UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA IZTAPALAPA

CIENCIAS BASICAS E INGENIERIA INGENIERIA DE PROCESOS E HIDRAULICA

LICENCIATURA INGENIERIA QUIMICA

DISEÑO DE UNA PLANTA DE RECUPERACION DE PLATA Y ORO A PARTIR DE MINERALES CONCENTRADOS,

SOLVENTES UTILIZANDO EL PROCESO DE LIXIVIACION-EXTRACCION POR

TESIS QUE PRESENTAN

BUENDIA CACHU ERIC DAVID 93219808 RODRIGUEZ SALDIVAR NORA 9322 1648

VARGAS RIVERA RAFAEL LEOPOLDO 90326424

PARA LA OBTENCION DEL TITULO INGENIERO QUIMICO

A S E ~ O R / DRA. GRETCHEN LAPIDUS LAVINE

JULIO 2000

A -a"d- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA "" - "_ . -1 -

INDICE

1. OBJETIVOS DEL PROYECTO. 7

2. INTRODUCCI~N 8

3. CONCEPTOS 9

3.1 LIXIVIACION. 9

3.2 CIANURACION. 10

3.3 COMPLEJO CON TIOUREA. 10

3.4 COMPLEJACION CON CLORUROS. 11

3.5 PREPARACION DE LOS SOLIDOS PARA LA LIXIVIACION. 11

3.6 METODOS DE OPERACION Y EQUIPO 11

3.7 REACCIONES EN EL PROCESO. 12

3.8 EXTRACCION POR SOLVENTES, 13

3.9 CLASIFICACION DE EXTRACTANTES. 15

3.19 DILUYENTES. 18

am ( - - - d m r UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

3.11 EXTRACCION POR SOLVENTE EN LA PRACTICA. 15

3.12 ELECTRODEPOSITACION O PRECIPITACION. 19

4. ASPECTOS ECONOMICOS 22

4.1 DESARROLLO DEL SECTOR MINERO METALURGICO. 22

4.2 DESEMPEÑO DEL MERCADO MUNDIAL. 22

4.3 MEXICO EN LA PRODUCCION MINERA MUNDIAL. 24

4.4 EXPORTACIONES DE ORO Y PLATA. 24

4.5 PRODUCCION DOMESTICA 25

4.5.1 VALOR DE LA PRODUCCION. 25

4.5.2 VOLUMEN DE PRODUCCION DE METALES PRECIOSOS 26

4.6 ESTRUCTURA DE LA PRODUCCI~N 26

4.7 PRODUCCION ESTATAL DE ORO Y PLATA. 27

4.8 USOS DEL ORO Y LA PLATA. 29

5 PROCESO DE OBTENCI~N DEL ORO Y LA PLATA 30

A r - ~ d e m n UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

5.1 PROCESO DE CIANURACI~N. 30

5.2 COMPLEJACION CON TIOUREA (PROPUESTO). 32

S.PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL. 34

6.1 PREPARACION DE MINERAL. 34

4.2 DIGESTION. 34

6.3 REACCI~N ( LIXIVIACI~N). 35

6.4 EXTRACCION (EXTRACCI~N Y DESPOJO). 37

6.5 CONDICIONES EN LA QUE SE REALIZO LA EXTRACCIóN POR TIPO DE SOLVENTE Y SOLUCION UTILIZADA. 39

6.5.1 EXTRACCI~N 39

6.5.2 DESPOJO. 40

6. RESULTADOS OBTENIDOS EN LA PARTE EXPERIMENTAL. 41

7. UBICACION DE LA PLANTA. 51

7.1 GUANAJUATO. 51

A chiarrlb4n UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

8. DESCRXPCION DEL PROCESO 54

8.1 PROCESO 54

8.2 LAYOUT 57

8.3 ESPECIFICACIONES DE EQUIPO DE PROCESO 58

9. POTENCIAL ECONOMICO. 62

9.1 BALANCE DE MASA. 52

9.2 COSTOS DE MATERIAS PRIMAS. 54

9.3 POTENCIAL ECONOMICO. 64

9.3.1ANALISIS ECONOMICO 56

10. IMPACTO AMBIENTAL. 75

19.1 MANEJO DE LOS DESECHOS GENERADOS EN EL PROCESO. 75

12. PROPIEDADES FISICAS Y OUIMICAS DE LAS SUSTANCIAS UTILIZADAS. 76

12.1 ORO 76

12.2 SULFUR0 DE PLATA. 77

m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

12.3 TIOUREA. 77

12.4 TIOSULFATO DE SODIO 79

12.5 SULFATO FERRIC0 81

12.6 CYANEX 302 82

12.7 DECANOL 82

12.8 MINERAL CONCENTRADO 84

13. APENDICE. 85

13.1 PROCESO DE REACCIóN. 85

13.2 ABSORCI~N AT~MICA. 88

13.4 CALCULO DE BOMBA§ Y TUBERIAS. 90

13.5 ELECTRODEPOSITACION 91

