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" PLANTA PARA LA EXTRACCION DE ORO Y PLATA CON BASE EN EL USO DE BROMO Y TIOUREA I' 4
QUE PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO QUlMlCO
JUAN GALARZA HERNANDEZ
LlNA ANGELICA GUADARRAMA CHAVEZ MARIA ESTHER GONZALEZ RIVERA
CONTENIDO
INTRODUCCION
Objetivo
Alcances
CAPITULO I ESTUDIO DE MERCADO
1.1 Estudio de mercado y conocimientos de la industria en cuestión.
l . la. Estudio de mercado de PLATA
l. lb. Oferta de la PLATA a nivel Internacional
l. IC. Oferta de la PLATA a nivel Nacional
l . Id. Demanda de la PLATA a nivel Internacional.
l . le. Demanda de la PLATA a nivel Nacional
l. If. Estudio de mercado de ORO
l. lg. Oferta del ORO a nivel Internacional
l. 1 h. Oferta del ORO a nivel Nacional
l. li . Demanda del ORO nivel Internacional.
l . lj . Demanda de ORO nivel Nacional
l. lk. Impuestos para PLATA y ORO.
l. lm. Información sobre los reactivos
PAGINAS.
1
2
7
8
9
10
1.2 Definición del proyecto. 11
1.2a. Explicación del proceso existente en la Planta de Beneficio Loreto.
1.2b. Proyecto propuesto. 12
1.3 Obtención de datos para el diseño. 13
APENDICE A
CAPITULO I
PAGINAS
CAPITULO I1 ESTUDIO EXPERIMENTAL
2.1 Diseño de experimentos.
2.2 Desarrollo Experimental.
2.3 Análisis de Resultados
APENDICE B
CAPITULO I1
CAPITULO I11 DISEÑO DE LA PLANTA
3.1 Síntesis definitiva del proceso.
3.2 Balance de materia del proceso.
3.3 Diseño del equipo.
3.3a Tanque Pachuca.
3.3b Sedimentador.
3 . 3 ~ Columna de adsorción.
16
18
19
27
28
31
32
3.3d Filtro prensa.
3.3e Electrólisis.
3.3f Horno para tratamiento de arcillas.
3.3g Lavado con agua.
APENDICE C
CAPITULO I11
CAPITULO IV
4.1 Análisis económico
4.2 Balance económico
33
34
35
37
ESTUDIO ECONOMIC0
38
39
APENDICE D
CAPITULO IV
INTRODUCCION
La recuperación de oro y plata se realiza generalmente junto con el beneficio de otros metales, tales como el plomo y el cobre. Normalmente se presentan finamente distribuidos a muy bajas concentraciones, ya sea en su estado nativo o en forma de sulfuros en los minerales piríticos. Esto hace que su recuperación sea un proceso complicado.
Uno de los procesos de beneficio es la lixiviación, en la cual se disuelven uno o más metales del mineral, dejando en este las sustancias con poco valor comercial. Una solución lixiviante consiste en agentes químicos disueltos en agua, los cuales tienen la función de disolver al ion metálico (oxidación), y de mantenerlo soluble en la misma solución (complejación).
Tradicionalmente, los metales preciosos se recuperan por lixiviación en solución alcalina con cianuro, utilizando oxígeno como agente oxidante (cianuración) . Este método se ha convertido en el proceso estándar para extraer el oro y la plata. Posteriormente, los iones metálicos son recuperados de la solución por enumerar métodos, entre ellos la precipitación (cementación).
A pesar de que el proceso es ampliamente utilizado en escala comercial, la cianuración presenta serias dificultades de operación por su toxicidad. Además, debido a que los problemas ecológicos actuales han vuelto más severas, se han aumentado las restricciones para descargar los desechos al ambiente y estos requieren de un cuidadoso monitoreo y control del proceso.
Esto ha provocado la necesidad de desarrollar tecnologías menos contaminantes en la extracción de metales preciosos. Las investigaciones recientes se enfocan a la búsqueda de reactivos que eliminen las inconveniencias provocadas al utilizar cianuro.
Entre las alternativas para lixiviar oro y plata, el bromo tiene un gran potencial para convertirse en un reactivo importante en los procesos hidrometalúrgicos, con una disolución rápida y efectiva del oro y plata, en un intervalo amplio de pH. La lixiviación genera como productos finales sales de bromo, por lo que no existe la necesidad de destoxificar la solución lixiviante para su descarga. Así mismo, es posible regenerar y recircular la solución lixiviante , haciendo más rentable el proceso.
Sin embargo, el bromo esta sujeto a reducción por compuestos sulfurados, por lo que hace necesario una preoxidación del mineral por tostación. Existe también la necesidad de grandes excesos del ion bromuro para solubilizar la plata, por lo que estas medidas actúan en detrimento de la econom’a del proceso y provocan complicaciones operacionales.
Para disminuir el problema de la solubilidad de la plata, se propone añadir un agente complejante adicional, siempre que este sea compatible con el bromo.
En los últimos años se ha venido estudiando a la tiourea, encontrándose un alto grado de complejación y selectividad para el oro y la plata, sin que se presenten problemas de desecho ylo manejo.
1
Aunque la tiourea es efectiva, esta sujeta a una degradación oxidativa, causando altos niveles de consumo bajo algunas condiciones. Dado su elevado costo, los factor principales que afectan la rentabilidad del proceso serían el grado de recirculación de la solución lixiviante y un bajo nivel de consumo. [7
OBJETIVO
DISEÑAR UNA PLANTA DE EXTRACCION Y RECUPERACION DE LOS METALES PRECIOSOS PARA UN MINERAL SULFURADO DADAS LA LEY Y LA PRODUCCION DIARIAS DE LA PLANTA DE BENEFICIO LORETO. DE LA COMPAÑIA DE REAL DEL MONTE Y PACHUCA S.A. DE C.V. UTILIZANDO EL SISTEMA BROMO-TIOUREA.
ALCANCES
Estudiar la cinética de lixiviación de plata y oro a partir de un mineral sulfurado, mediante un desarrollo experimental modificando el proceso existente de cianuración en la Planta de Beneficio del Real del Monte Pachuca, utilizando una solución lixiviante compuesta de bromo y tiourea .
Determinar las condiciones experimentales óptimas para la extracción de plata y oro en función de los parámetros de operación estudiados.
Determinar la secuencia de recuperación de los valores y optimizar las cantidades de los reactivos necesarios.
Diseñar el equipo necesario para la extracción y recuperación de oro y plata.
2
CAPITULO I
CAPITULO I
ESTUDIO DE MERCADO
1.1 Estudio de mercado y conocimientos de la industria en cuestión.
l . la. Estudio de mercado de PLATA
NOTA: Estudio realizado en el periodo de junio-septiembre de 1994.
El precio promedio mensual de la plata fluctuó de 3.64 dólares la onza troy en Febrero de 1993 a 5.03 dólares en Agosto del mismo año, siendo su precio medio anual de 4.30 dólares por onza.
La plata tuvo su máxima cotización en Julio de 1993, 5.37 dls./onza, con una caída en los meses de Septiembre y Octubre y un repunte a 4.97 dólares como valor promedio en Diciembre que se prevé se sostendrá.
La cotización de la plata fluctuó significativamente en el último trimestre de 1993 mostrándose muy volátil; los factores que causaron dicho comportamiento son: aumento en la demanda por motivos de inversión, crecimiento en la demanda de joyería y caída de los inventarios en Europa y E.U.A.
Durante 1993 continuó el déficit entre la oferta y la demanda y se estima que continuará en 1994.
La fluctuación del precio con respecto al tiempo se muestra en la Figura 1 [2 . La proyección del precio de la plata se presenta en la Figura. 1A [ 1 1 , donde se representa la fluctuación del precio de la plata ( representado en dólares ) durante los próximos seis años. análisis se ha realizado sin tomar en cuenta las situaciones políticas. que afectan directamente el precio de este tipo de metales.
l . lb. Oferta de la PLATA a nivel Internacional.
La producción de plata reciclada fue de 126.8 millones de onzas y las exportaciones de los países del bloque exsocialista fueron de 2.6 millones de onzas que sumadas a la disposición de plata hecha por los gobiernos de diferentes países de 11 millones de onzas se obtiene un total de 140.4 millones de onzas dispuestas en el mercado durante 1993.
El total de la oferta fue de 471 millones de onzas, 6.1% menor a la de 1992.
3
VOLUMEN DE LA PRODUCCION MUNDIAL DE PLATA ( 1987- 1992)
(Toneladas
Países
Total
México
E.U.A.
