por la industria metalurgica. Estos son construidos de varios materiales y cubiertos con un material inerte dependiendo de la s o k i n de zjxiviaci6fl W F ~ evita-^ Ca W F F O S ~ ~ dd- tanque, y a.si disminuir su desgaste. La agitación se produce pasando un flujo de aire a través de la suspensión (las burbujas de aire ascienden a través dd- tubo €aUS-& d- fklp as€en€mte de hqU* y S&&

suspend*as en soCu€i&? debido a cs, agita€i6fl. El tanque Pa€hwa.es.

4.4 EL PROCESO DE CIANURACIÓN CONVENCIONAL

El primer uso comercial de cianuro para el extracto de oro estaba en la Mina Co~orta en Nueva Zda& en %89-, y las apkaciones en A f ~ b del Sur y los Estados Unidos siguieron poco después.'')

La química de la disolución de oro y plata en soluciones de cianuro

. Aunque los rasgos globaies de las reacciones invoiucradas se conocen, hay todavia incertidumbre con respecto a los detalles de

rtkt=alina~- ht=a S& CkSde t ? f l f D ~ ) ~ ~ . s-M~o de i n ~ e ~ t @ ~ k h ~ ~ n ~ t d ~ a M e

algums aspectos del m a n i s m M- pfweso.

El éxito notable de cianuro como lixiviante se debe a la estabilidad enorme del ion del dicianurado . Esto permite que el oro pueda ser

(0.01M ). La seiectividad del proceso, es debido a que la estabilidad de la mayoria de los otros cianocomplejos de metal es mas baja que el ion aurwianuro. Esto a st) vez p~opo~~bna beneficios- a la w0r)Omiif del proceso, debido a que el consumo de cianuro por otras reacciones de complejación de metal es normalmente insignificante..

kXiVi& ef¡t3ZFTW% if CQFKWttFKbFES f7lt))! b*aS de C&tt)FO

En contraste con cianuro, todos los agentes lixiviantes a.lternativos que se- han p~opwsto (haliides, titxtfea, tiosttkto, d- tkianato) ofo forma iones considerablemente menos estables que el aurocianuro (TABLA 1). Por consiguiente, para estabilizar éstos complejas en

necesario emplear concentraciones del lixiviante más altas (normalmente O. I - 1 mol dm-3).

S&X%t'l XX.lOSa, )! paFa WFaF PFOpOfCbWS k>tiVknkS m t @ h S , eS

Un pH alto tambien es necesario por la seguridad y las razones

se purga el lixiviado durante la agitacibn aérea vigorosa. e€mdmkas, d e b ¡ a que HCN es un gas voc&til y aceflemso dd que

TABLA 1 , Constantes de estabiJidad para la seJección de Au (J)(2)

4.5 LlXlVtAClON CON TIOUREA

La lixiviación con tiourea para la recuperación de metales preciosos (Au . y. Ag 1, tiene .ventajas .sobre el proceso de .lixiviacib .con .cianuro ya que tiene bajo impacto ambiental. Además, que la tiourea es 'un compuesto totalmente degradable.

Trabajar una lixiviación con tiourea implica trabajar en medio ácido, donde a pH 2 se obtiene un porcentaje considerable de recuperación. Sin embargo este proceso también presenta desventajas importantes tales.como et alto costo de la materia prima, implicando que aumente el- costo del proceso. La poca solubilidad con los complejos. metálicos. hace que sea necesario utitizar .grandes cantidades de sotucih. Finalmente la degradación irreversible sucede fácilmente a altas concentraciones de oxidantes.. Por lo anterior se. descarta el uso de. tiourea para esta proceso

4.6 REACCIONES CON TtOSULFATO

DIurante la lixiviación de metales preciosos con tiosulfato, algunas reacciones quimicas que. involucran disolución, oxidación y comptejación tienen lugar. Sóto unos cuantos agentes oxidantes, como los. iones. de cobre, son adecuados en sotuciones amoniacales. Por ejemplo,. el oxígeno gaseoso no funciona. eficientemente. para la oxidación det oro en este-sisterna.

En 1981 Toza~a(~ ) demostró la influencia del ión cúprico sobre disotuciones de metates preciosos, encontrando que en ausencia de éste no presentaba la disolución de los valores.

La quimica del sistema amoniaco-tiosulfato es muy compleja, debido a

tiosulfato, la pareja reductora Cu(l1)-Cu(l) y la posibilidad de que se den reacciones de descomposicion oxidativa del tiosulfato.

1.a pfesenda Simu1tanea de cmpkps hgandos c.mo d monia€o y el

El equilibrio redox entre la pareja Cu(l)-Cu(lI)en solución amoniacal están representados en la .sigu.iente .reacciQn.

Cu(NH3)?+ 3S20?+ e- -+ C U ( S ~ O ~ ) ~ ~ + 4NH ................................................... (1)

6erezowsk2 encontr6 que la siguiente reacción muestra el papel d e l ion Cu(tt), presente en la forma de comptefo tetramimen la oxtdacitjn del Au metálico al ion Au(1).

AU + 5 S2032- + CU(NH~):++ A~(S203)2~ + 4NH3 + C U ( S ~ O ~ ) ~ ~ ........................ (2)

El complejo aurotiosulfato es la especie más estable en el sistema

amoniaco. -lixi-viante .a .un pH de 8.5-1.05 de . a c u e r d o 8 .la comWa&n de

Pa.ra el caso de la plata, la química es diferente, cuando la plata se encuentra .en los minerales como argentita (Ag2S). Para .que. la .plata se separe det azufre y forme complejo con et tiasuffato, es necesario oxidar el azufre o que sea sustituido en el latice de sulfur0 por otro ion rnetál-ico .paca. así dejac libre .al ion Ag'.

Flett et. Af4! propuso un mecanismo para la reacción del Ag2S ,con el tiosutfato en presencia de sulfato cúprico. En reatidad ta función det cobre en el proceso es la de sustituir a la plata, según concluyeron Briones y lapidus'2). l a reacción propuesta por Flett para la oxidación de cobre es la ,si-@ente.

5.(NH4)&03 + 2CuS- C U ~ S ~ O ~ ~ ( N H ~ ) S ~ O ~ + (NH4)2S04 + (NH4)&06 ....... (3)

Posteriormente, la reacción que se lleva a cabo con el sulfuro de plata es de sustituci6n en el latie .del .sblido

Es- importante notar que para el sulfuro. de plata no se necesita ningú.n oxidante.

Si se aumenta la concentraci6n de tiosulfato, en la extracci6n de plata, 'para -un .mismo ,tiempo de lixiviacitin, el-porcentaje. de: ptata extraido, aumenta. En cuanto at cambio de la concentracibn de sutfato cúprico, el comportamiento. es- similar.

Una vez obtenidos los iones Ag' en^ solución acuosa- es necesario utilizar una proceso que permita separar a la plata de los otros metales y eventualmenteobtenerla en su estado .met&Ti.p,. Lo ÚJtimo se logra al someter a dicha solución a un pro&so dé 'electrótisis, por lo que es necesario separar a los. iones. Ag+ de. los. demás componentes. de. la sotuci6n acuosa. Para este propósito se utitiza un proceso de extracción por solventes,

4.7 EXTRACCIóN POR SOLVENTES

La extracción por solventes es un método en el que se usa principalmente extractantes. líquidos orgánicos. para. remover selectivamente et oro ,y la .plata de soluciones acuosas. €t extractante se disuelve en una matriz de soporte orgánico, como .kerosene..

U proceso.consiste en la transferencia selectiva del metal "de la fase acuosa, en la que se.encuentra .a una fase orgánica. Lo. anterior está definido por la siguiente ecuación:

M + E ' M€" - - ....................... (5)

Donde E esel agente extractante y ME es el compuesto formado el cual, es. únicamente . soluble et3 la. fase orgánica. Este pl-oceso está. dominado por et eq.uitibrio ,y et alcance de la extracción estará dado por la tendencia del equilibrio hacia la derecha de la ecuación 5-.

't. Extracción por intercambio iónico: donde el i6n metálico o. el complejo -metálico es adsarbido sobre sitios específicos en la molécula extractante en base a su carga .y tamailid. Normalmente los. extractantes son aminas con propiedades similares. de intercambio. ibnico. o.-resinas.con grupos.funciona1 amino.

2. Extracción por solvataciQn iónica: donde las moléculas

encuentra alrededor de. 'los iónes met$iicos en sólucion, solubilizandose en la fase .orgánica. Normalmente se utilizan .eteres, cetonas y .algunas m.o&das fosfatadas.

,emCta?tes reemplaran del .ag.ua de .sohtatacitkn que

En la - actualidad los. compuestos más- utilizados. para la mtracciQn de Ag' , son aquellos que contienen- fósforo. y. azufre. debido, a.. ta. afinidad de éstos por la plata, por esa razón se han introducido a la industria metalurgica compuestos. orgánicos- conocidos. como. Cyanex (Tablaal, los.cuales son los.q.we:p~esenta.n.malyor afinidad.-por los-iones-plata..

(C&&P(S)SH Liquido P.M. 322- verde

- 86 (I'

0.92

0..95.

0,93-

Selubiiidad en agua [rngllt) 16

* usbls . -. '

Separacib n de Co/Ni, tierras raras. Otraccibn deZn Preferntem ente para metales pesados, a ptk2 en presencia de metales atcatinos y tierras atcatinas. Semejante at Cyanm 272

t Valor reportado @ 24°C II Yalar ~rep,ortado @ 25°C Ill Valor. reportado @ 5QPC

. En la industria metalirrgica se-utilizan procesos.continuQ~s.en la .e~mcci.bn .po~.s.~lverttes, ya .que .de .esta manera .tiene ventajas k t k s como:

Gontrot de inventario- .. “QperaciQn automatizada.

Permite el. USQ de extractantes can lenta ci.néti.ca de extfaccidnL .Contra corriente - d e extracciones y separaciones.

-Es necesario .que las dos fases líquidas sean inmiscibles .entre si, para que el-pro.ceso sea .rentable

€31 10s procesos metalúrgicos, un segundo- .proceso. e s - requerido -para la .recuperación del -metal que involucra-la transferencia del-metal de .la fase -oganica a -una nueva fase acuosa. Esta -etapa se conoce -como despojo. y es el proceso- inverso a ta- exhccibn, por lo- que s e . requiere que el equilibeio de la ecuaci6n 5 se desplace hacia la -izquierda- -La soluci6n acuosa -de despojo -se -pasa a -una -etapa de electrodegositación para- recuperar el. a los metales-.

utilizan columnas d-onde ¡as fases- se ponen en contacto- por- la- caida de ~ la .fase pesada a través de la fase -menos densa. En algunas casos ~ tas columnas son agitadas para favorecer -el-contacta de fase, dicha agitacicin puede darse por. agitadores mecánicos- 6.- platos -reciprocos.

M"' --+ .m- M ........................................... -fe) La .cantidad .gmol .de depósito ( .(m)m), estara -dada po,r:

- * * m - (I t)/(n F) .._1..4.....I* ............................................................... ... .... .... ..-(7)

ha ecuación (7). es a-ta3da c 8 m o . ley de F-araday y es- aplicable .a cualquier electrodepositaci6nI -no solo a -metales.