13.6 CALCULO DE LA POTENCIA ELECTRICA PARA EL AGITADOR MECANICO, PARA EL TAMAÑO DE DISCO Y ASPAS PARA EL AGITADOR. 92

13.7 OBTENCION DE LAS GRAFICAS UTILIZANDO EL MODELO DE NUCLEO DECRECIENTE AS¡ COMO TAMBIEN EL ARREGLO DE REACTORES DE PROCESO. 96

r

A 's.-=~*mo UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

13.8 CALCULO DEL AREA DE TRANSFERENCIA DE MASA 98

13.9 DISEÑO DE COLUMNAS DE EXTRACCI~N. 100

14. BIBLIOGRAFIA. 109

m r-hha*mn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1. OBJETIVOS DEL PROYECTO.

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

Seleccionar y probar un agente extractante el cual reaccione de forma selectiva, principalmente con los metales oro y plata.

Evaluar la factibilidad y economía del proyecto.

m -l~nhd(bm, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

2. INTRODUCCI~N

Actualmente la recuperación de oro y plata se lleva a cabo mediante dos etapas básicas, la lixiviación con cianuro y la cementación de metales con zinc. Este proceso cuenta con una cinética desfavorable y, es sobre todo, tóxico, por lo que se ha estado estudiando otros tipos de agentes que tengan la misma función que la del cianuro. De todas las sustancias que se probaron sé encontró que la tiourea es

la más favorable para este tipo de proceso. Esta sustancia funciona en medio ácido, el cual permite usar mayores concentraciones de oxidante, elevando con ello la velocidad de lixiviación. El problema principal del uso de la tiourea se origina, en su oxidación reversible e irreversible, ocasionando esta última la degradación de la tiourea. Sin embargo, esta reversibilidad afecta la esencia del proceso. Para lixiviar los metales es necesario hacer oxidante la solución

dimerizando la tiourea. Esta etapa ayuda enormemente a la disolución, porque el dímero funciona como un oxidante auxiliar. Sin embargo, en el proceso de cementación, se tienen que utilizar zinc o aluminio como agentes reductores, tanto para reducir la tiourea como para precipitar los metales. Al momento de la recirculación se tiene que volver a oxidar toda la solución, la cual hace que el proceso sea incosteable. Una forma de evitar este problema es reemplazar la etapa de

cementación por otra que no requiera la reducción. La extracción por solventes es una técnica probada en la industria minera para purificar y extraer los iones metálicos.

A c-d*.fla(*lp UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

3. CONCEPTOS

3.1 LIXIVIACION.

Es un proceso de separación mediante una disolución oxidante en medio acuosa en donde se extrae un ion metálico (reacción de oxidación). En la misma, existen sustancias químicas llamadas complejantes cuya función es mantener a los iones metálicos solubles en la solución acuosa. Dado esto, el éxito del proceso de lixiviación estará dado en su mayor

parte por la capacidad oxidante y complejante de las sustancias químicas presentes en la disolución. Otros aspectos importantes que se consideran son:

Tamaño de partícula de mineral. Es importante debido a que la interacción sólido-fluido se ve

favorecida cuando se tiene una mayor área de contacto. Para esto, el tamaño de la partícula debe ser pequeña para maximizar la velocidad de lixiviación.