Perú
Canadá
URSS
Otras Economía
S de Mercado
Otras Economía
Centraliz adas
otros
S
1987
13 432
2 415
1 241
2 053
1 250
1 499
3 736
1 238
ND
1988
ND ND ND 4 089
1 300 1 400 1 490 1 493
1 400 1 380 1 285 1371
1 770 1 725 1 840 1 552
1 848 2 170 2 007 1 661
2 207 2 207 2 324 2 359
14734 15 084 14452 13 78 1
1991 1990 1989
ND I 5 524 1 6 085 1 6 209
- 1992
14 025
2 325
1 800
1 500
1 200
1 200
ND
ND
6 O00
ND: no disponible [3 ~~
Tabla. 1
l . IC. Oferta de la PLATA a nivel Nacional
La producción nacional de plata en 1993 se incrementó en 4.2% con respecto a la del año anterior, llegando a 2416 toneladas. Algunos de los estados del país que contribuyeron a esta producción son:
Zacatecas con el 39.0% principalmente del municipio de Fresnillo; Durango con el 16% proveniente de los municipios de Otaés, San Dimas, Guanaceví, Cuencamé y Pánuco entre otros; Chihuaha con el 16% producción proveniente del municipio de Santa Bárbara; Guanajuato con el 7%; Sonora con el 5% e Hidalgo 4% ; otros estados produjeron el 13% restante. Ver Figura.2 [3 .
4
PRODUCCION MIWERA IGACIONAL DE PLATA
I 1992 1 1993
VOLUMEN TOTAL DE LA PRODUCCION (Kg)
VALOR DE LA PRODUCCION A
PRECIOS CORRIENTES (MILES DE N$)
2 317 382
906 392
2 415 805
1 045 651
PRECIO ANUAL 4.30 3.94 PROMEDIO (USD/OZ)
% VARIACION
4.2
15.0
9.2
Tabla.2 [3
VOLUMEN DE LA PRODUCCION NACIONAL, DE PLATA
(1980 -1993)
AÑ0 PRODUCCION (Kg)
1980
1 654 829 1981
1 472 557
2 415 805 1993
2 317 382 1992
2 223 647 1991
2 351 561 1990
2 306 091 1989
2 358 907 1988
2 414 954 1987
2 303 142 1986
2 152 959 1985
1 986 690 1984
1 910 839 1983
1 550 221 1982
Tasa media de crecimiento (Ton )
3.9
Promedio de 2 101 399 producción en el periodo
Tabla.3 [3
5
l. Id. Demanda de la PLATA a nivel Internacional.
Los principales usos de la plata en 1993 fueron en fotografía , joyería, electrónica y baterías, y otros; cabe destacar un incremento en la acuñación de plata de 48.6% con respecto al año de 1992, usándose en este rubro un total de 43.7 millones de onzas , siendo México uno de los países líderes [4 .
El consumo industrial de plata ha estado creciendo progresivamente en un 2% anual desde 1981. La industria de la fotografía es la responsable del incremento en el uso de la plata. Su consumo creció de 198 1 a 1988 [2 .
El acuñamiento de moneda ha vuelto a emerger como un demandante de plata después de su caída al principio de la década en 1980.
La demanda de plata en la India fue de aproximadamente 120 millones de onzas en 1993 lo que representa un crecimiento de 108 % con respecto a 1992 . También creció la demanda en el medio oriente a finales de 1993. No se espera que crezca a nivel mundial la oferta de plata, debido al cierre definitivo de muchas minas.
Los E. U. A, continua como el principal consumidor, aunque sus incrementos anuales han sido mínimos, siendo Japón y Europa las áreas en las cuales se ha incrementado el consumo en mayor proporción.
EXPORTACIONES DE PLATA DURANTE EL PERIODO
(1988-1993)
AÑOS VALOR VOLUMEN
(Tons ) ( Miles de dólares )
1988
206 089 1 552 1992
231 142 1 789 1991
301 143 1 897 1990
346 790 1 905 1989
318 213 1 529
I 1993 184 967 1 265
Tabla.4 [3
6
ESTRUCTURA DE LA DEMANDA INDUSTRIAL DE PLATA
FOTOGRAFIA
JOYERIA
30.8%
34.5%
ELECTRONICA Y 13.1% BATERIAS
2 1.6%
Tabla.5 [4
l . le. Demanda de la PLATA a nivel Nacional
México es uno de los productores de plata más grande en el mundo. El consumo mexicano de plata para usos industriales, plata fina y joyería incremento de 10.2 millones de onzas en 1992 a 14.7 millones de onzas en 1993. En términos porcentuales esto representa un incremento de 44.1 %. La acuñación de plata incremento significativamente de 5.8 millones de onzas en el 92 a 16.2 millones de onzas en el 93.
México comienza a producir monedas de 10 pesos en 1992 y adiciona monedas de 20 pesos en 1993 . Estos programas de producción continuaron en 1994.
Durante 1993 continuó el déficit entre la oferta y la demanda y se estima que continuará en 1994. Ver la Figura 3 [4.
l . If. Estudio de mercado de ORO.
El precio del oro fluctuó de 326 dólares por onza troy en Febrero de 1993 a 405 dólares en Agosto, siendo su precio medio anual de 360 dólares. Su promedio mensual más bajo fue en el mes de Enero con 329 dólares y el más alto se dio en el mes de Julio con 392 dólares; A partir de Abril y hasta Julio el precio del oro se incrementó consistentemente, desplomándose en Agosto y Septiembre y volviendo a subir al término de Diciembre con un promedio mensual de 383 dólares. Ver la Figura 4 [ l .
El oro ha mantenido una tendencia a la alza en su precio. Los elementos que han influido en este incremento han sido: una mayor demanda por este metal originada por mayores expectativas de inflación futura, la incapacidad del gobierno Norteamericano para controlar el gran déficit comercial de su país y la fuerte depreciación del dólar frente a las principales monedas del mundo. Finalmente, otra variable fue los acontecimientos políticos del Golfo Pérsico y Sudáfrica ya que este último país es el mayor productor de oro a nivel mundial.
El oro ha sostenido mejor precio en relación a los demás metales pero como depende tanto del factor especulativo es muy difícil proyectar el comportamiento de su precio. Se presenta su proyección en la Figura 4A [ 1 l.
7
l. lg. Oferta del ORO a nivel Internacional.
La producción minera mundial de oro creció en 2.6% durante 1993, se estima que la producción fue de 58.2 millones de onzas, participando Sudáfrica con el 34%, Estados Unidos con el 18%, Canadá con el 8% y otros países con el 40%. Las exportaciones de los paises del ex-bloque socialista aportaron 23.6 millones de onzas, por lo que la producción global se estima fue de 8 1.8 millones de onzas en 1993. (Figura 5) [3.
VOLUMEN DE LA PRODUCCION DE ORO (1987-1992)
nmnq PATPFC I 399000 1 366000 1 380000
ND: no disponible [3
Tabla.6
l . 1 h. Oferta de ORO a nivel Nacional
La producción de oro en México, se incrementó en 6.8 % en 1993 con respecto a 1992 al llegar a 1 l. 12 toneladas.
Los estados que más contribuyeron a la producción nacional de oro, fueron en orden de importancia: Durango con 29% de la producción provenientes de los municipios de Otáez y San Dimas principalmente; Guanajuato con 26%; Sonora con 19%, de los municipios de Cucurpe, Nacozari y Cananea. Otros estados con el 26%. Figura. 6 13
8
PRODUCCION MINERA NACIONAL DE ORO
1992 % VARIACION 1993
Volumen total de la producción nacional
6.8 11 121 10412
(Kg.) Valores de la
corrientes miles de N$. producción a precios
12.8 402 150 356 670
Precio anual promedio 343.731 359.769 4.7 (L.P.M. en USD/OZ.)
Tabla.7 [l
l. li. Demanda del ORO nivel Internacional.
La demanda se estimó en 82.6 millones de onzas, siendo la joyería el principal consumidor y el uso industrial en segundo lugar.
La demanda de oro en los países con econom’a de mercado disminuyó durante 1990 en 0.9 1 % . La estructura del mercado disminuyó en los segmentos de joyería e industria, incrementándose en la acuñación de monedas derivado este aumento de la compra realizada por China Nacionalista.
DEMANDA MUNDIAL DE ORO
(Ton) DEMANDA Jo ería Ind. electrónica Dental
1s Medallas 60 60 Otras Ind. 45 45
16
Monedas I 200 I 205 Subtotal I 1650 I 1706 I Comppras públicas I K): 1 K2!6 I Inv. rivadas Total 2 150
Tabla. 8 [l
9
l . l j . Demanda de ORO a nivel Nacional
ESTRUCTURA DE LA DEMANDA PORCENTUAL
(Ton)
Industrial Acuiíación Total 1 O0
Tabla. 9 [l
1. lk. Impuestos para PLATA y ORO.
En el diario oficial de la Federación apareció publicado un decreto que examina parcialmente el pago de derechos sobre minería por la extracción de oro y plata. Esta reducción adicional hace que los contribuyentes a dicho pago obtengan una disminución en la carga fiscal del 60% para los pequeños mineros; 30% para los medianos y 20% para los grandes mineros Apartir del lo. de julio y hasta el 31 de diciembre de 1989 , las tasas que servirán de base para calcular el derecho sobre minería para el oro y la plata son los siguientes:
Pequeños mineros 2.4%
Medianos mineros 4.9%
Grandes mineros 5.6% I.V.A. en Operaciones con Oro. Las enajenaciones que se realicen en las diferentes etapas de la comercialización del oro, así como la joyería, orfebrería, piezas artísticas u ornamentales, cuyo contenido mínimo de dicho material sea del 80% en lugar de estar exentas quedan obligadas al pago del impuesto al valor agregado a la tasa del O%, excepto cuando su enajenación se realice por comerciantes en ventas al menudeo y siempre que se trate de operaciones con el público en general. Este criterio tendrá vigencia del primero de enero hasta el 3 1 de diciembre de 1994. [ 1
l. lm. Información sobre los reactivos
TIOUREA
Química Hoeschst de México S.A. de C.V
Tel.: 5697518 y 6614050
Apartir de
10
La variación del precio depende de la materia prima para producirlo ya que se trata de un producto de importación. La importación se realiza desde Alemania.