U gdenciat de etectrodo. se determi.na tomando. CQMQ base el electrodo -normal de -hidr6geno, -al cual se le -asigna de-fma arbikwia -un vat'or -de .O;OOV; -De- -esta forma, s i -se construye -una celda camguesfa- de- un etectrodo- Cte hidrógeno. y de un- segundo- dectro$o- de ' -metal M(M"'/M), sumergidos en una sotucibn de M * + + , de concentraci6n .igual a uno, -es -posible medir -et- potencial- -entre los etedrodos- de la celda y Csebido- a- que al eIect.roda- de hidrógeno. s e . le asignó -un valor de -0-00, entonces el -potencial de la celda es e[ potencial del- .electrodo -metAtico. -De -esta manera ,si -et .electrodi, metáJicQ.. tiende a perder: electrones más- fdcilmenteque e l . hictrógeno. se le asigna -un -potencial -negativo, de lo contrario su potencial será positivo.

Debido- a- gue es poco- práctico.-tcabajar con- potenciales e&ndar con -respectro al -hidr6geno, se -ha aceptado -una convencibn .que asigna a -la -fuerza -electromotfit -(E) un signo Wque

AG.= -nF.r, ................................................. (84.

"Finalmente para .determinar .el potencial que se .debe aplicar -en una .Ce.fda..se .d.&e . w a . k a .eamcitjn .de M&

E =EO --(RT/FIF) cm.. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .p)

-Es .claro que si los potenciales .de .dos .especies se .encuentran muy

'intentar separar t o s componentes de una mezcla liquida cuando sus -puntos .de ebutlíci6n son -muy cercanos-

&-os, d%i&~ Sepafsbs .m&- f&e&&Klsls. €S s m - a

Fuente: www.minas.com.mx

Fuente: wwwminas.com.mx

U

14 Fihpinas 34 35

F-ente: Gold Fields Mineral Service Ltd

l. 1 I

I 1 I I I 1 I

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o 1994 1995 1996 1997 1998

En este proceso el oro y la plata se encuentran en un mineral pF€?vime k F i k m € b * s m w esfe a wa etapa de r"b Pam obtener particutas de diametro menores a 65 pm. Se envían posteriormente a un proceso de flotacibn, donde la espuma rewpada emtiem el- mineal- e m a d o m ofo y @-ata. Esfe es sometida al proceso de cÍanuraci6n. E1 complejo formado soluble es sometido a una precipitaci6n con zinc, el sbfido e.s enviado a ek&"rn pafa F e € u p e f a f 10s l T & a k pfecimos.

6 2 PRQCESQ PROPUESTO

U procesa con. t i ~ ~ ~ l h t ~ puede mnsi.&arse C Q ~ Q n.o WCQ- La lixiviación con este agente extrae pocos cationes ajenos a la reacciirn de inter&, lo euaF se traduce en un iinpacb -ambkn€al menor. La soLci6n. de ~LQSUE~&Q de ~ Q O ~ Q , s~lubib. al QSQ y it la p k k mm.~ complejos anicinicos estables en un amplio intervalo de pH . La presencia de -amoniaco, disminuye e$ efecto los bxidos de hierro, sikes, SEGX~QS y W ~ Q ~ & Q S + l ~ s mineras más CQKII~~.WI& encontrados en l o s yacimientos de oro y plata. Otra de las ventajas, es el hecho de que et -agente oxidank necesario para $War el oro a Au(I) es el CL@).~ LQ cual permite eL USQ d a este IMviante ~ . W Q en. minerales con altos contenidos de Mn, lo cual no es posible si se usa ctanuro como iixivian€e.

U Kll.hld CQM&&Q gUe W Qh&tle deSp&S C k PaSar pot: el proceso de flotacibn es et punto de partida del proceso propuesto. fste concentrado se pone en con€ado con e{ -agente Iixiviante ( ~ ~ Q S U M Q de amonio). y el agente -.te (suEah ctipt:i.c~).~ en. sotución acuosa. De esta manera, el oro y ta plata presentes en e( concentrado, son lixiviados, y se solubfiran fmmando mpkfos .

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iCONCENTRADOj

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3

7. PRACTICA EXPERU"NTA1

El mineral ~an.~=entrada utilizada en. tadas las experimentas fue proporcionado por la Compaiíia Minera Las Torres, ubicada en el estado de Gttanajuato.

Se tankú el mineral en hhedo usanda matk del nhera 3 OO,200,3O0,4OO ( 3 49,74,53,38 p m , respectlvarnente), alcanzando de esta mama ka separackh de 1% Mkfentes tam&vs de p&k&as presentes en el mineral concentrado. El mineral utilizado en la lixiviacibn fue el que se recuperb entre las mallas 300 y 400, mmespondtente a m htnafio de 38-53 pm.

Para apk-car esta &mica es n e ~ = e ~ i ~ g u e . LQS mefales se encuentren. disueltos en una solucibn acuosa. Para lo anterior a O. 1 g de muestra se agregan 200 m1 de -acid0 nitrico concentrado. Se carente dicha s~lu~iQn hasta e ~ a p ~ r a 250 m1 id^ y el re& es afa~ado a 200 ml con agua desionizada. Las cantidades encontrada en et minera{ concentrado se repolfan en La Tabla 6-

Se. prepair una soluciirn de tiosulfato y sulfato [email protected] y un agente. estabilizador (EDTA) ajustando a un pH de I O con hidrbxido de -arnonio. A pH menores de T ef €iosuffa€o sub degradaeicin.

SOPORTE

figura 11. DisposiWo utflizado en las Cixiviaciones.

Tabla7. Parámetros utilizados para la reaccibn.

Se tomaron muestras a intervalas de tiempa de.sesenta minutus, can una pipeta graduada de 2mí. Estas se colocaron en tubos de ensaye y se diluyeron con ?Om1 de -agua desionkada. Posteriormente fas muestras ciit-uidas fueron analizadas en un especk6metro. de absarci6n ath ica de fama (modelo Varian SpectrAA-20) para deteminar ía eantidad de partes por mitldn (ppm) de pfata presente en fa solucidn de liwiviact6n..

Se propusieran el &cid0 citrica, &elda. a&tSca y EDTk. eli.$éndase este último debido a la posibiíidad de trabajar con él a pH mayores de 7. Se realizaran pruebas de estabil.idad a la sol-uci6n liXi\rht.e a diferentes concentraciones de EDTA por el método de yodometria, eí cual se encuentra descrito en el Vogef?

Las parámetras utilizadas para la determinaci6n d e . esWi"kiad se muestran en la Tabla 8.

I

Soluci6n 10.2 M SZOS" '0.05 M cu** lm.5 M cu*+ '0.05 M Cu" lixiviante 0.2 M 520;- 0.2 M S20:*

0.025 M EDTA '0.05 M EDTA

Las condiciones de presián y temperatura fueron las mismas para cada una de ia tres pruebas a 25 "C y 560 mmHg.

En la ebpa de extraccibn se utilizaron los edracbntes (Cyanex 473 ),

trimetilpent~l~~ofosf6nico (Cyanex 3021, los cuales fueron proporcionados por Cytec (Cyanamid), cada una con una pureza del 85%.

áCid0 ~ 2 ; 4 , 4 - ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ ~ [ C Y ~ X m?), M i df-2;4,4-

Estos se.diluyeron en una solucián de.& 10% V N de decanol (Sigma con un 98% de pureza) en keroseno (Baker) o toiueno, para obtener soluciones O. f M de cada Cyanex.

Se realizaron pruebas de extraccián con cada una de las soluciones orgánicas y con una solución acuosa (solución lixiviada) con las proporciones mostradas en fa Tabla 9.

a la solución acuosa.

PROPORCIONALES PARTES DE LA SOLUCldN PROPORCIONALES 1 ORGANICA. DE LA SOlUCKh

f 4 t I

I

1 I 2 I 1 4

las condidones en las que se realizb la extracción se muestran en la Tabla IO.

O. 1 M de tiosuifato

0.025M EDTA

0.025M EDTA - diferentes ppmAg')

Estas soluciones se colocaron en tubos de ensaye y se sometieron a agitaekh constante du~ante t~ehta minutos en un equipo "i-wrist Shaker como el esquematizado en la Figura 12.

Figural 2. Dispositivo utilizado en fa extracción y despojo.

Las fases. se separaron usando. papel filtro para separacibn de fases (Whatman 1 WS). La fase acuosa resuitante se analizit mediante espeetrometria de absoreidn atdmica con et fin de determinar et porcentaje. de extraccibn de. plata

Para reatizar el despojo la fase. orgtinica resultante de la exkaccibn fue puesta en contacto con una solucicin acuosa cuya composicicin se especifica en fa Tabta 1 ?, en retaeidn ?/? con agifaeidn constante durante treinta minutos en el mismo. equipo usado en la extraccibn-

Tabla 1 1.

NH3 Concentrado tM

7.6 ElECTRODEP OSITAC@d

Para la determinación de los parheiros ópiimos en la operación del feactof ektrofktko, se feabzamn las s g u ~ b s pruebas con fa soluch acuosa que se obtuvo de la etapa del despojo, asi corno una soluci6n patrbn de sulfato crjprico (0.2M)con las mismas €orrcerrtfa€iones de fa soki6fl de despoio pefo sin plata.

Se colocaron las soluciones (una a la vez) en una rnicrocelda electrolítica, con un eieetrodo de referencia de sulfatos (€SS), un eon€raetec€rodo de grafito y un eteetrodo de trabajo de acero inoxidable con un d i e t r o de Mcrn, con un flujo. constante de nitrógeno. Se mantuvo constante la agitación para evitar que los fen6menos de transporte enmaseararan la de€erminacidn deí p.otencia1.

Los electrodos se conectaron a un equipo AUTQLAB, eC cual controla todos los parámetros requeridos (potencial, densidad de corriente y tiempo).

Para cada solucidn se deterrnin6. el potencial tebrico. necesario para que realizar6 la reacción de reducción respectiva, como se muestra en ías eeuaeiones, haciendo un barrido de 2.0-a -2;OV.

Ag(l) + e- -+ Ag ................................................ (1 0)

Cu(ll) + 2e' -+ Cu ................................................ (1 1)

La solucibn con contenido de plata fue sometida a una prueba de voltamperomeb-ia c i c b , para deteminar el potencial al cual se reduce la especie Ag(l), así como para verificar la corriente en la cual ocurre el depbsito de plata.

Posteriormente se realid. una macroeiectrdlisis, en un reactor electrolítico con un electrodo de acero inoxidable cilíndrico (3cm de diámetro), por recomendación det departamento de ffeetroqutmiea Aplicada de. la UAM-t, en un equipo. como. el mcstrado. en la Figura 13.

8- RESULTADOS OBTENIDOS EN LA PARTE EXPRIMENTAL.

Los. resultados. de la primera LiiiviaciQn (Figura 14), mostraron una extracción de plata menor ai 5%. Esta observación cuestiona, la estabilidad de ta solución lixiviante, un probtema reportado en la Literatura?

P z- 0.2

0.15

00 0.1-

J 0.05 -/ 1

Fig. t4. Resultado de la prirnea fixiviaciórr.

Al observar el camp.ortamiento de la concentraci6n de tiosul€ato. en presencia Únicamente de sulfato cúprico se deduce que el ion c Q ~ ~ o está oxidando el tiosulfato y formando un complejo fiosutfato -cobre. Esta situacidn impide la formacidn del complejo. maniacal de. tiasulfato-cobre necesario para la reaccidn de lixiviacicin, por la que fue necesario utilizar un agente complejante de cobre para evitar la formacidn del tiosulfata-cobre- Se propusieron el acido. citrico, &cid0

Las resultados de. las pr.ueb.as de. estabilidad se muestran.en la.FQura 15.