Tiempo de reacción. La cinética de disolución es específico para cada proceso, por lo tanto

es necesario determinarla simulando la velocidad de extracción, se modela el sistema con las ecuaciones de control mixto transferencia de masa-difusión-reacción de transferencia de carga entre el agente oxidante y la especie reducida (en este caso las especies minerales son Ag2S y Au).

Temperatura Esta variable es importante en el proceso porque influye fuertemente

sobre las velocidades de reacción (de lixiviacion y destrucción de la tiourea). Por lo tanto, es necesario controlarla. El oro y la plata presentan propiedades químicas muy similares por lo

que los baños de lixiviantes son aplicables a ambas especies. En el proceso de lixiviación se tienen diferentes sistemas de acuerdo al

tipo de oxidante y complejante que se utilice. De acuerdo a estos, existen los procesos de cianuración, complejación con tiourea y complejación con cloruros entre los más eficientes.

m -+~tld- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

3.2 CIANURACION.

Es un proceso que cuenta con más de cien años y es el más utilizado en la industria por su eficiencia para solubilizar la plata y el oro, debido a la gran estabilidad de los complejos de cianuro. En el proceso se emplea oxígeno como agente oxidante y cianuro de sodio como agente complejante. Sin embargo este sistema tiene las siguientes desventajas:

Se debe operar el proceso a pH110, debido al alto grado de contaminación que se produciría por el desprendimiento -de ácido cianhídrico (HCN).

Al trabajar a pH~10 , la velocidad de reacción disminuye, debido a que no se puede ocupar un oxidante muy fuerte.

Este método no se puede ocupar en minerales refractarios o arcillosos o materiales con carbón vegetal.

Tiene poca eficiencia para tratar minerales con altos contenidos de óxidos y carbonatos, ya que este se descompone al grupo ligante CN-.

Poca selectividad debido a que extrae otros metales de menor valor como el mercurio, cobre, hierro y zinc.

3.3 COMPLEJO CON TIOUREA.

La tiourea es un agente ligante selectivo del oro y la plata. Este proceso reduce los productos contaminantes debido a que la tiourea es un compuesto orgánico totalmente degradable, y se puede utilizar agentes oxidantes más fuertes debido a que se trabaja a pH ácidos. Sin embargo la principal desventaja radica en la degradación

irreversible (alto consumo de materia prima). También, debido a las limitaciones de solubilidad de los metales preciosos, es necesario emplear una cantidad elevada de solución. La tasa de degradación se puede disminuir, no rebasando el nivel del

ácido del medio más allá de un pH= 1 o bien agregando S02.

A - b a t h . p , UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

3.4 COMPLEJACION CON CLORUROS.

Este es un proceso no contaminante que ofrece una gran versatilidad para su aplicación con todo tipo de materiales que contengan oro y plata. El agente oxidante a utilizar es hipoclorito de sodio y el complejante es el ion cloruro. El agente oxidante se puede regenerar. La principal desventaja es que los volúmenes de solución y

reactivos que se manejan son muy altos debido a que la complejación está sujeta a una gran cantidad de iones cloruro en la misma, y a un límite muy bajo de solubilidad del metal, especialmente de la plata.

3.5 PREPARACION DE LOS SOLIDOS PARA LA LIXIVIACION.

El método de preparación depende de la distribución de los minerales en el sólido original, de la naturaleza del sólido y del tamaño de la partícula. Si la materia soluble está rodeada de una matriz de materia insoluble,

el disolvente se debe difundir hacia el interior de para ponerse en contacto y disolver el material soluble, y después difundirse hacia fuera. Se utiliza la trituración y molienda previa de los minerales para aumentar la velocidad de lixiviación, de esta forma las porciones solubles quedan accesibles al disolvente.