Por lo tanto la vroyección de costos devende de esta variación.
BROMO
Latinoamericana de Productos Químicos Av. Venustiano Carranza 1035 San Luis Potosí, S.L.P. México 78250 Tel.: (48)172672 Fax: (48)137429
~ $ 1 4 _ _ _ _ _ _ _ _ Kg [5
Precio:
$ e 1 S O dólaresllibra
Tiene un aumento de positiva.
1 5% anual: en tanto su proyección tiende hacer lineal con pendiente
1.2 Definición del proyecto. [6
La localización del sitio para instalar una planta debe ser adecuada; se determina en gran medida por la cercanía de las materias primas, del transporte y mercados. Muchos otros factores participan en la selección, como son las restricciones ambientales, el abastecimiento de agua, la disponibilidad de mano de obra eficiente, el costo del terreno y las instalaciones para la disposición de deshechos. Existe una fuerte tendencia, debido a las consecuencias químicas, a salir de las ciudades congestionadas y mudarse ya sea a pueblos más pequeños o al campo. Las restricciones legales a veces obligan hacer estos cambios, pero las circunstancias ambientales pueden determinarse que los residentes se opongan. Tomando en cuenta las especificaciones anteriores el presente proyecto se realiza en la Planta de Beneficio Loreto en la Compañía Real del Monte Pachuca, ubicada en el estado de Hidalgo ver Figura.7; siendo la única planta en Latinoamérica que no requiere de transporte de materia prima debido a la ubicación de la veta. El mineral en bruto es almacenado en bodegas. Con respecto a los productos estos son almacenados en bóvedas y, los reactivos son almacenados en tanques de almacenamiento. La planta opera en promedio 2400 toneladas diarias de mineral bruto; llevando acabo un proceso continuo. Se presenta esquemáticamente en la Figura 8.
En las empresas minero-metalúrgicas tratan de disminuir los indices de peligro tanto en minería subterránea metálica y del carbón, como en la minería a cielo abierto y plantas metalúrgicas (fundiciones y refinerías). Por tanto la protección del personal comienza desde la protección en la cara, cuerpo, protección contra el ruido y protectores para la respiración.
11
1.2a Explicación del proceso existente en la Planta de Beneficio Loreto.
Desde su invención, la cianuración ha sido el método estándar en la recuperación de metales preciosos. Las reacciones en la recuperación de oro y plata se presentan en el diagrama de proceso en la Figura 8.
Debido a su alto grado de complejación con la plata y de oro, el ion cianuro es muy eficiente en la extracción de este metal. Las condiciones de operación establecen que la solución lixiviante deberá mantenerse a un valor de pH alrededor de 10, con adiciones de cal, con el objeto de evitar la formación de ácido cianhídrico; La lixiviación se efectúa de 24 a 72 horas a temperatura ambiente para que el oxígeno tenga una alta solubilidad en la solución y la extracción de plata sea eficiente. [7
Este proceso presenta algunas restricciones importantes:
* La velocidad de lixiviación es muy baja.
* En minerales con elevados porcentajes de carbonatos la cianuración tiene poca eficiencia al descomponerse el ion cianuro en presencia de estos.
* El ion cianuro tiene una baja selectividad como agente acomplejante.
* La elevada toxicidad del cianuro ocasiona problemas operacionales.
Debido a los inconvenientes que presenta el proceso de cianuración, se investigan diferentes alternativas para recuperar el oro y la plata, buscando agentes acomplejantes sin los inconvenientes del cianuro, así como el empleo de agentes oxidantes más agresivos ante los minerales.
1.2b. Proyecto propuesto. [7
Otra alternativa es el estudio de la química de los halógenos, recibiendo una atención en este caso principal los compuestos del bromo. El uso del bromo como lixiviante esta reportado en la literatura desde 1882, considerándose como el método predominante después de la cianuración. Se presenta una mayor rapidez en la cinética de lixiviación de oro utilizando bromo, en comparación con la velocidad con el cianuro, además de tener eficiencia en un amplio intervalo de pH.
Aunque es posible recircular y regenerar la solución lixiviante de bromo, lo cual reduce el costo del proceso, existen dos desventajas con el uso del bromo:
* En minerales con altas concentraciones de carbón y de sulfuros, es necesario un tratamiento de tostación previo a la lixiviación, para evitar el consumo excesivo de bromo.
* La extracción de plata esta restringida.
12
La tiourea ha demostrado ser un excelente acurnplejjante de metales preciosos, además de actuar como un agente oxidante débil pero eficientemente ante minerales sulfurados. El uso de tiourea como lixiviante ofrece varias ventajas:
* La lixiviación con tiourea se realiza en medio ácido lo que hace posible el empleo de agentes oxidantes fuertes.
* La toxicidad de la tiourea es baja, y presenta pocos problemas de manejo y/o desecho.
En relación a las ventajas y desventajas que presenta el bromo y la tiourea para recuperar metales preciosos en relación al proceso existente de cianuración, ha nacido la inquietud de tratar de modificar el proceso existente de cianuración. Realizando este estudio a partir del proceso de lixiviación hasta el proceso de cementación, representado en la Figura 9. Se presentan diferentes opciones para recuperar oro y plata del mineral sulfurado Figura 10.
1.3. Obtención de datos para el diseño. [8
Propiedades Físicas y Químicas
(B&@[email protected] El bromo , (Br2) número atómico 35, peso molecular 159.83g/mol, es un elemento no metálico, el Único que es líquido a temperatura y presión ambientes. Elemento químico, líquido volátil castaño rojizo obscuro; humos irritantes. El nombre se deriva del griego bromos. Hay dos isótopos estables Br 79 y Br 81, presentes en proporciones casi iguales, por lo que el peso atómico, 79.916 es casi el promedio de 79 y 81. El líquido y el vapor son diatómicos entre limites muy amplios . Los estados de Valencia más estables en sus sales son +5 y -1. El bromo esta en el VII y el periodo 3 del sistema periódico con propiedades intermedias entre las del cloro y el yodo. En algunos respectos el bromo líquido se parece a un disolvente orgánico como el tetracloruro de carbono de carbono, pero es un oxidante muy fuerte, más potente que el yodo, aunque más débil que el cloro. Constantes.- p.f.-7.2 grados Celsius, p.eb. 58.80 grados celcius, , viscosidad es 5.515 cp a 20' C, tensión superficial a 20' C 4.15 dinadcm, calor específico a -20.7" C, 0.0898 Cal/g. "C. Estado natural.- El bromo está muy difundido en la naturaleza, pero en proporciones relativamente pequeñas. Los únicos minerales naturales que contiene bromo como componente esencial son ciertos haluros de plata, como la embolita , yodo bromita y bromargirita. Fabricación.- La obtención de bromo de las salmueras y del agua de mar, consiste de cuadro pasos esenciales 1) oxidación de los bromuros para convertirlos en bromo; 2) separación del vapor de bromo de la solución, 3) condensación del vapor, o fijación como sal o ácido; 4) purificación del producto. Aspectos económicos.- La situación de las fábricas de bromo viene impuesta principalmente por la disponibilidad de salmuera o aguas madres que contengan cantidades suficientes de bromo. Las instalaciones que contengan agua de mar pueden trabajar más económicamente en las regiones en la que la temperatura del agua es elevada y el costo de la energía es bajo. Concentración máxima permisible: O. 1 ppm en aire. Toxicidad: [9
- Absorción: inhalación, ingestión. - Patología : irritante
13
- Signos y síntomas : ulceraciiin corneal, quemaduras de la piel, vértigo, dolor de cabeza, coloración parduzca de la lengua y mucosa, bronquitis, neumonía, eficema pulmonar, nauceas, dolor abdominal, diarrea. [email protected] Peso molecular 76.1 g/mol, p.f. 180 C, soluble en agua y alcohol, se usa en fotografía, en la industria de resinas como reactivo y en medicina [ 10.
p~!dyd.- Ag, elemento metálico, número atómico 47, se encuentra en el grupo I de la tabla periódica, peso atómico 107.868 g/mol, Valencia +1, dos isótopos estables Ag 107 y Ag 109. Metal blanco, blando, brillante; las sales son de varios colores [lo.
o@@.- Au, elemento metálico de número atómico 79, grupo IB de la tabla periódica, peso atómico 196.9665, Valencia +1, +3. Propiedades metal dúctil amarillo, relativamente bando, no se corroe con el aire pero es deslustrado por azufre, químicamente no es reactivo ni tóxico. Es atacado por el cloro y por soluciones cianuradas en presencia de oxigeno, soluble en agua regia e insoluble en ácidos. Es un excelente reflector de infrarrojos y calor, reflexión de luz extremadamente alta. Procedencia principalmente de Africa del Sur, Noroeste del Canadá, E.U.A. y Australia. Se ha estimado que los océanos contienen 70 millones de toneladas en solución y 10 billones de toneladas adicionales en el fondo de los mismos, no existe hasta el momento fuente de explotación de los mismos. Obtención.- El mineral se trata con una disolución de cianuro. El cianato de oro disuelto se recupera con precipitación de polvo de zinc, de aluminio o por hidrólisis y adsorción en carbón activado. Se utilizan también métodos de placeres. Formas disponibles: Lingotes, laminas, alambres, tubos, hojas, aleaciones con cobre u otros metales. El contenido de oro se expresa en kilates (el número de partes de oro en 24 partes de aleación), cristales únicos y suspenciones acuosas. Usos.- Joyería, odontología, monedas, cirugías, chapado, reflectores de infrarrojos, aleaciones de contacto eléctrico, aleaciones de refuerzo etc.