I

Figura 25- C.omprtamiento de. la concentracian de tiosui€ata

El siguiente paso. fue. determinar la concentración de EDTA a la cual se iban a realizar las lixiviaciones, ya que a partir de 0.01 M de EDTA se lograba la estabilidad de la solueidn pero no asi la extraeeidn de plata.. Por lo. que se reaLizaron pruebas. a di€erentes concentraciones de EDTA en la solución, asi obteniendo ei porcentaje de extracción de pta€a eon las diferenfes eoneentraeiones de EDTA. Los resulados o.b.knido.s son mostrados en ta Figura 16-

i i

Q 2 4 6 8. TEMPO( min)

Fig- 26- Comportamiento. de las soluciones. lixi\riantes con EDTA en la recuperación de Ag, 10 g. Mineral por litro de sotución Iixiviante.

Como se puede observar, a una concentracibn de 0.01 M de EDTA en fa sotuci6n fixiviante se obtiene un %% de Ag y f u e g o decrece fa conversión de la misma. Con una concentración de 0.05 M de EDTA la conversibn de plab es muy baja (3% de conversibn). A una concentmci6n de 0.025 M de EDTA en la soki6n se &m una conversión del 52% de Ag. Por lo que para las siguientes pruebas se tomb como solucibn lixiviante la siguiente composicibn

Tabla 12. C ión lixiviante.

La Figura 17 muestra la mnversibn de plab contra el tiempo para diferentes cantidades de mimf . Es claro obsewar que fa vekidstd de lixíviaci6n se ve afectada por la cantidad de mineral utilizada. Se observa que para la reaccibn de 10 grs de mineral la conversibn es mayor que e# 35%, en tanto que at aumentar fa cantidad de minerat a 50 grs bajo las mismas condiciones, la conversión alcanza apenas el

LNBrnD-AD. I l r _ r r ~ N ~ ~ ~ . ~ ~ R ~ ~ ~ ~ ~ ~ - ~ ~ ~ . 4.7

15%. Para una cantidad de mineral de IDO grs se observa un compo~amiento sMilar, )o que hace evtdenfe que diha cantidad de mineral alcanza a saturar la soluci6n aproximadamente a 300 ppm de Ag+. Lo anterior implica que es necesario remover la plata lixiviada de ta sotuckjn para obtener una conversicjn elevada o procesar m n o s mineral con una misma cantidad de solucibn lixiviante. De acuerdo a lo anterior se realizo una lixÍvÍacii>n-e>ctraccicin simultanea con recirculación, observandose con esto un aumento. en la conversidn con respecto al tiempo, to cual se observa en la misma figura para la curva de 200 gr de mineral por litro.

Xag vs tiempo

2 4 6 a I O

i t(hr)

I '

fig. 77. Compor€amien€o de fa conversión de pfafa en fas fixiviaciones

Para determinar ei paso. controlante en la cin6tica de. lixiviacidn, se. empleo el modeto de núcleo decreciente porque el concentrado muestra una porosidad baja. Este modelo considera la reaeeibn en la superflcie. exterior de la particula sbllda, desplaz&ndose la reaccion hacia el interior del &tido, dejando inertes y produciendo material convertido. Por to que el tamaiio del núcleo de ptafa sin reaccionar ira disminuyendo. durante el tiempo. de reacción?

EcuacÍBn que presenta el modelo de nlicleo decreciente , para cuando controta el fenhem difusivo es fa siguiente:

pR;

6 D , ( c l " ~ B J t = [1+2(1-X)-3(1-X)2'3] ................................ (73)

donde: t = tiempo., R, = radio de la particula. p = densidad der minera[.

CBo= concentración del metal en el seno del fluido. DEB= Difusividad- efectiva del minera1. X = conversi6.n-

C*B= SOlt tb iUd dkYB clel miM&.

Con esta ewaci6n s e . grafica [I + 2(1 - x)- 3(1 - x)~'~]. vs tiempo p a una concentracibn de 100 gr de mineral para un titro de solucibn obtenikndose la grafica de la Figura 18. Cabe mencionar que se utilizti en et experimento el reactof de reztccibn-extracci6n simultanezt.

.,_._ ._ ...... ". I . . . I _ " ..... ~ ....... .._,_ .. . "- .... r . ...... ..l...... . ~ ........ ........ ... ." ... .- I"" e i

I

!

.I

0.35 f A v

I

!

i r

O 5 10 15 20 25 30 Y W

i

Fig"l8Ajuste de datos. experimentales. al modelo. de nWeo decreciente.

De. acuerda. a l . resultada o.b..tenido. se. demuestra. que. el^ paso. controlante es la etapa de difusiún, considerando una baja

concentracibn en la solucibn. Por lo que se puede usar este modelo cinéticu en la reaccih sMiliquido siempre y cuando. se femueva la plata lixiviada para evitar llegar a la saturacibn. Debido a lo anterior se propuso un prototipo de Iixiviacibn-extraccibn por solventes SimUttaWa.

L0.s resultades ah.tenidas. a. partir del diseiio de. p-rototip~ indicamn. que. la velocidad de lixiviacibn aumenta si es removida la plata lixiviada.

El modelo de nljcleo decreciente fue utilizado para disefiar el reactor para varios tamaAos de partícula : fina cuyo di&mtro es de 3.7~177, gruesa con un diámetro de 15 pm y partículas medianas con un di6metro de 7.6 pm. Se muestran los resultados en la Figura 19.

Figura 19. Ajuste de datos experimentales para los diferentes tamafios de particuta.

A partir de la grafica anterior se obtiene un modelo para los. tres. tamaiios de partículas obteniendo el comportamiento de reactor en euanto al % de Ag lixiviada vs tiempo, mostrada en ta figura To.

Figura 20.Modelo de operacicin de un reactor.

De acuerdo a lo anterior se propone una serie de ocho reaciores batch, co- en paralei0 cm una converskjn m6xima de 90%; a un tiempo de 33 horas. Para optímízar los tiempos e impedir acurnulacibn innecesaria de mineral, cada reactor arrancará 4 horas después d e t inmediato antehr. Como se muestra en la Figura 2.1. Este intervalo de arranque se utilizará para la descarga, limpieza y carga de cada reactor con el mineral y la solucibn.

ARREGLO DE REACTORES 2 2 5 9 8 6

i

Fig. 21. Arreglo de los reactores.

En cuanto a extraccih, los resultados obtenidos se muestran en la Tabla t3.

Tabla 13.. Comportamiento. de las extractantes de Ag..

Comparando los resultados anteriores se obtiene un mejor rendimiento al utilizar el Cyanex 302..

Para la extracción de. plata presente en la solución lixiviante., se presentan los resultados en la tabla 14. Debido al bajo porcentaje en el rendimiento que se obtiene al utilizar Cyanex 471 no se consider6 en los maisis p,osteriores-

Tabla 14. Cornpornmiento de los extracbntes seleechados . I . . . iene 3oopPm de Ag.

Con b.ase e.n lo. anterio.r, el Cyanex 302 presenta mejo.res. resultados7 par lo que es el extractante que se consider6 para realizar pruebas posteriores.

Las. res.ultado~s que se. o.b.tuvieron para el despojo. en dife.rentes medios se muestran en la tabla 15.

á

I Concentrado I 1.65 I

nica

la solucibn cuyas caracteristicas se muestran al final de la Tabla 13 fue la gue oBuvo mayor porcentaje de despojo, debido a lo antefir la solución despojante utilizada fue la mostrada en la Tabla 16.

En c.uanb. a la e i e . c ~ ~ d e ~ . ~ . s ~ ~ c ~ ó . n ~ al efectuar las. pruebas de. microelectrólisís en el equipo AUTOLAB, se obtuvo el vottamperograma que se muestra en la figura 22.

V o l t a m p e r o r n e t r i a C i c t i c a c o n a g i t a c i 6 n

S o l u c i 6 n t i o s u l f a t o , A g , C u

O 2 5 0 x 1 0 ~ '

I I

0 . 2 0 0 x 1 0 "

i O t 5 0 x 1 0 - '

J . . -2 O00 ' - 1 50: .1 O b 0 -0 5 0 0 d ', I I /

0 . 5 0 0 1.000 1 . 5 0 0 2 b o o i ' \

E I V

El potencial de circuito abierto se localiz6 en -0.36V. AI aplicar el barndo de potencial de -2.B a 2. OV, se obsetvi, que existe un proceso de reducción entre un potencial de -0.65V y -1 AV, con una densidad de carga de -1 OOmA.

Se. s.up.us.o., que la plata se depo.sita antes que. cualquier otra espe.cie presente en la solución. De esta manera se realizó una microdepositación con un potencial constante de -0.8W durante 2. min. N analizar el dephib. al microscopio., se obssrv6. un color plateado, característico de los depósitos de plata.

Seguido a esto se aplicb un polencia1 de -1.W durante 2 min: Al analizar et depcisito at micruscopio, se obseFv6 un depúsito de C0)oT rosado, sobre otro de color plateado.

De esta manera se determinb que el potencial para el electrodo de trabajo en et reactor de etectrhlisis seria de -0.85V con un eMrodo de referencia de sulfatos.

Al realizar la rnacroelectrólisis, se. observb. el comp.orta.mie.nto mostrado en la Figura 23 de la concentración de plata presente en la solución con respecto at tiempo.

¡ \ 3 1 m

I

Figura 23 Comp.o.rtamient0. de la concentració.n de. plata en la so1ució.n tiosutfato-Ag-Cu con respecto at tiempo durante la etectrótisis.

LNY?BSD-AD. . ~ ~ ~ ~ ~ ~ - ~ . ~ ~ - ~ ~ . ~ ~ . ~ ~ ~ ~ ~ . 4 . c 55 Y

Al realizar un anslisis similar para el cobre, bajo las mismas condiciones que para la plata, se Wen6 que despubs de una hora de aplicación de un potencial constante de -0.85, el cobre se comienza a depositar, por lo que es conveniente detener en este punto el proceso de electrodepositaci6n.

En la Tabla I? se. muestra un res.ume.n de 10,s. par&metros a utilizar e.n el disefio del reactor efectrolítico.

9. UBlCAClÓN DE LA PLANTA

El material que se va a utilizar, (concentrado de mineral) como materia prima para este pruceso sera proporeionado por la Compafiia Minerst las Torres, cuya producción durante el mes de mayo del 2000 fue de 56,016 ton. El mineral antes de la flobcibn tiene un contenido de

proporcionar ta posibilidad de un amplio desarrollo del proceso que se pretende instaJar.

171gr/ ton. de plata y 1.79grlton de oro, cantidades considerabk para

S.e. pre.te.nde. ub.icar la planta e.n el Estado de. G-uanajuato, lugar do.nde. está ubicada la mina las Torres, ya que cuenta con el terreno propicio para su construcción . Asi de este modo los gastos de transporte de materia prima se. reducirían co.nsiderab.lemente.-

El e.stado de. Guanajuato, se encue.ntra lo.caliido e.n el centro. de México. Cuenta con amplio sistema de carreteras, y vias férreas que lo unen con el resto det pais.

Uno. de. 10,s. más. irnpo.rtantes tir0.s. de. mineral es qxrado p0.r el G.rupa Guanajuato (Compañía Minera Las Torres). Hoy en día se han extraido 2,917,800 Ton de mineral con un grado promedio de 1.4 gr.&Qn de. QTQ y 28.7 U Q n . de plata,

El grupo. G.uanajuah. tiene. una reserva aproximada de. 3.,3.0.4,0.0.0 t0.n con un potencial de 8,000,000. Lo anterior esto da una idea clara de Cas altas posibilidades de desarrolto de la planta que se pretende instalar-

I "

Figura 24: Mapa def Estado de GuanaJuato.