3.6 METODOS DE OPERACION Y EQUIPO

Las operaciones de lixiviación se realizan principalmente por lotes o semilotes, también se llevan a cabo en condiciones continuas. En cada categoría se encuentran diversos equipos que son del tipo de etapas o de contacto continuo. Las técnicas básicas son: la aspersión o goteo del líquido sobre el sólido y la completa inmersión del sólido en el liquido. El equipo utilizado se escoge según la forma de fisica de los sólidos y de las dificultades, para tratarlo, así como su manejo y costo. El mineral utilizado es un sólido que se encuentra finamente dividido, que se puede suspender en solución de lixiviación por agitación; El

A ~ ~ ~ d * r l ~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

tanque Pachuca es uno de los más utilizados por la industria metalúrgica. Esto se pueden construir de madera, metal o concreto y pueden cubrirse con un material inerte, según las características de la solución de lixiviación. La agitación se lleva a cabo pasando un flujo de aire a través de la suspensión: las burbujas de aire ascienden a través del un tubo central y causan el flujo ascendente de líquido y sólido.

3.7 REACCIONES EN EL PROCESO.

El objetivo de la lixiviación es obtener los iones de Au (I) y Ag (I) en solución con un agente ligante (tiourea) utilizando un agente oxidante (sulfato férrico).

Las ventajas del uso de tiourea para el proceso de extracción de Ag y Au son: el bajo impacto ambiental, un fácil manejo del reactivo y una rápida cinética para la disolución del oro y la plata (6).

Las reacciones de complejación de oro y plata con tiourea son las . . siguientes:

Las reacciones de oxidación de oro por ión férrico en presencia de tiourea son:

AuO(s) + Fe(II1) +"---+ Au(1) + Fe(I1) (6)

La reacción de la plata metálica es similar a la del oro. Sin embargo cuando la plata se encuentra en forma de sulfuros (argentita) el oxidante actúa sobre el sulfuro:

m --darm UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Ag2S(s) + 2Fe(III) f"-----------, 2Ag(I) + 2Fe(II) + So (7)

Después de realizarse la lixiviación se puede utilizar el método de extracción por solventes para purificar y concentrar los iones metálicos.

3 . 8 EXTRACCION POR SOLVENTES.

El proceso de extracción por solventes (o extracción líquido-líquido) es una técnica de separación, la cual involucra transferencia de masa entre dos fases inmiscibles. El metal es transferido de una fase acuosa a una orgánica o viceversa. Este tipo de técnica se aplica ampliamente en procesos metalúrgicos de cobre, debido a su bajo costo y reducido impacto ambiental. Básicamente, el proceso de extracción por solventes se usa para

purificar y concentrar metales. Solo se requiere que el metal específico sea transferido selectivamente desde una fase acuosa a una orgánica. Puede definirse por la ecuación:

donde: la fase orgánica se denota por ( - 1, el extractante esta denotado por E, y el ion metálico se denota por M. La ecuación (8) representa la siguiente situación: el ion metálico M, que se encuentra inicialmente en la fase acuosa, se pone en

contacto con una fase orgánica que contiene al extractante E. La transferencia de M ocurre a través de la interfase, produciendo una nueva especie ME, la cual es soluble únicamente en la fase orgánica. Este fenómeno se conoce como extracción, y el objetivo es separar el

metal, en este caso M, de otros metales o componentes que están presentes en el sistema acuoso. En procesos metalúrgicos, se requiere un segundo proceso con el fin de transferir el metal de la fase organica

am t ~ r h r l m m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

a una nueva fase acuosa. Esto, que se llama el proceso de despojo, es lo contrario del proceso de extracción, y requiere que el equilibrio en la ecuación (8) se desplace a la izquierda(1). Como se puede observar, la separación y recuperación de un metal

puede, al menos en teoría, lográndose a través de dos operaciones básicas de transferencia de masa que involucran dos fases líquidas. Por razones económicas estas deben tener una solubilidad mutua mínima.