Propiedades de transporte
Difusividad térmica ( m% )
Elemento Temperatura K
20
9.88-5 l.lE-4 l.2E-4 1.2E-4 1.3E-4 1 SE-4 1.8E-4 2.38-4 4.58-4 .OIL5 ORO
Io(X0 8(X) 600 4(X1 200 IW 80 60 40
PLATA 1.4E-4 1 3 - 5 l.6E-4 1.7E-4 1.8E-4 2.38-4 2.88-4 4.58-4 .(XM)13 ,031 I
Tabla. 10
14
Conductividad Térmica (watts/mK)
I Elemento 1 Temperatura I
Tabla. 1 J
REFERENCIAS
[ 1 Elaborado con datos de la Dirección General de Minas, SEMIP
[2 El inversionista Mexicano año X, México Data Bank 1993 [3 INEGI, DGE, “Boletín Mensual de la Estadística en la Industria Minero Metalúrgica” (Varios
[4 The Silver market 1993/ 78 th ANNUA REVIEW. [5 La empresa proporcionó el precio. [6 Manual de Procesos Químicos en la Industria, George T. Austin, Quinta Edición en inglés
[7 Tesis, “Lixiviación de Argentita con Bromo y Tiourea”; Xalapa, Ver; 1993 Universidad
[8 Enciclopedia de Tecnología Química TOMO 111. [9 Manual de Toxicología Industrial. Plunkett. [ lo Diccionario de Química y de los productos Químicos, Gessner G. Howler, Edición Científica. [ 1 l . Elaborado con un programa de regresión lineal (REGREES).
Cámara Minera de México. LVII Asamblea General Ordinaria 1994.
años).
(lera. edición en español), TOMO Y, De. Mc Graw Hill.
Veracruzana Facultad de Ingeniería Química.
15
APENDICE A
CAPITULO I
$/O N ZA
FLUCTUACION DEL PRECIO DE PLATA
TROY 6
5
4
3
2
1
O
FIGURA. 1 TIEMPO
PROYECCION DEL PRECIO DE PLATA
$/ONZA TROY
FIGURA. 1A TIEMPO
PRODUCCION NACIONAL DE PLATA
ZACATECAS 39%
I
CHIHUAHUA 16%
SONORA 5%
1993
Figura 2
MILLONES DE ONZAS
300
200
1 O 0
O
-1 O 0
-200
-300 80 81 82 83 84 85 86 87 88 89 90 91 92 93 94
TIEMPO
BALANCE ENTRE OFERTA Y DEMANDA DE PLATA MILLONES DE ONZAS vs TIEUPO(1980-1994)
I
FIGURA 3
FLUCTUACION DEL PRECIO DEL ORO
$/ONZA 500
400
300
200
1 O0
O
Figura 4 TIEMPO
PROYECCION DEL PRECIO DE ORO
$/ONZA
SUDAFRICA 34%
OTROS 40%
PRODUCCION NACIONAL DE ORO
DURANGO
19% 26%
Figura 6
.‘REAL DEL MONTEg*
Ir
DIAGRAMA DE BLOQUES DEL PROCESO EXISTENTE
Fl lTRO CLASIFICADOR TANQUES AGITADORES CIRCUITO DE LAVADO 1- - I I
I I I I 1
1
ORO Y PLATA
REACCIONES
4Au + 8NaCN + 0 2 + 2H20
2AgS + 4CN’+402 + 4H20
4-b 4Na(Au(CNX) + 4NaOH
4-b 4Ag(CN) + SO:+ 4H202
Figura 8
1 PRECIPITADO DE
ORO Y PLATA I I
Figura 9
u - N h ) 1 o h )
+ + 1
t cr, O
"
5 "
- 3
r I
I I
6
" _
1.- Controlador de temperatura . 2.- Baño a temperatura constante 3.- Agitador 4.- Toma de muestra 5. - Termó metro 6.- Reactor 7.- Flecha
Figura 11
CAPITULO I1
CAPITULO I1 ESTUDIO EXPERIMENTAL
2.1 Diseño de Experimentos.
En relación con lo mencionado en la sección 1.2b y en base a los cambios que se realizarán al proceso de cianuración a la Planta de Beneficio Loreto en Real del Monte Pachuca, se presenta a continuación la serie de experimentos realizados en las etapas de lixiviación, y las opciones de separación de los metales preciosos.
ETAPA DE LIXIVIACION
OBJETIVO: Encontrar el porcentaje de sólidos óptimos en la solución lixiviante.
Se realizaron 3 experimentos con duración de 8 horas, cada experimento con las siguientes especificaciones:
La solución lixiviante se determinó con 0.1 M de tiourea y 0.03 M de bromo [7. Llevándose a cabo la siguiente planeación
Tabla 12.
Se realizó también un experimento con las mismas condiciones que los tres experimentos anteriores pero con un tiempo de lixiviación de 24 horas y con una cantidad de sólidos de 25 gramos.
ETAPA DE SEPARACION
OBJETIVO: Encontrar las opciones óptimas para obtener la mejor separación de los metales preciosos a partir de la etapa de lixiviación.
Se presentan las siguientes opciones para la recuperación de Plata.
16
ADSORCIÓN CON ARCILLAS [ 12
Se emplearon arcillas montmorillonite para la recuperación de plata. Se muestran los experimentos en la siguiente tabla 15.
Tabla 13
CEMENTACION.[ 14
Se realizaron los siguientes experimentos:
Solución ( gr ) ( gr ) Lixiviante NaF Aluminio
Tabla 14
La cementación se emplea tanto para la recuperación de plata y O r0.
LEMNAS.[13
Se emplea lemna para la recuperación de Oro. Se muestran los experimentos realizados en la tabla 15.
0.2
Tabla 17
17
2.2 Desarrollo experimental.[7
El mineral utilizado para los experimentos fue un concentrado por flotación, proporcionado por la Planta de Beneficio Loreto De Real del Monte y Pachuca, S.A. de C.V., cuyos contenidos de plata y oro fue de 7 kg./ton y 37 g/ton, respectivamente.
Los experimentos de lixiviación se realizaron en un reactor de vidrio con capacidad de un litro marca Pyrex, utilizando una tapa de vidrio con orificios para adaptar un termómetro, un sistema de agitación y un orificio más para la toma de muestras, como se muestra en la Figura 11. El reactor se colocó dentro de una tina Pyrex regulando la temperatura del sistema con un termorregulador recirculante de inmersión, marca Haake modelo D3. El sistema de agitación consta de un agitador Caframo, utilizando una flecha de vidrio con aspas de teflón y camisa de ajuste al reactor.
Todos los experimentos se realizaron a una temperatura de 300 C y con una agitación de 700 R.P.M. para reducir la resistencia a la transferencia de masa externa de los reactivos y productos.
Los experimentos siguieron las siguientes especificaciones:
Tabla 18
Se colocaron 800 m1 de la solución lixiviante ( la solución lixiviante se prepara con bromo, tiourea y agua ) en cada reactor con los sólidos respectivos para cada experimento.
Se activó el sistema de agitación y el controlador de temperatura, hasta alcanzar la temperatura deseada , y se agregaron los sólidos correspondientes a cada experimento.
Se tomaron muestras cada media hora hasta completar 8 horas de lixiviación y cada 2 horas para el experimento de 24 horas. En cada tiempo de muestre0 se tomaron 5 ml. de la solución del reactor, utilizando para esto tubos de vidrio poroso para obtener una solución libre de mineral, evitando que la reacción con el mineral continuara.
El análisis de las muestras se realizó en un espectrofotómetro de absorción atómica marca Varian modelo SpectrAA-20. Los análisis se realizaron para plata, oro, cobre, plomo y fierro.
Para obtener mayor precisión se diluyeron las muestras, realizando posteriormente los cálculos necesarios para obtener la concentración contenida en cada muestra.
Al finalizar la lixiviación, se procedió inmediatamente a filtrar el residuo con papel filtro, con el objeto de evitar que la reacción continuará. Una vez seco el residuo mineral se tomaron muestras para realizarles la digestión en ácido nítrico ( para analizar la plata ) y agua regia ( para analizar el oro ), se realizó esta metodología para determinar la cantidad no reaccionada de plata y oro , cuantificándose por absorción atómica.
18
En base a los resultados obtenidos se trabajó únicamente con el experimento No.2 ( el que tuvo una duración de 24 hr de lixiviación ) para la siguiente etapa de la experimentación.