10. DESCRIPCJON DEL PROCESO

El propó.sito del dise,ñ0 de. la planta e.s la extracciún de. los va1o.re.s. que se encuentran en el mineral concentrado, obtenido en varias etapas, actualmente siendo la ultima de ftotaci6n. El proceso consiste en someter al conce.ntrado mine.ra1 a una lixiviaciún con una so1ució.n de. tiosulfato de sodio (0.2 M), sulfato cúprico (0.05 M) y EDTA (0.025 M). Posteriormente, la sotucibn rica en minerales es llevada a una etapa de extracción con una solución de Cyanex 302 (0.1 M) en keroseno o tolueno con 10% v/v de decanol. En la siguiente etapa llamada despojo, la solución de Cyanex cargada de iones metAlicos es procesada con una solución de tiosulfato (I M), Sulfato cúprico (0.2 M) y EDTA (0.925 M). La solución despojante,conteniendo los valores es sometida a ekctrodepusitación, para su refinamiento.

En esta e.tapa, la alime.ntación del mine.ra1 se. da p.or medio de. una grúa mechnica, la solución lixiviante proviene de un tanque de almacenamiento donde anticipadamente es preparada. El proceso oc.upa ocho. re.act0re.s de. tip.0 tanque Pachuca, co.n agitación mecánica. Este proceso se realiza en un tiempo de 33 horas, operando ocho reactores con un intervato de arranque de 4 horas, entre cada uno. de. ellos- Cuando. finaliza el p.rime.r reactor, arranca un noveno reactor adicional de manera que siempre estén funcionando en forma continua ocho reactores para et proceso. Entre tanto at primer reactOr se le darti mantenimie.nto y se. preparará la s.iguie,nte carga de mineral. La soluciún de tiosulfato cargada es dirigida a un tanque de mezclado, donde se recibirdn los flujos de tos ocho reactores. Deb.ido. a p.é.rdidas la soluciún de.be.rá re.p.onerss desp.ués de 100 días de proceso constante.

La soluci6n de tiosulfato cargada proveniente del tanque de mezclado es mandada a 1st secciún de extraccibn donde se pone en contacto en contracorriente con una solución de Cyanex 302. Lo anterior ocurre en una torre empacada con mezcladores en Linea Sulzer. Se recircula la solucih de tiosulfato limpia a la secci6n de lixiviacibn y la sotuci6n de Cyanex cargada es llevada a una torre de despojo con los mismas características, poniéndola en contacto en contracorriente con una sotución de tiosutfato (IM). Se recircula la soluciún de Cyanex timpto a la sección de extracción , mientras que la solución despojante cargada es llevada a la seccibn de electrodepositación.

10.3 SECCiOM DE ELECTRODEPOSiTACidN

La solucibn proveniente de la etapa de despojo será tratada en un celda ektrolitica con un electrodo de trabajo de acero inoxidable y un contra electrodo de grafito a un potencial -0.85 volts y con una densidad de corriente de 5102 amperes durante 60 minutos, teniendo cuidado de no exceder ni el potencial ni el tiempo, de otra maanera se comienzan a formar depósitos de cobre en el electrodo de acero inoxidable. Después de este tiempo el electrodo de trabajo se debe dejar secar durante una hora aproximadamente para retirar mediante un raspado mecánico el depósito de plata. La solución será recirculada a la seccilrin de despojo.

Se ilustra lo anterior, en la figura 25, el proceso global.

10.4 VARIABLES DEL PROCESO

a) Composícibn.

La c:o.nce.ntración de.1 mine.ra1 que. pro.vie.ne. de. la etapa de. flo.kci6n e,s. de 12.3 mg Agl gr de mineral y 86 gr de Au/Ton de mineral. La operacien se reatiza con 100 gr de minerat /It sotueidn. Debido a que la solucibn se. s.atura con los 10.0, gr de. mine.ra1, se. recomienda u t i l i r el proceso de lixiviación-extracción simuftanea, y así evitar la saturacibn. En ta etapa de extraecibn para obtener tos mejores

rendimientos se recomienda que la soiucirjn Jixiviada tenga 629 mg de A3 /It sotuciún, ya que un aumento de esta disminuiria la capacidad de extracción. Se utiliza una relación de flujos acuoso-orgánico iguales para ambas secciones (extraccíbn y despojo).

b) Temperatura.

En tadas las aperaci0ne.s se puede aperara temperatura amhie.nte. en un rango 20-25 "C.

1 MEZCLADOR I 1

(DESOPOJO) I Fig. 25 Distribucibn del equipo en la planta

10.5 LAYOUT

En Figura se, e.sque.matiza el amglo. de. los. equip.os que. co.nforman la planta.

6m 3 6m

B-Í

! I Figura 26. Distribucíbn de los equipos en la planta.

11 .ESPECIFICACIONES DEL EQUlPO

I I .I REACTOR DE LlXlWACIÓN

El reactor que se utiliza en la reacción de lixiviación es de tipo Tanque Pachuca de acero at carbcin recubierto con hule, cotocandose una tona en la parte inferior del tanque, para evitar que el mineral pase a la seccibn de extracción y posteriores. Una vez terminado la lixiviacirjn en el. reactor se retirar& fa lona con et minera! con una grrja mechica, esto es para ser lavada y utilizada en posteriores lixiviaciones.

Las dimensiones del tanque Pachuca son de 12.5 mts de alto con un dihmetro de 2.7 mts ( Fgura 27). Para favorecer fa reacciún entre et sdido y el fluido se utiliza agitación constante mediante un agitador de 6 aspas.

+ 2.7 m -b 10.5 m

-

3 m.

11.2 TORRE DE EXTRACCIóN

La torre de extracción es empacada con mezcladores en línea Sulzer de acero inoxidable de 6 m de alto con 50 cm be di&metro (Figura 28). Se utilizará dos fluidos en contracorriente, de las cuales la solución lixiviante entrará por la parte superior y la sotucibn de Cyanex entrara por la parte inferior de la torre.

c

I

- Figura. 28

0.50 m

i 1 6 m

Diseño de la torre de extracción.

11.3 TORRE DE DESPOJO

La torre de despojo está diseñada con las mimas características que la torre de extraccicitl facero inoxidable y merclstdores Sulzer} , con una altura 12 m y con un diámetro de 0.5 m. Su funcionamiento consistirá en enviar la solucibn de Cyanex cargada con los valores por la parte inferior ponMc$ola en contacto con una solucíon en contracorriente de tíosulfato. Saliendo la solución de tiosulfato cargada con los valores y es enviada a la seccibn de etectrolisis.

Fig. 29 Diseiio de la torre de despojo.

12. POTENClAL ECONOMlCO

12.1 BALANCE RE MATERIA

n

1 ELECTROLISIS I . i 1

' I

L I+ I 3 I

1 -I

n

I TIOSULFATO (DESOPOJO)

XTRACCION

12.2 COSTOS DE MATERIA PRIMA

El costo de la materia prima es el siguiente:

El tiosulfato de sodio (grado industrial) tiene un costo de 1 USD.1 kg El sulfato c6prico : ? . 5 0 USDI kg EDTA: 0.21 USD/kg Cyanex :20 USD/lt Queroseno:O.45 USDItt Decanol: 1.50 U S O / ¡ € El mineral. an-centrada que es enviada de la mina. las Torres, tiene un. costo de 320 USD / tonelada, valor proporcionado por la Compañia Minera las Torres.

12.3. POTENCIAL ECONQMICO

Actua1me.nt.e la Co.mpafiiia Minera Las Torres tie.ne. una producción de. minerales de 682,992 toneladas / año con una ley de cabeza de mineral de 1.7 gr / tonetada de Au y 171 gr / tonelada de Ag. La ley parra. el. rnimral. wnmntrada es da 128 gr I toneladas de Au~ y 1 2, 21 8 gr / tonelada de Ag. La producción de minerales concentrados es 8652 toneladas / aiSo considerando esta produeeidn constante.

En. la Tabla 6 se muestra la ley de. wnczentrada de QTQ y plata; mn. estos datos se obtiene la producción anual de la planta.

Según datos proporcionados por la Cia. Las Torres, el costo de mineral concentrado por toneCada es de 320 USD. En Ca tabla 20 se observa el costo de materia prima para el primer aAo de produccih.

Tabla 20.Costo de materia prima para el primer año.

QUEROSENO1 383001t 1 0.45 1 17300 1 DECANO1 1 4250Jt 1 1.5 1 6375 fl

Para el segundo año y subsecuentes, el costo de materia prima será el mostrado en la tabla 21.

Tabla 21 .Costo de. materia p-rima p.ara el segundo año.

I CYANEX 1 135lt I 20 I 2700 I

Se re.alká e,l costeo pe.ra e.1 p.rime.r aiio y los. siguie.nte,s. p0.r separado. debido a que en el primer año se debe adquirir toda la materia prima necesaria (marcada en et balance de masa), y en tos aAos posteriores se. de,b.e, agregar solo una cmiente fresca que sirva para recup.erar las pérdidas.

Con lo anterior se ob.tie,ne que. el costo total de. mate.ria prima p.ara e,l primera aiio será de 135000 USD, y para los años siguientes será de 6500OUS14, por to que et costo por tonelada (considerando un gasto

de 95000 USO en energia eléctrica) el costo por tonelada durante el primer aAo será de 52 USDrron

Cans,ide.rando el costo que tie.ne e.1 kvar e.1 mine.ral co.nce,ntrado a la fundición, que es el proceso que se utiliza actualmente en la mina las torres, y que tiene un monto de 210 USO/ tonelada, se considera que existe un ahorro de. 258US.Q/ tone,lada, lo que. e.quivale. al 75% de ahorro.

Conside,rando una produc.ción anual constante de. 8652 Todaño, el potencial económico es de 13.5 millones de USO anuales.

12.4 ANALISIS ECONOMICO

RENTABILIDAD

del^ halame de masa se ahtiene que el. pracesa pradu-ce I&& Kg de plata/ hora, como cada onza se cotiza en 5 USD , se obtiene una ganancia anual de 1,421,4000 USO/aiso . Est cantidad se considera como un flujo c.onstante antes de. impuestas (FAI) del prime.r afio hasta el décimo año. La depreciación relaciona el costo total de equipos y el costo de edificios.

El ingre,s.o gravable. se. obtiene. s.umando e.1 flujo ante.s, de. impue.stos. y la depreciación.

1NGRESO GRAVABLE = FA1 + DEPREClACldN

Los. impue,stos. se. ob.tie.ne del 35% del valor de.1 ingre,s.o gravable.. El FDI se obtiene sumando los valores del FA1 y de los impuestos.

FDI = FA1 + IMPUESTOS

Co.mo se muestra e.n la s.iguie.nte. tabla ob.k.nemas,, un flujo despu6,s de impuestos FDI cuyo valor es de 9,706,000 USO.