Cuando una fase acuosa que contiene metales se mezcla con una fase orgánica, constituido por un extractante selectivo, el metal se distribuirá entre las dos fases. Esta distribución es, en el caso de iones metales, de acuerdo con su naturaleza química y la afinidad. El proceso básico de extracción depende esencialmente de un cambio de posición del equilibrio químico del sistema de dos fases. (1)

Las reacciones químicas ocurren entre las especies metálicas presentes en la fase acuosa con uno o más componentes de la fase orgánica, llamado solvente. Cuando existe un ion metálico en una solución acuosa como ion hidratado, la tendencia a transferirse a la fase orgánica es muy pequeña. Para lograr la transferencia requerida se debe modificar de alguna

manera al ion. Para convertir el ion metálico a una especie extractable es necesario neutralizar su carga y reemplazar una parte o toda su agua de hidratación por alguna otra molécula o ion. Para lograr esto se puede:

0 Forma una especie neutra (complejando el metal iónico con un ion de carga opuesta) y al mismo tiempo remplazando una parte o toda el agua del metal.

Obtener complejos que provienen de la formación de especies neutras con un extractante.

Reemplaza el agua de hidratación del metal ion con moléculas del solvente.

El proceso completo convierte un ion metálico hidrofilico en una especie hidrofóbica. En los sistemas de extracción de metales es de fundamental

importancia la naturaleza de las especies metálicas. Se clasifica los sistemas de extracción de la siguiente manera:

Aquellos relacionados con formación de compuestos. Aquellos relacionados con la asociación de iones.

A r r . ” ~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Los relacionados con la solvatación del metal ion. Algunos extractantes pueden pertenecer a más de una clase,

dependiendo en gran medida de las condiciones del proceso.

3.9 CLASIFICACION DE EXTRACTANTES.

En general, los requisitos de los extractantes que se utilizan en metalurgia, principalmente en el proceso de extracción por solventes son los siguientes: l. - Relativamente económicos. 2. - Tienen una baja solubilidad en la fase acuosa. 3. - Estabilidad grande en largos periodos de tiempo. 4. - No tiendan a formar emulsiones. 5. = Buenas características de coalescencia. 6. - No ser flarnables, ni volátiles ni tóxicos; 7. - Producir una rápida cinética de extracción. 8. - Altamente solubles en diluyentes disponibles. 9. - Que se despojen en un alto grado del metal cargado.

Esencialmente hay tres clasificaciones para los extractantes: ácidos, básicos y neutros. Los extractantes ácidos y básicos también son conocidos como catiónicos y aniónicos, respectivamente.

Extractantes ácidos.

Los extractantes ácidos son empleados más extensamente debido a su bajo costo y su insolubilidad en agua. Se incluyen en este grupo los alquilofosfóricos, sulfónicos, ácidos monocarboxílicos alifáticos, y derivados del naftaleno.

Me2+ + 2EXT+ Me 0 2 + 2H+ (9)

Acidos alquilofosforicos.

m ~ " d m w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

El ácido di-(2-etilhexil)fosfórico(D2EHPA) es quizá el extractante más utilizado, particularmente para usos en soluciones ácidas. Se ha observado que el efecto de los aniones en la extracción de metales usando D2EPHA aumenta en el orden de

C104-g NO3-.= C1- < COS= e SOLI=. Algo semejante ocurre para los ácidos carboxílicos. El orden de extractibilidad de iones metálicos por extractantes ácidos

generalmente se asemeja al orden de las constantes de hidrólisis de iones metálicos.

Los metales se extraen mejor a un pH justo por abajo del cual se hidrolizan.

El orden de extractibilidad de algunos metales divalentes de solución 1 N HC1 usando 50% de volumen de D2EHBA es Zn>Ga>Pb>MnzCu>Cd>Ni>MgrBa, Sr, Co.

Acidos carboxilicos.

Extractantes básicos.

Los extractantes básicos más utilizados son las aminas (intercambio de anión). El proceso de extracción por solvente puede desarrollarse utilizando cualquiera tipo de amina, primaria (-NH2); secundaria (-NH); terciaria ( N) o cuaternaria. En general, la extracción de especies metálicas aniónicas complejas

desde un medio clorado con aminas presenta el siguiente orden: cuaternaria> terciaria> secundaria>primaria, el cual es similar al sistema sulfatado.

Extractante neutro. Los extractantes neutros pueden ser ejemplificados por el tri-n-

butilfosfato (TPB) o por el oxido trioctilfosfina (TOPO), este ultimo tiene gran poder de extracción.

Extractantes de compuestos organofosforados.