Ya realizada la lixiviación, se apartaron alicuotas de 50 m1 de solución lixiviante filtrado en un matraz erlenmeyer para efectuaron los siguientes experimentos para las opciones propuestas en la recuperación de los metales preciosos:
Recuperación de plata empleando arcillas montmorillonite. Empleamos lemna para la recuperación de oro se muestran los experimentos. Llevando acabo la cementación agregando aluminio en una relación estequiométrica expresada en la siguiente reacción de oxido reducción :
3( AgCS(NH2)2)3 + Aio ----------------- Al3+ + 9CS(NH2)2 + 3Ag0
Se realizaron los experimentos en un (agitado automático) a 300 C ; tomando una muestra a los 5 minutos del proceso de agitación terminando con un muestra después de una hora, cuantificándose posteriormente por absorción atómica.
2.3 Análisis de Resultados
Los resultados de la etapa de lixiviación se muestran en las siguientes tablas En la Figura 12 se agrupan los 3 experimentos antes mencionados, para poder analizar con mayor precisión el comportamiento que se presento en los 3 experimentos propuestos para la etapa de lixiviación; Se concluyo que el experimento 2 es el que presenta mejor comportamiento en comparación con el experimento 1 y 3. El mismo análisis se realizó para el oro presentándose en la Figura 13. obteniendo el mismo resultado que en el análisis de plata.
La corrida de 24 horas se representa en la Figura 14 para plata y en la figura 15 para oro; contando con los datos necesarios en las tablas 20 y 24 respectivamente.
19
PLATA
EXPERIMENTO No. 1
14 18.24 21:15 1.65 15 2 1 :45 16 20.36 22: 15 1 .82
Tabla 17
EXPERIMENTO No. 2
I MUESTRAS I CONCENTRACION I TIEMPO (mg/ml)
Tabla 18
Kg de AgITon. de
mineral
~~
321 1.26 1.66 1.99 2.16 2.5 1 2.6 2.13 2.58 2.64 2.31 2.74 2.58 2.12 3.05 1
20
EXPERIMENTO No. 3
Tabla 19
EXPERIMENTO No. 4
Tabla 20
21
ORO
EXPERIMENTO No. 1
Tabla 2 1
EXPERIMENTO No. 2
MUESTRAS Kg de TIEMPO CONCENTRACION
mineral 1 .2 1
.O1285 1450 .42 8 ,01232 14:20 .40 7 9.3E-3 1350 .30 6 .o1 112 13:20 .36 5
9.73E-3 1250 .3 1 4 .o101 1 12:20 .32 3 8.268-3 1150 .26 2 6.72E-3 11:20
(mdml) Au/Ton. de
9
.0147 16:20 .49 11
.0144 1550 .4 8 10 .O1368 15:20 .45
12 I .53 I 1650 I .0157 13 .55 I 17:20 I .O 1628 14
.O 1769 1850 .6 1 16 ,01752 18:20 .60 15 .O1675 1750 .57
Tabla 22
22
EXPERIMENTO No. 3
Tabla 23
EXPERIMENTO No. 4
Tabla 24
23
En base a la solución lixiviante del experimento No.2 (el que tuvo un tiempo de lixiviación de 24 horas ), se prosiguió con la parte de separación por lo tanto obtuvimos que para:
Adsorción con Arcillas
ARCILLAS PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION (8.1 RECUPERADO RECUPERADO ( mgAt )
EN 5 MIN. EN 1 Hr. .5
97.81 97.35 2.649 .2 98.54 98.32 1.671 .3 99.21 99.17 .793
Tabla 25
Adsorción con Lemnas
LEMNAS PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION (g.) RECUPERADO RECUPERADO ( mgnt )
EN 5 MIN. EN 1 Hr. .5
O O 92.6 .3 O O 97.4
Tabla 26
Cementación con aluminio
ALUMINIO PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION ( g . 1 RECUPERADO RECUPERADO ( mlLt )
I I E N 5 MIN. I EN 1 HR. .O6 85.25 42.8 57.2
I .12 92.39 50.65 49.35
Tabla 27
24
Para ORO obtuvimos los siguientes resultados
Au
Adsorción con Arcillas
ARCILLAS PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION (g.) RECUPERADO RECUPERADO ( mgAt 1
EN 5 MIN. EN 1 Hr. .5
O O 1 .2 O O 1 .3 O O 1
Tabla 3 1
Adsorción con Lemnas
LEMNAS PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION ( g ) RECUPERADO RECUPERADO ( )
EN 5 MIN. EN 1 Hr. .5 O O 1
Tabla 32
Cementación con aluminio
ALUMINIO PORCENTAJE PORCENTAJE CONCENTRACION ( g. ) RECUPERADO RECUPERADO ( )
EN 5 MIN. EN 1 Hr. .O6
85 28 .72 .12 80 23 .77
Tabla 33
Se llegó a la conclusión de que no se recuperó Oro y Plata, en las lemnas por la cantidad de plomo que contiene nuestro mineral, envenenando a estas y obstruyendo la recuperación de dichos metales.
25
Se seleccionaron las Arcillas como el método dptinm para la recuperación de Plata. El método óptimo para la recuperación de oro es la cementación con aluminio; obteniendo con este método también una extracción de plata, pero inferior a la que se obtiene con las Arcillas. En los análisis que se realizaron a los sólidos (del experimento 2 de 24 horas de lixiviación) y la solución lixiviante se obtienen los siguientes balances Metalúrgicos.
PLATA
CANTIDAD DE METAL EN CANTIDAD DE METAL EN EL RESIDUO SOLUCION LIXIVIANTE
4.3 1 Kg Ag/Ton de mineral . 3.16 Kg Ag/Ton de mineral
ORO
CANTIDAD DE METAL EN CANTIDAD DE METAL EN EL RESIDUO SOLUCION LIXIVIANTE
.O23 Kg Ag/Ton de mineral .O17 Kg Ag/Ton de mineral
Contenido de la solución después de la lixiviación
40 ppm de Fe 20 ppmde Cu 50 pprn de Pb 1 ppmde Au 100 ppm de Ag
Los anteriores son metales más importantes del mineral sulfurado utilizado en la etapa de experimentación.
REFERENCIAS
[7 Referencia del capítulo I [12 Patente Mexicana No. 9201342, Fecha 11 de Nov. de 1994, Gretchen Lapidus
Lavine, José Ricardo Rosas Cedillo, "Proceso para la recuperación, selectiva de Plata de soluciones Tioureicas empleando arcillas naturales.
[13 Patente Mexicana No. 949846, Fecha 16 de Dic. de 1994, Gretchen Lapidus Lavine, Verónica Vargas Mora, "Recuperación selectiva de Oro de soluciones de bromuros por adsorción en brumosa".
[ 14 Avances de Ingeniería Química, 1990, Editorial Fonseca.
26
APENDICE B
CAPITULO I1
LIXIVIACION DE PLATA
O 50 100 150 200 250 300 350 400 450
TIEMPO
- EXPERIMENTO 1 -+ EXPERIMENTO 2 /1
Figura 12
LlXlVlAClON DE ORO 0,02
0,015
0,Ol
0,005
o O 50 100 150 200 250 300 350 400 450
TIEMPO (min)
-EXPERIMENTO 1 "EXPERIMENTO 2 *EXPERIMENTO 3 . . . . . . . . . . . . . .
. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
Figura 13
O O O O O O O O ,o A N o P I 1)
P P
O
m
CAPITULO I I I
CAPITULO I11 DISEÑO DE LA PLANTA
3.1 Síntesis definitiva del proceso.
Después de haber realizado la etapa experimental , el camino del proceso que se diseñará para la recuperación de ORO y PLATA mediante la solución lixiviante de bromo y tiourea, apartir de un mineral sulfurado se presenta a continuación.
La interpretación del proceso a diseñar se presenta a grandes rasgos en la Figura 16
En el tanque de mezcla se preparará la solución lixiviante para llevar a cabo el proceso de lixiviación. Este se realiza en Tanques Pachuca, llegando al tanque el mineral de la etapa de flotación. Se llevan a cabo las siguientes reacciones en la etapa de lixiviación.
Ag2S + 6CS(NH2)2 + Br2 ---------- 2[AgCS(NH2)2]3 + 2Br- + So
2Au0 + 4CS(NH2)2 + Br2 ---------- 2Au[CS(NH2)2]2 + 2Br-
Cu2S + 8CS(NH2)2 + Br2 ---------- 2Cu[CS(NH2)2]42+ + 2Br- + S O
PbS + 4CS(NH2)2 + Br2 ----------- Pb[CS(NH2)2]42+ + 2Br- + So
CS(NH2)2 + FeS + Br2 ---------- Fe[CS(NH2)2] + 2Br- + So [I5
La solución ya lixiviada pasa a la etapa de sedimentación para obtener dos corrientes, una corriente de la solución clarificada que se transporta hasta llegar a la torre de adsorción de arcillas (donde se efectúa el 100% de recuperación de plata ) y la otra corriente que contiene los sólidos de la etapa de lixiviación los cuales serán pasados por un lavado con ama. La solución producto del lavado se recircula a los reactores de lixiviación y la otra mandarla a la presa de jales.