Tabla 22 En esta tabla se muestran los valores obtenidos, para 1 0 aAos del FA}, depreciacibn, ingreso gravable, impuestos, FDt

Tahla 22 Valarres ahtenidm aa 1 Año 1 FA1 I Derxeciación ' O -15,469.00

7 t4174.00 ' -1578.00 2 14124.00 -1518.00 3 14114.00 -1518.00 4 14114.00 I -1518.00 5 t4114.00 I 45t8.00

1 6 I 14114.00 I -15.28..00 7 1 14114.00 -1518.00 8 I 141 14.00 -1518.00

II 9 I 14114.00 I -1518.00

Ingreso gravable Impuestos FDI -1 5.469.00

t2596.00 1 -4408.00 1 9,706.00 1 1 2596.00 -4408.00 . 9,706.00 12596.00 -4408.00 9,706.00 1 2596.00 -4408.00 9.706.00 72596.00 -4408.00 ' 9,706.00 1259.6.0,O , -440.8-00 . 9..706.00

Se utiliza el valor del año cero -15,469,000 USD y el valor del FDI a partir del primer año y hasta el décimo año 9,706,000 USD, para poder evaluar la tasa interna de retorno (TIR).

El valor de la TREMA involucra e.1 15% de riesgo y el 7% de inflación, su valor se obtiene empleando la siguiente ecuación:

T R E N = O. 15 + 0.07 + (0.15+0.07) = 0.2305

Se observa en la Figura 31 que el valor de la TIR considerando 10 aAos de vida de la planta es de 62%. Como el valor de la tasa interna de retorno TIR es mayor que el valor de la TREMA , se concluye que el proyecto es rentable, y se espera recuperar la inversibn en 2 aiíos, ya que el tiempo de recuperación es et valor inverso de la TlR.

Figura 31 En esb grafica se observa el valor de la TIR, el eje x representa la tasa interna de retorno y el eje y es el valor presente neto (VPN).

1

t

t

i

Min-erales wmo cabre, hierro, zinc, plomo al. igual que saluciones de tiosulfato y soluciones básicas que son considerados como desechos de producción, mismos que después de un tratamiento algunos pueden. ser recuperados, par La cual. estos desechos s,e pueden. considerar como no tóxicos.

13.1 MANEJO DE DESECHOS GENERADOS POR EL PROCESO.

Et manejo de los desechos generados en el proceso de la extraccidn de oro y plata ser6 de la siguiente manera: El mineral concentrado que sale de la etapa de lixiviación se extraerá por medio de una grúa mecánica y es enviada a una presa de jales, impenneabitizada, donde et tiosulfato sera degradado por la tur solar, sedimentilndose en el suelo, y como es un compuesto no tóxico, los efectos sobre el medio ambiente serán mínimos. La saluci6n de. Cyanex 30.2 que. ya no se, utilice. se.rá almacenada e.n tanques para luego ser enviada a empresas que se dedican a regenerar este tipo de soluciones orgánicas como Cynamid, que el la misma emp,re.sa que fab.rica al Cyanex 302.

El efecto de la planta para el e.cosis.tema del lugar no seria grande par lo que se anticipa su aprobación por las autoridades ambientales.

%L. 74 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

14. SEGURIDAD INDUSTRIAL

La @anta, CUYQ disefio se p r ~ p ~ n e en. el presente consta de tres secciones: lixiviación, extracción-despojo y electrodepositación. En cada una de ellas existen riesgos, los cuales deben conocerse y minimizarse.. En la figura s.e, mue,stra un plano con la delimitación de las zonas según el riesgo que presentan, asi como la ruta de evacuacidn en caso de ser necesario.

1 Om 6.5

75 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

capaz de captar una eventual fuga de alguno de los reactores o de los tanques de almacenamiento.

En cuanto al tanque de, almacenamiento de la solución orgánica (cyanex-queroseno-decanol), así como a las torres de extracción y de despojo, el riesgo es de incendio. En la tabla 23 se enlistan los tipos de fuega y el extinguidor que debe usarse para cada uno de. ellos.

Tabla 23. Clasificaci6n de, fuegos..

El fuego que podría producirs.e e,s del tipa B, par lo que. e,s pos,ible. utilizar extinguidores de C02, de halones, de espuma mecánica o de polvo quimico A6C o 6C.

En la tabla 24 se muestran las c.aracterísticas de. los. polvos. químicos.

Tabla 24 Características de los extinguidores de polvo seco.

CAPACIDAD NOMINAL DE

POLVO QUíMICO

SECO, EN KG :TOLERANCIA

-6%)

4.5

6.0

9.0 12.0

13.0 27.2

34.0 50. O 68.0 100.0 t 50.0 250.0 -

CHORRO DE RECIPIENTE, EN

LIMITES DEL TIEMPO DE DESCARGA,

EN SEG

a a 25 8 a 25

8 a 25 8 a 25 8 a 25 8 a 25

30 a 60

30 a 60 30 a 60 30 a 60

30 a 60 30 a 60

Los límites que se han marcado como zonas de riesgo, se encuentran a 5m a la redonda de los equipus en donde se pudiera registrar el incendio. Debido a lo anterior, no es conveniente contar solo con extinguidores portátiles (de menos de 13Kg) pues estos tienen un alcance de 3.Om, estos se utilizarian solo en las primeras etapas del incendio, pero si el incendio no es controlado en ese momento, lo m& recomendable seria contar con extinguidores de IOOKg (alcance de Qm).

Debida a que las cantidades de soluci6n orgánica san considerables (40m3 con un flujo de 10m3/hr), es recomendable contar un sistema fijo a base de agua, conocidos como redes hidr&ulicas. Esta red debe

cumplir con los siguientes requisitos.

a. b.

C.

d.

a.

b.

C.

d.

e.

f.

ser de circuito cerrado; contar con una memoria de dlculo d e l sistema de red hidráulica contra incendio; contar con un suministro de agua exclusivo para e l servicio contra incendios, independiente a la que se utilice para servicios generates; contar con un abastecimiento de agua de al menos 2 horas, a un flujo de 946 I/min, o definirse de acuerdo a los siguientes parámetros:

l. el riesgo a proteger; 2. el área construida; 3. una dotación de 5 litros por cada m2 de construcción; 4. un almacenamiento. mínimo. de 2Q m3 en la cisterna;

contar con un sistema de bombeo para impulsar el agua a través de toda La red de tuberia instalada; contar con un sistema de bombeo que debe tener, como mínimo 2 fuentes de energía, a saber: eléctrica y de combustión interna, y estar automatizado; contar con un sistema de bomba Jockey para mantener una presi6n constante en toda la red hidráulica; contar con una conexibn siamesa accesible y visible para el servicio de bomberos, conectada a la red hidráulica y no a la cisterna o fuente de suministro de agua; tener conexiones y accesorios que sean compatibles con d servicio de bomberos (cuerda tipo NSHT); mantener una presi6n minima de 7 kg/cm2en toda la red.

Además se recomienda que los sistemas fijos contra incendio tengan algunas de las siguientes caracteristicas:

a. b.

C.

d.

ser s.ujetw de. activac.ibn manual o automática; ser sujetos de supervisión o monitoreo para verificar la integridad de sus elementos activadores (válvula solenoide, etc.), asi como las bombas; tener un interruptor que permita la prueba del sistema, sin activar los elementos supresores de incendio; sin estar limitados a ellos, existen los siguientes tipos: sistema


de redes hidráulicas, de rociadores con agente extínguídor de agua, bibxido de carbono, polvo quimico seco, espumas, sustitutos de halón y agentes limpios;

e. todo sistema deberá ser calculado para combatir el mayor riesgo del centro de trabajo.

Es importante cantar can las dispQsitiVQS que sofoquen un incendia cuando este se da, pero es de gran utilidad disponer sistemas que detecten el fuego antes de que se extienda. Para ello existen diversos tipos de detectores de incendio:

a. de humo; b. de calor; c. de gases de combustión; d. de fiama; e. otros tipos de detectores que detectan algh indicador de

incendio.

En este caso, la mas conveniente es instalar detectores de calor en el tanque de la solución orgánica,los detectores de calor más usados son los de temperatura fija y, los más comunes, son los que se enlistan en la tabla .


Tabla 25 . Detectores de calor más usados en la industria.

CtAStFtCACt6N RANGO DE TEMPERATURA

TEMPERATURA "C ( O F ) RE DETECCldN "C (OF) AMBLENTE MAXlMA

De esta manera el detector de calor más recomendable sería el que se encuentra en la franja intermedia pues en ese intervalo se encuentra el flash point del queroseno. Este detector deber6 estar conectado a un sistema de control que permita el cierre de las válvulas, que ceden el paso de la solución de queroseno del tanque hacia las tones, en cuanto se detecta un cambio considerable en la temperatura dentro del tanque.

En las secciones siguientes se proporcionan las hojas de seguridad de las sustancias que se utilizarán en el proceso.

14.1 TIOSULFATO DE AMONIO

Peso molecular: 148.20 Forma: monoclinica Densidad: 1.679 g/cm3 Punto de fusión: 150 *C

El tiosulfato de sodio es el más conocido e importante de los tiosulfatos. Cuando la sal se cristaliza de soluciones acuosas a temperaturas ordinarias, el pentahidratado se forma como prismas transparentes pertenecientes al sistema monoclinico. El producto comercial se vende como cristales o granos rojos largos. Son estables bajo condiciones normales en el aire. Los cristales se funden en el agua de cristalizacibn y pueden ser deshidratados compIetamente a esta temperatura en una estufa al vacío o a 105°C bajo presión atmosférica. El tiosulfato de sodio es un electrolito fuerte y los valores de conductancia electrolítica para sus soluciones son casi las mismas para soluciones sulfatadas de sodio equivalentes. Es utilizado como un anticloro para reducir clorina residual en textiles, papel, etc. También es utilizado para desecar e imprimir textiles; como blanqueador de lana de marfil y aceites; como preservativo contra la fermentacibn; en preparaciones cosmeticas y en la síntesis de esteres S-tiosulfatos. Otros nuevos usos incluyen como aditivo en baños para el cobre, plata, niquel, cobalto; en la pulimentación electrolitica de plata; para inhibir la corrosibn de aleaciones de cobre por soluciones de sulfato de amonio; como catalizador para facilitar la oxidación de tioles a disulfatos en procesos de dulcificación en hidrocarburos; como un componente de un sistema redox-catalizador para un mejor control de la polimerización de acrilolitrilo. La aplicación del tiosulfato de sodio en medicina ha sido muy estudiado por largo tiempo. El compuesto tiene un orden de toxicidad bajo y no produce ningún daño al contacto con la piel, pueden ingerirse hasta 12gr de tiosulfato de sodio pentahidratado diariamente, sin otro efecto más que la catarsis. Puede ser administrado por vía intravenosa (0.5-2gr en una solución acuosa de 5 al 10%) como un antidoto para envenenamiento por cianuro. Es tambien un antidoto efectivo para envenenamiento por yodo pero su uso como antídoto para envenenamiento por mercurio plomo o arsénico es cuestionable. Se ha encontrado que es efectiva su aplicación para algunas


infecciones de la piel. Et tiosutfato de sodio se encuentra comtjnmente en soluciones oftálmicas, y a sido usado como aditivo para estabilizar el pH de soluciones acuosas para inyecciones. Muy soluble en agua 4U3.3gr/lU0gr de agua hirviendo, insoluble en alcohol y ligeramente soluble en acetona. Toxicidad: Inhalaci6n: Causa irritaci6n en el tracto respiratoria. Cama síntomas

incluyen la tos y falta de aliento. Ingestión: nivel bajo de toxicidad. Puede provocar diarrea en caso de ser ingerido en grandes cantidades. Contacto con la piel: puede provocar irritación al contacto prolongado. Contacto con los ojos: puede causar irritación mecánica Primeros auxilios: Inhalaci6n: Canseguir atenci6n médica en caso de tener dificultad para respirar. ingestión: Inducir el vomito inmediatamente bajo vigilancia del personal medico. Contacto con la piel: Lavar el área expuesta con abundante agua. Contacto con lo ojos: Lavar con abundante agua, consultar a un médico si la irritación persiste. Medidas en caso de incendio: Fuego: No se considera que sea un inflamable peligroso. Explosión: No es considerado como una sustancia explosiva. Medidas para extinguir el fuego: Usar alg6n medio conveniente para extinguir el fuego de los alrededores. Toxicidad ambiental: No se tiene esta información.


m . 5 HgO

Peso molecular : 249 gr. Densidad : 3.605 $cm3 Punto de fusión : 200 o C Se descompone con agua, se solubiliza en amoniaco glacial acuoso. Solubilidad: 31.6gr/lOO agua @ 0°C PH: 4.0 (en solución 0.2M)

Etiquetas de identificaci6n.