A C-&A-F UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Dentro de los extractantes se encuentran los compuestos organofosforados, teniendo uso analítico importante desde 1940. Estos compuestos contienen un grupo fosforil (P=O) en su estructura que le confiere ciertas características sugerido por Pearson. Posteriormente en los 60’s se comienzan a hacer estudios referentes con la sustitución de átomos de azufre en la estructura del compuesto organofosforado. Esta substitución del oxigeno por un azufre le confiere propiedades

diferentes a las moleculas del extractante. Los atómos donadores de bases comunes tienen un incremento en la electronegatividad en el siguiente orden: S<Br<NCkO<F. Los reactivos conteniendo átomos donadores de sulfur0 se espera que sean fuertes extractantes para metales débiles. Los compuestos orgánicos que contienen sulfuros han generalizado su

uso en procesos de metalurgia, como reactivos de flotación, estos compuestos exhiben una alta selectividad para muchos minerales 191.

Cyanex 272, Cyanex 302 y Cyanex 301

Los compuestos de Cyanex 301 y Cyanex 302 han sido introducidos recientemente por American Cyanamid Co. (Cytec Industries Inc.) Estos extractantes son análogos al Cyanex 272 (bis(2,4,4

Trimetilpentil) ácido fosfinico, y están disponibles comercialmente desde hace una dkcada. Las formulas estructurales y propiedades fisicas se encuentran el apéndice. La sustitución de átomos de azufre por oxigeno incrementa la acidez

de los extractantes. Esto es conveniente para la extracción de iones metálicos de ácidos de Lewis blandos; como son Ag (I), Ni (11), Zn (11), Cu (I), Au (I), y metales del grupo del platino (9).

El comportamiento de los extractantes Cyanex 272, 301, y 302 ha sido analizado para diferentes metales como son: Zn(II), Fe(II), Fe(III), Co(II), Cu(II), Ni(II),Mn(II), en medio de sulfat0[~~-~~1, y para el Au(1). Para la Ag(1) no se han reportado datos experimentales con estos extractantes. Con óxidos de fosfina se reporta la extracción de Au (111). Por sus características químicas se esperaría que los extractantes

mencionados servirán para purificar la plata y el oro a partir de soluciones lixiviantes de tiourea.

A o.*rlmla UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

I I I I_ " - - I I" "-

3.10 DILUYENTES.

Los requisitos para un diluyente son que estos: 0 sean mutuamente miscibles con el extractante l tengan solvencia alta para las especies de metal que son extraídas atengan una baja volatilidad y toxicidad y un alto punto de flash l sean insolubles en la fase acuosa atengan tensión superficial baja.

3.11 EXTRACCION POR SOLVENTE EN LA PRACTICA.

En la industria de metales preciosos la extracción por solvente puede llevarse a cabo en un proceso continuo, cuyas ventajas son las siguientes:

1 .- Habilidad de manejar pequeñas cantidades de solución 2.- Buen control de inventario 3.- Operación automatizada y menos intervención del operador 4.- Multi-etapas y contra corriente de extracciones y separaciones 5.- Permite el uso de extractantes con lenta extracción 6.- Inventarios reducidos de metales preciosos y orgánicos en el

circuito

Equipo utilizado en el proceso.

Usualmente se ocupa un tanque de agitación donde las soluciones orgánicas y acuosas son alimentadas hasta alcanzar el equilibrio.

m c-bibntn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Mezclador -Sedimentador.

Son aparatos simples y baratos, de construcción modular que permiten cambios fáciles en caso de presentarse problemas de mantenimiento. Se puede designar para manejar bajos promedios de fluidos con lento movimiento de extracción.

Columnas

En este equipo las fases son contactadas por la caída de la fase pesada a través de las fases continuas menos densas o por la flotación de la fase ligera en la fase pesada. Las columnas son agitadas, en algunos casos, para favorecer el contacto de fase. La agitación puede darse por fluidos pulsados, platos recíprocos y aún agitadores mecánicos.

Extractores Centrífugos.