A continuación se pasa de cementación con aluminio ( donde se recupera el 85 % de oro y el resto de la plata ); de ahí se pasa por la sección defiltración empleando un filtro prensa para separar los sólidos que será mandados a fundición y la otra corriente es una recirculación al tanque de mezclado, presentando está corriente una purga para que no exista una acumulación de metales.
Después de la torre de adsorción se le dará un tratamiento a las arcillas pasando estas por un horno y por un lavado de la plata con HN03 [ 12 finalizando esta corriente en la electrodepositación, para después continuar enfundicidn.
27
3.2 Balance de materia
El balance se encuentra reportado en toneladas por hora en la Tabla 34 [ 18 *; en el diagrama de flujo del proceso se esquematiza las entradas y salidas en cada uno de los equipos que se utilizaron para poder desarrollar el diseño de la planta Figura 17.
3.3 Diseño del equipo.
3.3a Tanques Pachuca
Los sólidos finamente divididos se pueden suspender en los disolventes de lixiviación por agitación. Para la operación por lotes se utiliza una variedad de tanques con agitación. El más sencillo es el Tanque Pachuca que se ha usado ampliamente en las industrias metalúrgicas. Estos tanques pueden construirse de madera, metal o concreto y pueden cubrirse con un metal inerte como plomo, según la naturaleza del líquido de lixiviación. La agitación se lleva a cabo pasando aire a través de la suspención: las burbujas de aire ascienden a través de un tubo central y causan el flujo ascendente de líquido y del sólido suspendido en el tubo. En consecuencia, provocan la circulación vertical del contenido del tanque ( ver Figura 20 ). Después de terminar la lixiviación, la agitación se detiene, el sólido se deja sedimentar en el mismo tanque o en uno separado y el líquido sobrenadante, puede decantarse mediante sifoneo sobre la parte superior del tanque, o separarlo a través de tuberías de descarga colocadas a un nivel apropiado a un lado del tanque. Si los sólidos están finamente divididos y se sedimentan en un sólido comprimible, la cantidad de solución retenida en los sólidos sedimentados será considerable. La agitación y la sedimentación con varios lotes de disolventes de lavado serán necesarias para recuperar las Últimas huellas de soluto; esto puede hacerse a contracorriente. En otra alternativa, el sólido se puede filtrar y lavar en el filtro. [ 17
Para el estudio de la cinética de la lixiviación, es necesaria la aplicación de un modelo matemático que describa la situación real que se esta efectuando. La lixiviación de los metales preciosos apartir de sus minerales, corresponden a un sistema heterogéneos sólido-líquido, en el cual ha de tomarse en cuenta diversos factores que actúan sobre la velocidad de extracción. En la lixiviación de un mineral sulfurado, las partículas inicialmente no son porosas, el modelo de núcleo decreciente se ajusta en la inmensa mayoría de los casos a la cinética de reacción de las lixiviaciones oxidantes de los metales.
la reacción se tiene lugar inicialmente en la superficie externa de la partícula, desplazándose con el tiempo el frente de reacción hacia el interior del sólido, dejando a su paso el material sin reaccionar. El frente decrecerá a medida que la reacción avance.
Las reacciones que se llevan a cabo en el reactor son las siguientes:
Para PLATA
Ag2S + 6CS(NH2)2 + Br2 ---------- 2[AgCS(NH2)2]3 + 2Br- + So
28
Para ORO
2Au0 + 4CS(NH2)2 + Br2 ---------- 2Au[CS(NH2)2]2 + 2Br-
Para la aplicación del modelo de núcleo decreciente en un sistema se debe considerar que en la reacción los siguientes procesos ocurren en serie: [ 19
* Transporte de los agentes oxidante ( BROMO ) y acomplejante ( TIOUREA )desde el seno de la solución a la superficie externa de la partícula, a través de la película de fluido estancado. * Difusión del agente oxidante a través de la capa de productos sólidos e inertes. * Reacción del agente oxidante con el sulfuro de plata y oro en estado nativo en el frente de reacción. * Difusión de los productos fluidos ( plata, oro e ion bromuro ) a través de la capa de inertes. * Transporte de los productos fluidos desde la partícula al seno de la solución a través de la película de fluido estancado.
La siguiente ecuación simplificada para el estudio del OR0.[7
Donde
fD= [ 1 + 2(1-X) - 3(1-X)2/3 1
En muchos sistemas minerales, la cinética de lixiviación esta controlada o limitada por los productos. Debido a una baja solubilidad en las condiciones de la solución, los productos de la lixiviación permanecen en el frente de reacción disolviéndose únicamente de acuerdo con el gradiente de concentración existente entre el sitio de precipitación y el seno de la solución. El resultado de esto es un control por solubilidad, y el gradiente de concentración entre la superficie de reacción y el seno de la solución, determinará la transferencia de masa.
En la lixiviación selectiva de plata, el efecto de la solubilidad de los productos adquiere una gran importancia, donde la extracción del metal deseado depende de su bajo límite de solubilidad.
Para considerar la resistencia que la solubilidad de los productos ofrece, es posible adicionar algunos términos a la ecuación del modelo. Esto es posible ya que se considera que todas las resistencias actúan en serie, y la suma de todas las resistencias actúan en serie, y la suma de todas las resistencias da como resultado el tiempo de lixiviación total.
Lapidus y Mosqueira ( 1988 ) desarrollaron, a partir del modelo tradicional de núcleo decreciente la siguiente función que considera el problema de la saturación, y con la que se ha analizado la PLATA.[7
29
t = -b [ (1/6a )( In ( [ (RcRP)~ - a(Rc/Rp) f a? ] [ i -t a l2 )/( ( 1 - a + a2 )
( (RcRp) + a )2 ) + (1 / (a(3)lI2) )Tan-l( (2 (Rc/Rp) - a ) / (a(3)1/2) - (1 /
(a(3)'/2) )Tan-l( ( 2 - a ) / ( a(3)ll2) ) - 1/3( 1 - ((DeB)/(RpKm,))(ln ((RcRP)~ + a3 ) /
(1 + a3 )
tp = -bfS
Donde:
Rc/Rp = ( 1 - X)l /3 Siendo: V, = Volumen de solución lixiviante V, = Volumen del mineral
Rp = Radio de la partícula d, = Densidad del metal en el mineral C,, = Concentración de bromo en el seno de la solución KM, = Coeficiente de transferencia de masa del agente oxidante
De, = Difusividad efectiva de la capa del agente oxidante en la capa de inertes C, = Concentración del producto De, = Difusividad efectiva del producto en la capa de inertes Km, = Coeficiente de transferencia de masa del producto en la película estancada C,* = Solubilidad máxima del producto C,, = Concentración del producto en el seno de la solución
t = Tiempo
X = Conversión
Cuando el sistema se apega a las consideraciones del modelo, la etapa controlante de la lixiviación se puede deducir graficando los datos obtenidos experimentalmente. Esto es, se grafican los datos de conversión en función de la etapa correspondiente ( fD ó f s ) contra el tiempo, el cual se debe apegar a una línea recta, en dondef, corresponde al análisis realizado al oro y fs para la plata los estudios basados en las ecuaciones 1 y 2 respectivamente se presentan en las gráficas en las Figuras 18 y 19 respectivamente.
Obteniendo los siguientes resultados
De* I .22E-9 cm2/segundo de^ 5.565E-5cm2/segundo
La predicción del modelo indica que el tiempo de lixiviación en los Tanques Pachuca, para obtener el 100 % de conversión es de 9 horas tanto para el oro, como para la plata por lo tanto,
30
del balance de materia, se tiene un flujo total de 157W m3/dia que entra a los Tanque Pachuca, tomando la consideración que se llenarán al 80 % Se ocupa un volumen de 107.752 m3 para cada Tanque Pachuca. En consecuencia se requieren 4 Tanque Pachuca, en donde cada Tanque Pachuca manejará un flujo de 108 m3 / hora obteniendo así:
Tiempo de llenado 1 hora Tiempo de vaciado 1 hora Tiempo de reacción 9 horas
Tiempo total 11 horas
Condiciones de diseño del Tanque Pachuca[ 16
Material de construcción: Acero inoxidable austenitic0
Tipo COMPOSICIóN EN Y" I .-
AIS1 UNS I Cr I Ni I Mo I C I S i I M n I S I P 303 S30300 I 17-19 I 8-10 I 0.6 I O. 15 I 1 I 2 I 0.15 I 0.2
Tabla 34
Dimensiones del Tanque Pachuca:
Angulo de inclinación
Diámetro interno Altura total
volumen por tanque
60 0
3.5 m 14 m
108 m3
3.3b Sedimentador. [ 16
Convencional con mecanismo apoyado en un puente.
L a corriente de alimentación se lleva al centro del espesador mediante una tubería o un canal abierto y entra al pozo de alimentación, que está diseñado para minimizar la turbulencia producida por la velocidad de entrada de la alimentación y forzar la entrada de la pulpa abajo de superficie de líquido claro. El flujo de sólidos espesados fluyen o se arrastran hacia el centro del espesador y se eliminan. El líquido de sobre flujo se extrae del espesador por medio de un vertedero periférico.(Ver Figura 2 1 .)