“Peligro, puede causar irritaci6n en la piel, ojos y tracto respiratorio.”

Peligro para la salud: 2-moderado Peligro de inflamabilidad: O-ninguno Reactividad: 2-moderado Peligro al contacto: 2-moderado Equipo de protección recomendado, gafas de seguridad, bata, guantes de hule. C6digo de colores para su almacenamiento: Naranja

Riesgos potenciales sobre la salud.

lnhalaci6n: causa irritacibn al tracto respiratorio, los síntomas incluyen inflamación de la garganta y algo de tos. Una exposición muy prolongada puede acarrear ulceraciones y perforaciones del tracto respiratorio.

Ingesti6n: puede causar quemaduras en las paredes de la boca, esófago y estómago. Gastritis hemorrágica, nausea, vómito, dolor abdominal, sabor metálico y diarrea. Si no se da el vómito de inmediato, puede ocurrir el envenenamiento por cobre. Los síntomas incluyen daño capilar, dolor de cabeza, sudor frío, pulso débil, excitación del sistema nervioso central seguido por una depresión del mismo, cansancio, convulsiones, efectos sobre la sangre y coma. La muerte puede sobrevenir a partir de un shock o de una falla renal. Las muertes que se han dado por esta causa han sido después de la ingestidn de grandes cantidades de esta sustancia.

El contacto can la piel puede causar irritaci6n y erupciones.

El contacto del polvo de sulfato cúprico con los ojos puede causar irritación, conjuntivitis, ulceración o nubes en la córnea.

La exposicidn prolongada o repetida puede causar dermatitis. La exposición prolongada a los polvos puede acusar decoloración de la piel o el cabello, ulceraciones y perforaciones de la pared nasal, sabor metálico, así como atrofia e irritaci6n de las membranas mucosas.

Como primeros auxilios se recomienda lo siguiente: Si se inhaló, se debe llevar a la persona hacia un lugar con aire fresco, si se dificulta respirar, se le deba proporcionar oxigeno. Si se ingirió, se debe inducir el vbmito inmediatamente y si ha habido contacto con la piel y ojos se debe lava la zona afectada con agua abundante durante al menos 75 minutos.

Esta sustancia no es considerada como iniciador de incendio o explosiones ni como combustible.

Se debe manejar en contenedores cerrados, en lugares frescos, secos y ventilados, Sus soluciones pueden ser corrosivas al acero común. Los contenedores desechados, deben ser etiquetados como “peligrosos”.

Este reactivo no es biodegradable, si se desecha en el suelo es posible que se disuelva y se acumule en el subsuelo, por ello es recomendable desecharlo en lugares con suelo impermeabilizado. No se debe desechar en el agua hacia el drenaje común, no sufre evaporación y es bioacumulable.

AI transportarse debe incluir la leyenda “sustancia peligrosa“, la clave de peligrosidad es la 9 y debe ser empacado con el grupo clase 111

S4 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

14.3 ORO (Auk

Número Atómico: 79 Peso Atámico: 196.967 Es un metal amarillo denso y dúctil, en las reacciones quimicas se parece mas al platino que al cobre y a la plata. Puede ser fundido por métodos primitivos, no se contamina con oxigeno, azufre, carbono o nitrágeno. Es resistente al ácido sulfúrico puro por abajo de 250 o C así como al ácido ftuorhidrico.

19.302; Punto de fusión 1063°C Calor de vaporización (cal/mol) 87,300 Calor especifico (a 25 "C, cal@) 0.0307 Conductividad térmica O"C, cal/(s)(cm2)("C/cm) 0.743 4.2 OK, cal/(s)(crn2)("C7cm) 4.18 Fue el primer metal fundido por métodos muy primitivos. No se contamina con oxigeno, carbono, azufre o nitrógeno y es fácilmente maleable a cualquier forma deseada lo que lo hace muy usado en joyería, decoración y posteriormente para acuñar monedas. El oro es resistente al ácido sulfúrico puro por debajo de 250*C, asÍ mismo al ácido fluorhídrico (libre de agentes oxidantes) y al ácido clorhídrico, el ácido cianhídrico reacciona ligeramente con el oro, se vuelve muy activo cuando el oxigeno esta presente. Las soluciones de ácido fosfárico aun a temperaturas elevadas reaccionan muy poco con el oro. Este es resistente al hidróxido alcalino y a soluciones carbonatadas a temperaturas ordinarias y altas, pero es atacado por soluciones cianúricas alcalinas en presencia de aire u otros agentes oxidantes.


14.4 SULFUR0 DE PLATA (Ar-

La plata se encuentra en la naturaleza en su estado metálico nativo o en forma de sulfuro. Este ultimo es conocido como argentita o sulfuro de plata Ag2S cuyo peso molecular es de 247.8. La composición porcentual de la argentita es: plata 87.06 %, azufre 12.94% De color negro y textura de polvo duro Punto de fusión: 845' C Densidad: 7.234 g/cm3 lnsolubfe en agua, soluble en ácido nitric0 y en soluciones de cianuros alcalinos. Estructura cristalina ortorrámbica, cambia a cúbica cuando se calienta aproximadamente hasta 179 o C.

14.5 COMPOSICION DEL MINERAL CONCENTRADO

Todos los minerales se encuentran en forma de sulfuros, excepto el oro (Au):

Au: 80.8 gr I tonelada Ag: 12338 gr/ tonelada Fe: 379500 gr/ tonelada Pb: 4725 gr I tonelada Cu: 9346 gr / tonelada Zn: 6083 gr / tonelada


14.6 CYANEX 302

Familia química: acido (2,4,4, trimetilpentil) monofosfonico Formula molecular: (C18H17)2P(S)OH Peso molecular 306 Apariencia: liquido amarillento, olor característico al sulfuro de hidrógeno. Punto de ebullicicin: 205°C a 760 mmHg Punto de condensaci6n:-20 "C Punto de fusión 96 "C Gravedad especifica: 0.93 a 242 "C Solubilidad en aaua: 3 mg/L a 50 "C Viscosidad 195 Productos de descomposici6n peligrosos: descomposici6n térmica o por combustión, puede producir monóxido de carbono, dióxido de carbono y/o óxidos de fósforos.

2 "C

Materiales incompatibles: agentes oxidantes fuertes. Toxicidad: Es corrosivo, causa quemaduras e irritación de ojos, hay que prevenir el contacto con la piel, en caso de contacto con los ojos lavar inmediatamente con abundante agua, llamar al médico. Este material no se utiliza en sistemas cerrados. Se utiliza en separacibn de Co/Ni, elementos de las tierras raras. Extracción de zinc.

87 UNIVERSLDAD AUTONOMA METROPOLITANA

14.7 DECANOL

Otros nombre: 1 -Decano¡, n-decíl alcohol Formula molecular: C10H22U. Apariencia: liquido incoloro. Punto de fusión: 6-8 "C Punto de ebullición: 230- 234 "C Solubílidad en agua: insoluble. Densidad: O. 829 Punto flash: 82°C Identificación peligrosa. Designacibn: Sustancia tbxica irritante severa. Vapores tóxicos, irritación de ojos, sistema respirat orio y piel. En caso de contacto con los ojos lavar con abundante agua y consultar a un médico.

Primeros auxilios. En caso de inhalación retirar el aire fresco si respira con dificultad, consultar a un médico. Contacto con los ojos lavar con abundante agua durante 15 mm. Si la irritacidn persiste consultar a un medico. Contacto con la piel: lavar con agua el area contaminada, si I a irritación persiste consultar a un médico.

En caso de incendio. En general no se deben usar extinguidores basados en agua en el caso de incendio que tienen que ver con materiales orgánicos. Úsese dióxido de carbono o polvo seco. También se debe de usar


14.8 QUEROSENO

Descripción del producto:

Líquido rojo de olor caracteristico. Puede desarrollar electricidad estática por agitación o descarga en recipientes.

No usar aire comprimido para trasvasarlo. Reacciona con oxidantes fuertes, con riesgo de incendio y explosión. Sus vapores son m& densos que el aire, pudiendo inflamarse a distancia.

Formas de absorcibn:

Puede ingresar al organismo por absorción cutánea, ingestión o inhalación.

Por evaporación a temperatura ambiente pueden alcanzarse concentraciones riesgosas, sobre todo si el producto está como aerosol.

Irrita los ajos, la piel y las vías respiratorias. El líquido destruye las grasas de la piel. En caso de ingestión, la absorción de líquido por los putmones puede causar neumonia. A altas concentraciones, sus vapores pueden causar pérdida de conocimiento.

PROPIEDADES FíSICAS

Rango de destilación: 190-275 OC

Punto de fusión: < -20 OC

Densidad relativa (agua: 1 ): 0.8

Densidad del vapor (aire: 1 ): > 3

Presión de vapor a 20OC: N.D.

Solubilidad en agua: Ninguna

En hidrocarburos: Infinita

CARACTERISTICAS DE RIESGO

Punto de inflamacián: 38 OC

Punto de autoignición: N.D.

Rango explosivo: 1 a 8 %

Límite higiénico (TLV): N.D.

Clasificación NFPA :

Salud :I Inflamabilidad: 2 Reactividad: O

MEDIDAS ANTE DERRAMES

Absorber con arena o tierra.

Trasladar \a arena o tierra contaminadas en tambores cerrados a un lugar seguro.

Disposicián final: quema en condiciones controladas del producto absorbido.

ALMACENAMIENTO

Habitual: En tanques de almacenamiento subterráneo. En tambores: En pilas de no más de dos tambores de altura, en locales bien ventilados y al abrigo de la luz del sol.

ETIQUETADO

Etiqueta de Clase 3 (Líquido inflamable)


Tabla 26.Riesj 1s aue O. n I

MEDIDAS DE PROTECCION

3IESGO MEDIDAS DE PREVENCION

FUEGO Evitar chispas o llamas abiertas.

Espuma, polvo químico, anhídrido carbónico. Agua s610 como niebla o para enfriar recipientes expuestos. En caso de fuego, enfriar con agua los recipientes expuestos.

2ombustible.

Los vapores del productc lorman mezcla explosiva cor et aire.

NO FUMAR.

EXPLOSION Usar instalaciones eléctricas a prueba de explosi6n y herramientas antichispa.

Llevar al aire fresco . Reposo. Llamar al médico.

INHALACION

PIEL

Náuseas, dolor de cabeza, somnolencia.

Irritación.

Ventilación , extracción localizada, protección respiratoria Evitar el contacta directo con la piel. Usar guantes de neopreno o PVC.

Sacar ropa contaminada. Lavar con abundante agua.

OJOS Irritación I dolor.

Usar antiparras Lavar los ojos con abundante agua. 1Jevar at médico.

INGESTION NBuseas, vómitos, dolo1 de cabeza vértigo.

Evitar ingeril alimentos y bebidas en lugares de trabajo.