Características de los componentes del sedimentador:
Tanque: ( Cilíndrico )
31
Material de construcción:
Acero inoxidable austenitic0 ( Tabla 34 ) Altura = 20 m Volumen = 5090 m3 Diámetro interno = 18 m Ventajas ofrecidas por el tipo de sedimentador
1) Capacidad para transferir cargas a la periferia del tanque 2) Capacidad para dar una concentración de subflujo más consistente y densa con un solo
3) Dispositivo de elevación menos complicado 4) Menos miembros estructurales sujetos acumulación de sedimento 5) Acceso al mecanismo de impulso para ambos extremos 6) menos costo para las unidades con un diámetro inferior a 30 m.
punto de extracción
Bombeo de subflujo.
Este es uno de los factores más importantes que afectan el funcionamiento de todo el sistema y la selección de la bomba es una decisión fundamental; se prefieren las bombas de diafragma con descarga abierta, debido a que principalmente las densidades de subflujo se pueden controlar fácilmente con estas unidades. Las desventajas influyen en el costo relativamente elevado en términos de la capacidad volumétrica. A menudo los grandes flujos se manejan con bombas centrifugas recubiertas de hule con un diámetro grande y baja velocidad .
Bombeo de Sobreflujo.
Las bombas son necesarias cuando se requiere flexibilidad y control máximo . Por lo general se utilizan bombas centrifugas estándar.
3 . 3 ~ Columna de adsorción.[20
Las separaciones que implican una fase fluida y una fase sólida ( Adsorción, intercambio ibnico, etc.) Se llevan a cabo normalmente con el sólido cargado sobre una base discontinua y con el fluido cargado continuamente. La fase sólida forma un lecho fijo atrav&s del cual el fluido circula. Este procedimiento resulta de la dificultad de proporcionar un alimento continuo de una sustancia sólida y de conseguir que una fase sólida se mueva unifórmente dentro de un aparato de separacibn. Ver Figura 22
La torre de adsorcibn instalará en un tanque cilíndrico vertical con fondo cónico o en forma de plato de un diámetro de 4.5 mts. y una altura de 10 mts. En el caso de arcillas los lechos pueden contener hasta 50 ton. El fluido del líquido es descendente bajo fuerza de gravedad; cuando es necesario reactivar las arcillas se detiene en flujo del líquido y se drena por lo tanto el sólido es extraído del filtro, reactivado en el horno y lavado con HN03.
32
Datos de equilibrio
Tabla 35
Realizando los cálculos para el diseño por medio de la isoterma de Freundlich [ 17
Obteniendo así: Se obtuvo así, después de aplicar un balance de masa en la columna
Para 4950 Kg de AgT, que entran a la torre de adsorción
Volumen de sustancia no adsorbida 15 192 204 Lt Masa de sólido libre de adsorbato 207 017.05 Kg
3.3d Filtro prensa [ 16.
Debido a la volatilidad del bromo se descartó el uso de los filtros de tipo tambor al vacío los cuales hubieran ocasionado tanto la pérdidas del reactivo como un problema ambiental grave.
Tipo: filtro prensa de placas y marcos.
Estros filtros son un montaje alternado de placas cubiertas en ambos lados por un medio filtrante que por lo general es tela y marcos huecos, que proporcionan el espacio necesario para la acumulación de la torta durante la filtración. En los marcos existen agujeros para la alimentación y el lavado, en tanto que las placas tienen agujeros para el drenado del filtrado. Durante la filtración la prensa se puede cerrar manualmente en forma hidráulica o por medio de un motor. Existen varias disposiciones para la alimentación y la descarga de los diferentes elementos de prensa desembocan en un múltiple a través de algunos de los agujeros que están en la cuatro esquinas de cada uno de los marcos y placas, para formar canales longitudinales continuos desde la placa terminal estacionaria hasta el otro extremo del filtro prensa. En forma opcional, el filtrado se puede drenar de cada placa por medio de una válvula y un giro ( para descarga abierta) o un tubo ( para descarga cerrada). La alimentación por la parte superior y la descarga por el fondo de las cámaras proporcionan recuperación máxima del filtrado y el secado máximo de la torta. Este arreglo es adecuado, sobre todo , para los sólidos pesados que se sedimentan rápidamente. En la mayor parte de los precipitados, la alimentación por la parte interior y la
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descarga de filtrado por la superior permiten un ripido desplazamiento del aire y produce una torta más uniforme. En el lavado simple el licor del lavado sigue la misma trayectoria que el filtrado. Ver Figura 23.
Dimensiones del equipo de filtración
Dimensiones de las placas 1.5 m. X 1.8 m. Espesor de los marcos 0.20 m. Presión de operación 780 kPa. Material de construcción Acero inoxidable
303.
3.3e Electrólisis.
La precipitación electrolítica depende de la clasificación de la solución cargada, la cuales, de hecho el electrolito que contiene el metal valioso por recuperar, y que se descompone cuando se aplica un potencial lo suficientemente alto de corriente directa, el llamado voltaje de descomposición, para que pase la corriente. Existe un voltaje de descomposición definido para cada metal, el cual varia de acuerdo con la posición del metal en la serie electromotriz. Si hay varios metales en la solución el de menor voltaje de descomposición se depositara primero en el cátodo, y los demás metales permanecerán en solución hasta que se eleve el voltaje lo suficiente para descomponerlos también.
La potencia consumida es el producto de los amperes pasados por hora multiplicados por el voltaje total aplicado al circuito , representando una porción considerable de los gastos totales de operación de la planta. Por tanto es importante cualquier reducción que se logre en el consumo de energía eléctrica, y se realizan pruebas constantemente para verificar que no haya cortos circuitos en los electrodos ni fugas de corriente. La cantidad de metal que se deposita es función del tiempo y de la intensidad de corriente de acuerdo con la ley de Faraday , la cual establece que se depositara un peso equivalente del metal (el peso atómico dividido entre la Valencia) en gramos por cada 96500 coulombs (amperes por segundo) de electricidad, o sea que 500 amperes día de electricidad depositarán un peso equivalente de metal en libras.
La cantidad que teóricamente debe depositarse por cálculo no se alcanza nunca, ya que la eficiencia de la celda es menor del 100% debido a las perdidas de corriente, a los cortos circuitos y a la polarización de los electrodos causada por las burbujas de gas que se juntan sobre el ánodo o cátodo elevando la resistencia de la celda. La eficiencia que se obtiene en las celdas puede calcularse si se compara el peso real del metal que se ha depositado con el peso que debía haberse depositado de acuerdo con la ley de Faraday.
Es importante la temperatura de la celda debido a que , al elevarse la temperatura de la solución, baja su resistencia, y con ella el voltaje de descomposición . Sin embargo existe un límite en cuanto al grado de calentamiento que pueda aplicarse al electrólito, además los costos excesivos del calentamiento pueden ser mayores que el ahorro que se obtenga en electricidad . A veces también resultan efectos laterales indeseables con la temperatura excesiva , y puede producirse
34
crecimiento desigual del cátodo, el depósito de impurezas indeseables y hasta la vaporización del electrólito.
La purificación de la solución mediante la eliminación de los metales considerados como impurezas que se disolvieron en el circuito de lixiviación junto con el metal valioso, debe realizarse antes de la electrólisis.
Si se separa las impurezas antes de la electrólisis no se producen acumulaciones de estos contaminantes en la celda y el electrólito gastado, después de haberlo separado el metal valioso, se utiliza simplemente una y otra vez como disolvente.
Las conexiones eléctricas de la celda son del sistema múltiple, similares a las usadas en la refinación electrolítica , con la excepción de que en este caso hay un ánodo más que el número de cátodos en el conjunto de electrodos de una celda. Los ánodos son insolubles.
Características de la celda .
Anodo Acero inoxidable 303 Area total : 0.9 m2 Cátodo Lamina de plata. Area total : 0.9 m2 Tanque Concreto con 3.55 m de largo
revestimientos de plásticos 1 .O7 m de ancho. 1 .O7 m de profundidad.
No. de ánodos 30 No. de cátodos 29
3.3f Horno para tratamiento de Arcillas. [21
Para lograr la regeneración de las arcillas es conveniente un tratamiento térmico a la arcilla cargada de complejos de plata-tiourea y la posterior extracción de la plata empleando una solución diluida de ácido nítrico. El tratamiento térmico adecuado para este proceso consiste en un calentamiento de la arcilla cargada hasta una temperatura de 300 a 400OC durante 30 a 180 minutos. La concentración del ácido nítrico en la solución diluida es menor del 10%. La arcilla así tratada se regresa nuevamente a la etapa de intercambio iónico. La capacidad de intercambio de la arcilla no se altera con el tratamiento térmico. Ver Figura 24.
Tipo : Calcinador de calor indirecto.
Condiciones de diseño.
Los calcinadores de calor indirecto, ya sea por lotes o de funcionamiento continuo, sirven para el tratamiento térmico o calorífico y el desecado a temperaturas más elevadas que las que se obtienen en los equipos rotatorios calentados a vapor. Estos calcinadores requieren un flujo m’nimo de gas para purgar el cilindro que, cuando maneja sólidos granulados, reduce la producción de polvo; además son adecuados para operaciones con sellos de gas y atmósferas oxidantes, inertes o reductoras.
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Componentes del calcinador.
Esta unidad consta esencialmente de una retorta cilíndrica que gira dentro de un horno cilíndrico estacionario con revestimiento refractario. Este último tiene la configuración que la quema del combustible ocurre dentro de la pieza anular que va entre la retorta y el horno. El cilindro de retorta se extiende en ambos extremos más allá de las dimensiones del horno y estas extensiones son las que tienen los anillos de asiento y el engranaje propulsor.
El material se alimenta continuamente en un extremo y se descarga de la misma manera en el otro . La alimentación y la descarga de sólidos se realiza por lo común con alimentación de tornillo u otros alimentadores positivos, para evitar el paso de gases dentro o fuera de la retorta, con los sólidos.
En caso en que es conveniente enfriar el producto antes de sacarlo a la atmósfera exterior, la terminal de descarga del cilindro está provista de una extensión adicional, cuyo exterior se enfría por medio de un rocío de agua. En calcinadores en flujo en paralelo los gases calientes del interior de la porción calentada del cilindro se extrae por medio de un tubo de salida especial. Este tubo se extiende centralmente pasando por la sección enfriada para evitar el paso del gas cerca de la superficie de la cubierta enfriada y prevenir una posible condensación.
Las temperaturas de funcionamiento de los cilindros de calor indirecto están limitadas sólo por consideraciones estructurales y son del orden de 700 K para acero al carbono y 920 K para los aceros inoxidables . El empleo de metales especiales llega a permitir operaciones con temperaturas del orden de 1365 K.
Puesto que los calcinadores de calor indirecto requieren a menudo sellos mecánicos de ajuste preciso para gas, se acostumbra a sostener todas las piezas en una base de acero integral, en tamaños de 1.25 m. de diámetro por 9.5 m. de largo aproximadamente . Se emplea calentamiento eléctrico de gas o de petróleo con montajes de muchos quemadores bajo la cubierta , para asegurar un calentamiento uniforme.
En los calcinadores de calor indirecto, la transmisión de calor se efectúa primordialmente por radiación de la pared del cilindro al lecho del sólido. La eficiencia térmica oscila entre 35 y 65%.
Los factores restrictivos en la transmisión del calor se asocian con las constantes de conductividad y radiación del metal de la cubierta y el lecho de sólidos. Cuando se conocen las características de éstos, el tamaño del equipo se determina con precisión aplicando la ecuación de radiación de Stenfan-Boltzmann. Los coeficientes de calor van de 85 J/(m2.seg. K) en procesos a alta temperatura.
36
3.3g Lavado con agua,
Mencionado proceso se llevará acabo en los sólidos sedimentados del sedimentador, este lavado se efectuará en un filtro prensa con las siguientes características.
Flujo 1.63E3 Ton Dimensiones de placa 1.5 m X 1.8 m Espesor de marcos 20 m Area 95.53 m2 Material Acero Inoxidable
REFERENCIA
Artículo de reacciones Manual del Ingenierio Químico, Robert H. Perry y Cecil H. Chilton, Quinta Edición, Mc Graw Hill. Operaciones de Transferencia de Masa, 2a. Edición, Robert E. Treybal Mc Graw Hill. Principios Básicos de los ProcesosQuímicos, Richard M. Felder, Ronald W Rousseau, Editorial el manual Moderno, S.A de C.V. Ingeniería de las Reacciones Químicas, Octave Levenspiel, Editorial Reverté, S.A, 2a. Edición. Procesos de Separación, C. Judson King, Ediciones REPLA. S:A, 1980 Procesos de Ingeniería Química, G:D ULDRICH, Mc Graw Hill, la. Edición.
Referencia utilizada solo de consulta
37
APENDICE C
CAPITULO I11
1
0.9
0.8
0.7
0.6
0.5
0.4
0.3
0.2
o. 1
O O
TIEMPO DE REACCION PARA ORO
1 2 3 4 5 6 7
TIEMPO DE REACCION DE PLATA
I
TRATAMIENTO DE ARCILLAS
u "111
1
-
"112 R-110
.J . .
H-120
+
D -130
R-140 <
A I
DIAGRAMA DE FLUJO DE PROCESO PARA LA LABORATORIO DE PLANTA DE OBTENCION DE ORO Y PLATA PROCESOS Y DISEÑO
IJNTVFlRSTllAll ATTTnNOMA MTilTRnPn1,TTANA
AIIMENThCION B r2 BALANCE DE MATERIA FRESCA T Ag2S
A u - -L - I P b S
HgO
AgT3 AgT3 AuT2 AuT2 PbT4 PbT4 v CuT4 CuT4 Fe * Fe Br' Br'
c u2s FeS AgT3 Inertes Ag AuT2
P b s PbT4
b LlXlVlAClON + S Fe Inertes B r -
B r2 B'2 B r-, T I T T
"6
Br'
T Br2
H20 AgT3 AuT2 P bT4 CuT4 Fe B r -
T B r2
H20
AgT3 AuT2 PbT4 C uT4 Fe B r -
T B r2
H20
AgT3 4
AuT2 P bT4 C uT4 Fe
SEDIMENTACION Br' B r2 ADSORCION T I
-L
PbT4 C uT4 Fe F eS
'" Inertes
PbS +PbT4 cu S FeS CuT4 S Fe Inertes Br'
T Br2
H20
H20 AgT3 Fe H20 AuT2 B f PbT4 Br2 CuT4 T
L - CEM ENTAC ION
Al Cu AgT3 Fe H20 NaF T AuT2 Br- A g PbT4 Br2
AgT3 A u CuT4 T v E: p q I - - r
C uT4 Fe AI Cu B r- I NaF T
B '2 A g
I AgT3 Fe Hz0 T A u AuT2 Br- PbT4 Br2
~ -~
H20 Figura 17
3.2 Balance de materia Ton/hr
Tabla 34
r
II G) C
Iu w
I! G) C R D Iu P
Iu O
I v M
9
CAPITULO IV
CAPITULO IV ESTUDIO DE MERCADO
4.1 Análisis económico [21
Costo de capital
Nombre de la total unidad de unidad
Costo Costo por Número
unidades (K$) (K$) Tanques 3200.0 800 4 Pachuca
Tanque de 12.5 12.5 1 I mezclado I I
Sedimentador 480.00 120 4 Torre 900.0 300.0 3
Empacada Cernentador
700.0 700.0 1 Filtro Prensa 1664.0 416.0 4
Horno 680.0 680.0 1 Filtro de 637.0 637.0 1
~
Tabla 36
Capital fijo M$8.3
Capital de Trabajo M$1.3
Inversión de Capital total M$9.6
Dada la tasa de retorno anual, que resulta aproximadamente una quinta parte de la inversión hecha originalmente, puede recuperarse anualmente para satisfacer todos los costos requeridos del proceso.
38
4.2 Balance económico [2 1
costo I M$/año 1 M$/año I $/Kg
ventas Oro I 13.2 I 13,707
~~ " I 162.0 - Plata I 77.27 Total de ingresos a partir I I 90.47 I 13,8 69
descontando impuestos Tasa de retorno descontando impuestos
3.9 1.86
Tabla 37
39
Este estudio económico puede ser reducido; dándole utilidad algunos equipos que se encuentran en la Planta de Beneficio Loreto Real del Monte Pachuca; como se menciono en el capitulo I solo proponemos modificar una parte del proceso; concluyendo con este estudio económico y presentando nuestro sistema un proceso de recirculación de la solución lixiviante es costeable el presente proyecto.
En el apéndice que se refiere a este capítulo se mostrarán los equipos a diseñar para el presente proyecto mencionando la capacida y su precio por unidad.
REFERENCIAS
[2 1 Referencia del Capítulo I11
40
APENDICE D
CAPITULO IV
MEZCLADOR
... .. .
B FLUJO
DIAMETRO
LONGITUD
MATERIAL
COSTO
6493.Ton/día
1.74 m
2.61 m
Acero Inoxidable
K$12.5
v D X V
W EJ W
E vi m
o d b
o W - E El 4
E d 4
z o cl
$ W
d W 2 E
O O m
o *
W
*
ca "- E ,o OCI
W d d
%
O
4 u n W
O
E;
O b
O u m
z O
O t4
O
O t4
n
I
CLARIFICADO TORRE DE ADSORCION 1
FLUJO
DIAMETRO
LONGITUD
MATERIAL
COSTO
13811Ton/día
4.5 m
11.5 m
Acero Inoxidable
K$120
CLARIFICADO
Figura 28
SOLUCION
1 L
FILTRO PRENSA
I Al
Au -Ag
PROCESO L
FLUJO 13839,Tondía
DIMENCION DE 1 I 5 m X 1.8 m LAS PLACAS
ESPESOR DE LOS MARCOS
20 m
MATERIAL Acero Inoxidable
COSTO K$700
SOLUCION
LAVADO H O
2
1 JALES
FLUJO
DIMENSION DE PLACAS
ESPESOR DE LOS MARCOS
MATERIAL
COSTO
1.5 m X 1.8 m
20 m
US680 I ,FILTRADO
CEMENTACION
u PROCESO
Figura 31