NO INDUCIR Et VOMITO. Llevar al hospital.

E


OBSERVACIONES

Contiene hasta un 0,2% de azufre en peso.

Denominacián para el transporte : QUEROSENO Número de riesgo : 30 Número de ONU : 7223


45. APÉNDICE.

15.1 PROCESO DE REACCIóN

Para determinar el comportamiento de la conversión de plata en las lixiviaciones, se sigue el procedimiento que se detalla a continuacibn.

I ) Se determina la cantidad de plata presente en el residuo sblido.

Ag',.d, = R * IgrAg'/lOOOmgAg'* VR * l/mR [=] grAg'/gr m ....................... (Al.1)

Donde:

atómica (EM) a partir de la digestión del residuo mineral. R = lectura de Ag en ppm en el espectrbmetro de absorci6n

VR= Volumen al que se afor6 la digestión del residuo mineral

MR= cantidad del residuo mineral usado en Ja digestih (gr) (It)

2) Se determina la cantidad de Ag' presente en la Gltima muestra del lixiviado.

Donde:

L,, = lectura de Ag en ppm en EAA de la ultima muestra del

M = cantidad de mineral utilizado en la lixiviacidn (gr) V = Volumen total de soluci6n lixiviante(lt)

lixiviado.

3) Se determina el valor de la sumatoria de la cantidad de plata presente en cada muestra.

Ag' p r - b e n ~ a m w a = ( O L * Vi * lgrAg'/IOOOmgAg')/ M .......................... (Al -3)

Donde:

tomadas del lixiviado. I+ = lectura de Ag en ppm de E M de cada una de las muestras

Vi= Volumen de cada muestra tomada del lixiviado (It)


4) Se determina la cantidad de plata total.

5) Por último se determina la conversión de plata de cada muestra. Conversjbn de plata = X = Agi/AgtOt,l . . . ... .. .... . . ... . . .. . .... . . .. .. ... - (AI .5)

94

Se utilizó la espectrometría de absorción atómica para determinar la cantidad de plata presente en la solucibn en cuestión, utilizandola de la siguiente manera: Se preparó muestras patranes, dentro del ranga correspondiente a la respuesta lineal para la longitud de onda específica para las concentraciones supuestas en la solución a medir. Estas son preparadas de la siguiente forma:

Solución madre: 0.2 M de Tiasulfata. 0.05 M de Sulfato Cúprico. 0.025 M EDTA

Patrón de plata:

Rango que se utiliza: 4,8,12 ppm.

Solución patrón de I00 ppm de plata. De esta soluciún se tornan alicuotas de 2,4,6, r n l y se colocan en matraces de 50 ml, aforados con agua desionizada.

Patrones de cobre El rango que se trabajó. I 0Q,175,250 ppm. Se prepararon a partir de una solución de 1000 ppm de cobre tomando 5,10, 15 ml aforados en matraces de 50 ml con agua desionizada.

15.3 DISEÑO DE COLUMNAS DE EXTRACCIÓN.

El cambio de concentraciones con cualquiera de los líquidos es diferencial con la altura, se puede expresar la altura de la torre en función del número de las unidades de transferencia de la masa. Las ecuaciones que se utilizan son las mismas que en absorción de gases(21) (gas-liquido):

Z = N H .......................................................... E E ("-u

& E z= E * .....................

Ki x* E -x E &a) Sd'w 1 4 ) E M c E , n d ( A w

D 034

54v""' c KEa)* - - I d z 0.60 =.84v4H(9

-026

ki ....................... (A2.3) KEaI- D C

N &"O"" E I J C (82.4) .............................

2.84 KEa) bpbdado 1-x E ) c E,&

Extraction

.................... Q = Vt4, ( If * ,"' )* 1, Vr,, = 5 5 0 . 8 - m (A2.5)

hr

Despojo

Q = Vio, (If * 4 D c ) 2 ) , Vt4, = 1218.16- m ............... ( A m hr


Donde: X;= Concentración de plata en equilibrio. XE = Concentración de plata en la fase organica.

area

(1'XE)iM = Media logaritmica de (I-&) y (1 -XEi) = 1 ( para soluciones diluidas)

vado = Coeficiente de transferencia de masa por unidad de

sin el empaque (prueba de la gota).

CE,med = (CEI i- CE2) / 2 = Concentración media de la fase orgánica ( entrada y salida).

E = Velocidad de flujo de la fase de extracto. Vtol = velocidad del fluido. Dc = Diámetro de la columna. Q = Flujo volumétrico(m3/h).

Para realizar los cálculos es necesario tener las curvas de equilibrio para la extracción y despojo. En la Tabla 27 y 28 se presentan los datos de equilibrio para la extracción y despojo.

Tabla 27.- Curva de extracción a equilibrio.


Tabla 28.- Curva de despojo a equilibrio.

CA, E =

. ac. = concentrací6n de plata en la fase acuosa.

. erg.= concentración de plata en la fase orghica. Extracto (fase orgánica, para la extracción y para el despojo es la

fase acuosa) R = Refinado (fase acuosa, para la extracción y para el despojo es la fase orgánica).

La columna 1 muestra la relación de volúmenes orgánico-acuaso, la columna 2 y 3 muestran las cantidades de plata en equilibrio leído de la absorción atómica ( sin considerar la dilución), en la columna 4 ya se hace una consideración en la dilución(usando la fase orgánica) y la ultima columna nos indica el porcentaje de extracción.

La Tabía 27 es realizada con el contacto de la solución tiosulfato de sodio complejada (0.2M, 0.05 Cúprico, 0.025 EDTA) y la solución de extractante Cyanex 302 IM, mientras que para la Tabla 28 se muestran los datos de equilibrio para la solución de extractante Cyanex 302 con plata en contacto con una solucidn I M de tiosulfato, 0.2 Cúprico, 0.025EDTA.

Con estos datas se construyen las curvas de equilibrio tanto para la de extracción y despojo. Para caícular el numero de unidades de transferencia (NtE.) se genera la linea de operación con una pendiente relación organico/acuoso =I para cada caso.

obtiene el área bajo la curva que nos da el numero de unidades de transferencia.

A partir de 10s datos de l/(Y~,eq- Y,) VS YR y I/(YR,eq - YE) VS YE , Se


Para realizar el grafico de la curva de equilibrio, es necesario que las concentraciones estén en fraccibn peso, haciendo uso de las densidades de cada solución, y son: psoi. ac. = 1033 kg/m3 y psol. erg. - 850 kg/m3.

Tabla 30.- Extracción

Tabla 32.- Despojo CAg.ac. CAS. Org. m e q . YE YR ppm YEppm kg &./kg. Sol ac. kg Ag./kg. Sol org I/(YR,eq.-YE) I/(YR,eq.-YE)

O O O O 350.55 444.725 0.00030 0.00052 “96.97 4496.97 21 9.35 400.65 0.00019 0.00047 -3532.17 3532.1 7

A continuación se muestra en resumen el calculo de las torres de extracci6n y despojo.

Tabla 32.-Extracción y despojo.

DC = 0.223 m = 1.557 kg Ag/m3

Iz= 12.68 m If REESCALANDO:

! Z = 6 m

atubovacio= 2224.53 m2/m3 (Ka)tuhvzjo=3.28E-4 I /S

Vtol = 0.338 m/s Dc= 0.1446 m

Ag/m3 E = O. 400 kg Ag/s m'

= 0.59 kg

NtE = 1.0416

Donde las determinaciones se llevan acabo de la siguiente forma: Ktu~vacio se determint5 al realizar la prueba de la gota. atubavacia= area total de transferencia de masa / volumen total de transferencia de masa. Vtol = altura del liquido en la bureta / tiempo que recorre la gota. Dc =se determinó usando la ecuación 5. E = flujo rnasico de pfata / area usando Dc. N t ~ este calculo esta especificado anteriormente. Z se obtiene usando la ecuación 4.


S

15.4. CALCULO DE BOMBAS Y TUBERIAS

Se utilizando los nom~gramas(~~), para obtener la caída de presión de las tuberias, las cuales tienen un diamterto nominat de 2 pulgadas y son de acero inoxidable. Posteriormente se utilizó la ecuación de Bernoulli(14) ,para determinar la potencia teórica de cada bomba.

Los parámetros considerados se muestran en la tabla 33

Tabla 33. Parámetros considerados en el calculo de bombas

Le/D T= 50 Le/D 90= 35

1

Los resultado se muestran el tabla 34.

10 1 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Tabla 34. Potencia de las bombas usadas en el proceso.

BOMBA HP WATT l a 10 7275 I 8 5784 2 88 6061

6 I 3.5 I 2582 7c 2 1535 8 I .5 I O57 9 3. 2357 10 1.25 951


15.5 CALCULO DE LA POTENCIA DE LOS AGITADORES PARA LOS REACTORES DE LlXlVlAC4N.

L

4-b

J

Figura 33 . Esquema de un reactor con agitador mecánico.

Para la determinación de la potencia de los a itadores se utilizaron los métodos descritos en el texto de Geankoplis‘ I , el cual se describe it continuación.

w

Para un sistema con agitación normal

w 1 ”-

O, 5 ................................................................................

- .(A3.?)

”- .................................................................................. O, 4

(A3.2)


J I - ”- ................................................................................ Dtl 12 (A3.3)

C l -=- Otl 3 ................................................................................ (A3.4)

De la relacibn de volúmenes entre el tanque experimental y el propuesto como real se obtiene el factor R,

-=R=17.30 Dt2 .................................................................... 04

(A3.5)

Con lo anterior se calculan las dimensiones reales.

DT2 = (0.156)*(17.30) = 2.70m Da2 = (0.780)*(17.30) = 1.35m W2 = (0.01 56)*( 17.30)= 0.225m J2 = (0.013)*(17.30) = 0.225m c2 = (0.052)*(17.30) = a.mm

Para el cálculo de la potencia del motor utilizado en la agitacibn se calcula el NRe mediante la siguiente ecuación.

NRe - -

.......................................................... P (A3.6)

Una vez conocido el N R ~ se determina el número de potencia (Np) utilizando la gráfica Np vs NRe del mismo texto (Geankoplis) considerando la curva 1 que es la correspondiente a un tanque con un agitador de turbina de seis aspas con disco y cuatro deflectores de 1 /I 2 del dihmetro del tanque.

El Np se utiliza en la siguiente relación para determinar finalmete la potencia de cada bomba.


P N = P pN3D,5 .......................................................... (A3.7)

La potencia de cada bomba se calculdr en 41 -13 Kw (55HP).

15.6 ESCALAMIENTO DEL REACTOR ELECTROLITICO.

Para el escalamiento se consideraron los siguientes parámetros:

Potencial (V)= -0.209V (€SS) Densidad de corriente (I) = 5102 A h 2

Tiempo (t) = 3600s

Si se consideran celdas electrolíticas cilíndricas de tamaiio estándar, (2m de diámetro y 2.5m de altura), el volumen del reactor sería de 7.85m3 en total y considerando un electrodo de 1 m de diámetro y 2m de altura, el volumen libre para depositar la soluci6n sería de 6m3, par lo que se requerirían 2 reactores de estas dimensiones para tratar 1 Om3/hr.

Con lo anterior el área de transferencia sería:

2 7~ * deledrdo * heledrod0 = 6.28m = aT ................................... (A4.1)

Entonces la corriente por reactor será:

(1 * aT )= 32040.56 A= 1~ ....................................... (A4.2)

Por lo que el consumo por celda electrolítica será de :

IT * V = 6696.48 J ~ s z 6.7kW zi 9Hp ........................................( A4.3)

LO5 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

15.7 MÉTODO PARA LA 06TENClÓN DE LAS GRdrFlCAS DEL COMPORTAMtENTO DEL REACTOR DE LIXIVtACtÓN (MODELO DE NUCLEO DECRECIENTE)

Debido a que el sistema reaccionante es sólído-líquido, a que la partícula es no porosa y suponiendo que el paso controlante es la difusión, se propuso utilizar el modelo de núcleo decreciente, cuyo modelo matemático es el que se presenta en la siguiente ecuacibn.

t = pR’ [1+2(1-X)-3(1-~)*’~] .................................. (A5. 1) 6DEBG -c,,>

Donde :

t = tiempo R, = radio de la partícula

CB = solubilidad máxima del mineral CBo = concentración del metal en el seno de la solucibn. DeB = Difusividad efectiva del mineral en la capa de interés X = conversi6n de plata

Om* = densidad del material

Los datos conocidos son:

R, = 7.55*‘10-4 cm Om* = 0.05 g/cm3. C B = 96.0773 E-4 g /cm3.

m =0.0002 l / s CB = o

de la ecuaci6n (A5.1) la pendiente está dada por:


Sustituyendo los valores mencionados anteriormente encontramos el valor de la De. Obteniendo un valor de 1.5633 E-9 cm2/s.

Graficando la conversión vs [I +2(1 -x)- 3(1 - x ) ~ ’ ~ ] , se resuelve la ecuación (AS.Z).Sustituyendo el valor de la pendiente y los diferentes tiempos, y se resuelve para x , dando de esta forma la grafica de la figura 19. Esta recta corresponde al tipo de particula mediana. Es necesario realizarla para los diferentes tipos de partículas existentes, dividendo para una partícula fina el radio entre 2 y para un granula grueso multiplicar el radio por 2.

Obteniendo de lo anterior las pendientes correspondientes y con los tiempos se obtienen las valores de las conversiones a dichos tiempos.

Se grafica [I + 2(1 -x)-3(1- vs t . , obteniendo con esto una grafica % Ag vs tiempo, mostrada en la figura 21.

El modo que se piensa trabajar los reactores se dio con ayuda de la grafica de la figura 21. el tiempo de desplazamiento es 240 min.


15.8 CALCULO DEL ANALISIS ECONóMICO

La definición fundamental de precio es conocida como capital fijo. Se denomina fijo porque se convierte en equipo real que no puede convertirse fácilmente a cualquier otra forma de capital.

A diferencia de los bienes de consumo y aparatos que se compran directamente y se emplean de manera inmediata, el equipo de proceso debe ser diseñado a la medida o al menos identificado por profesionistas e instalado por especialistas. Lo anterior implica que el costo final de la planta sea mayor que la suma de los precios de los equipos sin instalar.

Para obtener los costos de capital fijo de cada equipo , es necesario conocer el costo de cada uno de los equipos que aparecen en el diagrama de flujo del proceso.

La mano de obra y Los materiales utilizados (soportes estructurales, tuberias, pintura, tipos de aislamientos, tipo de materiales utilizados en la instalación) asÍ como la compra de equipo son relacionados con los costos directos , una vez que se conoce el costo del equipa Cp, se puede conocer el costo de materiales utilizados para la instalación Cm que es el 71% del costo del equipo.

Cm =0.71 Cp ................................................ (A6.1)

La mano de obra directa CL, es el 37% de la suma del costo del equipo y del costo de materiales empleados para la instalación:

CL = 0.37(Cp + Cm) ....................................... A6.2)

El total de materiales y mano de obra directos CD es la suma del costo del equipo Cp, del costo de mano de obra directa CL y del costo de materiales empleados para la instalación Cm:

CD = Cp + Cm + CL ...................................... (A6.3)

Los gastos de proyecto indirectos se asocian con los gastos de flete, seguro, impuestos, gastos generales de construcción, gastos de


ingeniería del contratista.

Los gastos de flete, seguro, impuestos CF~T son el 8% de la suma de los costos del equipo y del costo de los materiales empleados para la instalación.

CF~T = 0.08 (Cp + Cm) .................................... ..(A6.4)

En los gastos generales de construccidn Co se considera el 70 % de los costos de mano de obra directa.

Co = 0.70 CL ............................................ .(A6.5)

Los gastos de ingenieria del contratista , se considera 15 % de la suma del costo de equipo y del costo de los materiales empleados para la instalación.

CE = 0.15 ( Cp + Cm) ........................................ (A6.6)

El total de costos indirectos del proyecto se obtiene sumando los valores de flete, seguro, impuestos, gastos generales de construcción y gastos de ingeniería del contratista.

CClP = CFlT + CO + CE ................................. (A6.7)

Costos de imprevistos y honorarios, para obtener el costo de modulo total, esto es, el gasto total necesario para obtener e instalar el equipo y prepararlo para la operación, deben añadirse los imprevistos y honorarios. Los gastos son 15% y 3% respectivamente del capital del modulo simple.

Cc = O. 15 .......................................... (A6.8)

CF = 0 . 0 3 C ~ ~ ............................................ (A6.9)


Los costos de imprevistos y honorarios totales se obtienen sumando los valores de los imprevistos y los honorarios.

...................................... CIHT = Cc + CF (A6.1 O)

El capital total del modulo CTM es el 118 % del valor del capital del modulo simple CBM.

CTM = l. 1 ~CBM ...................................... (A6.1 I )

Costo de instalaciones auxiliares, involucra costo del desarrollo del emplazamiento CsD, costo de edificios auxiliares CAB, costo de instalaciones fuera del emplazamiento Cos.

CSD = 0 . 0 5 C ~ ~ = 0.19Cp ............................................ (A6.12)

CAB = 0.04C~M = 0.1 5Cp ........................................... (A6.13)

cm = 0.21CTM = 0.79Cp .................................................. A6.14)

En la Tabla 35 se muestran los costos mencionados anteriormente para un equipo o modulo de proceso.

1 LO UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Tabla 35. Costos característicos relacionados con la compra e instalación de un equipo de proceso.

bastos indirectos de Provecto I I

keauros. Imwestos. Fletes. h i t

kontinaencia & honorarios I 1

(Facilidades Auxiliares I I I

111 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITlWA

Con ayuda de tablas de costos de compra para equipo de proceso recomendadas por Ulrich@) se obtienen los costos para cada equipo. Los costos de los equipos reportados en estas tablas tienen un valor para el año 1982. Para poder conocer el valor actual de cada equipo se debe conocer el índice de costo de planta que muestra la variación de los precios debido a la inflación. El índice de costo de planta que se utiliza es de 389.5 para el año 1999 y fue proporcionado por Plant Cost Index".

Con procesos compatibles de líquidos y sólidos, el acero al carbón normalmente es el material más económico para la construcción de equipo para proceso químico. Sin embargo, debido a la corrosión, erosión y otras condiciones extremas, se necesitan a menudo materiales de construcción mas caros. La selección del material adecuado la dicta a menudo la experiencia, en este caso, se sabe que el acero inoxidable es atacado por las soluciones de tiosulfato, por lo que para el costeo se consideraron tanques de acero al carbón con un recubrimiento vidriado

Los factores que se consideran para materiales especiales, tipo de recubrimiento FBM son también proporcionados por las tablas de costos. Este tipo de factores se adicionan al costo del equipo.

............................................... (A6.15)

En el apéndice se muestran las tablas de costos característicos relacionados con la compra de cada uno de los equipos que se utilizaran en el proceso.

Los costos de fabricación involucran el capital fijo Cfc y el capital de trabajo Cwc. El capital de trabajo es un 15 % del capital fijo.

cwc = o. 15CFC .................................................... (A6.16)

El capital total de inversión se obtiene sumando el capital fijo y el capital de trabajo, representa la cantidad de dinero que deben proporcionar los inversionistas, influye de manera directa o indirecta en los costos de operación.


Gastos de fabricación directos, este tipo de costos esta compuesto por los materiales o mano de obra que están físicamente en un producto o que han estado en contacto tangible con el producto durante su evolución. Las materias primas están entre los costos de fabricación directos mas evidentes.

Los precios de materias primas suelen proporcionarse como parte de la asignación del proyecto por las empresas.

La mano de obra de operación se refiere a la gente que opera en realidad el proceso. La enumeración del personal de operación es ayudada por la experiencia con procesos iguales o parecidos. Para la correcta operación de la planta se requiere que opere continuamente, esto se realiza mediante tres cambios de turno por día, mas el equivalente al cambio en fin de semana.

Los suministros de operación equivalen a un 15 % del costo del mantenimiento, los cargos del laboratorio un 15 % del costo de la mano de obra, los impuestos locales 0.02 del capital fijo, seguros 5% del capital fijo.

Los costos por patentes y derechos están establecidos como un 3 % del costo total.

La depreciación es un 5 % del capital fijo, la depreciación toma en cuenta que el equipo suele mantenerse en buenas condiciones, los componentes son sustituidos periódicamente y la planta mantiene su valor como herramienta de producción.

Los gastos generales involucran los costos administrativos, gastos de distribución y venta, investigación y desarrollo.


En la Tabla 36 se muestran cada uno de los gastos antes mencionados.

Tabla 36. costos de fabricación

COSTOS 0.25 GASTOS ADMINISTRATIVOS GENERALES

GASTOS DE DlSTRlBUClON Y

VENTA INVESTIGACION Y

DESARROLLO TOTAL DE GASTOS

GENERALES

GASTO TOTAL ' INGRESOS A PARTIR DE

VENTAS GANANCIA NETA ACTUAL

IMPUESTOS SOBRE R INGRESOS 35%

114

En la tabla 37 se muestran los costos de cada rubro del proyecto.


Tabla 37. Costos Dor rubro. IPrecio del eaubo I 325000(

hnstalaciones Auxiliares I

kar>itat total I 1570000


16. BlBLlOGRAFlA

I).- Habashi Fathi. A textbook of hidrometallurgy, departament of mining & metallurgy. Laval university. Canada, 1992, pag 12-1 9

2)- R. Briones, G.T.Lapidus; The leaching of silver sulfide with the thiosulfate-ammonia-cupric ion system.; Hidrometallurgy 50 ( I 998) pag.243-260.

3).- K. Tozawa, Y Unui, Y. Umetsu, Dissolutiom of Gold in Ammoniacal Thiosulphate solution, paper presented at the 1 IOth AlME Annual Meeting, Chicago IL. Feb 23-27, 1981

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5).- The Merck Index, 20 th edition, edit. Merck & Co. Inc. 1996, USA.

6).- A.I. Vogel, A Textbook of Quantitave Inorganic Analysis, 4th edn., Longman, London, 1978, pag. 155-156 and 370-376.

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I I).- Kirk Othmer, Encyclopedia of chemical tecnology, second edition vol 10 & 18 edit. Bord; John Wiley and Sons, 1998.

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13).-C. Abbruzzese et. Al., ‘I Thiosulphate leaching for gold hydrometallurgy; Hydrometallurgy 39 ( I 995) pag. 265-279.


14).-Geankoplis C. J; Proceso de Transporte y Operaciones Unitarias, Tercera edición; Ed, Compañiz Editorial Continental; México, 1998; pag 160-1 65,270.

15).- Crane, Flow of Fluids Trough valves,fittings and pipe; Ed., McGraw Hill; México, D.F.

16).- Morral F. R.; Metalurgia general, Tomo I, Ed. Reverte, 2da edición,l982, pag 15-1 8.

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19).-http://www.secofi.gob.mx

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