Estos usualmente involucran la combinación de alta velocidad y separador centrífugo en algunos casos. Hay muchos tipos de extractores centrífugos disponibles; algunos de los cuales son aparatos de multi-etapas y otros de etapa simple.

3.12 ELECTRODEPOSITACION O PRECIPITACION.

Una vez que se obtiene los iones metálicos deseados purificados y concentrados en la solución ácida de despojo, se puede recuperar los metales en forma sólida por electrodepositación o precipitación reductiva.

Reacciones electroquímicas.

Las reacciones electroquímicas son reacciones químicas heterogéneas que ocurren mediante la transferencia de carga entre un electrodo y un electrolito. Los componentes mínimos que se requieren para una reacción electroquímica son: un ánodo, un cátodo, y un contacto ionico

m -**ana UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

entre los electrodos (mediante un electrolito), y un circuito eléctrico externo.

Los componentes mínimos que se requieren para una reacción electroquímica son: un ánodo, un cátodo, y un contacto íonico entre los electrodos (mediante un electrolito), y un circuito eléctrico externo.

Los electrodos son usualmente buenos conductores de electrones. Normalmente los electrodos son construidos con sólidos metálicos o carbón, aunque otros materiales pueden ser utilizados como son los materiales cerámicos o polímeros.

El electrolito es generalmente un conductor iónico efectivo, el cual se encuentra en una solución acuosa de una sal, un ácido o un álcali.

El circuito eléctrico en una celda electroquímica que se divide en dos partes. En la parte externa del circuito eléctrico, la corriente fluye en una dirección, del ánodo al cátodo como un flujo de electrones. Dentro de la celda, la corriente fluye electrónicamente en el interior de la estructura del electrodo y ionicamente en el electrolito, entre ellos. En el electrolito, la corriente de flujo es mediante la migración de iones, aniones hacia el ánodo y cationes hacia el cátodo.

El cátodo es el electrodo en el cual la reducción de las especies ocurre por la ganancia de electrones del electrodo. El ánodo es el electrodo en el cual la oxidación de las especies ocurre mediante la pérdida de electrones para el electrodo.

Para efectuar el balance de carga que existe a través de una celda electroquímica es importante tener en cuenta que la corriente total para la reducción en el cátodo es igual que para la oxidación en el ánodo, y la transferencia de carga ocurre debido a la reacción electroquímica. Como una forma de recuperar los metales en soluciones lixiviadas se

encuentra el método electroquímico, está refinación electrolítica en el proceso, representa la etapa final. En esta etapa el material es depositado en substrato inerte o del

mismo tipo de metal que se va a recuperar, mediante bloque metálicos que permiten la transferencia de los iones de la solución.

on

A rrrhbdthrin UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Para el diseño de los reactores, se toman en cuenta los siguientes factores:

Factores Termodinámicos.

Para determinar la posibilidad de depositación se usan los principios termodinámicos, donde se incluyen interfases cargadas, potencial de electrodos, y leyes de Faraday. El potencial de electrodo determina si la reacción de transferencia ocurre, así como la velocidad, además de determinar las condiciones de operación del reactor.

Factores cinéticos.

Los parámetros cinéticos, junto con las velocidades de transporte; definen la producción por espacio tiempo y determinan los límites de estabilidad de los materiales empleados.

Factores de materiales.

Los materiales de los electrodos, deben ser totalmente estables en el medio de electrolisis y permitir que la reacción deseada tenga una alta eficiencia con sobrepotenciales bajos.

Fenómenos de transporte. Estos determinan el factor de área de contacto y el tiempo.

Reactores electroquímicos.

La selección de un reactor depende de la concentración de la especie que se va a tratar o bien de la tasa de conversión deseada. La celda electroquímica debe tener las características más favorables para la operación. Se evaluará en el proyecto la conveniencia de cada uno de los métodos

para este caso particular.

A c-lcbdmw UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

4. ASPECTOS ECONOMICOS

4.1 DESARROLLO DEL SECTOR MINERO METALURGICO.

El sector minero metalúrgico contribuye significativamente a la consolidación económica del país. Esta expansión se continuó en 1997, cuando el producto nacional de la industria minera creció en 4.3 YO.

En este mismo año, el valor de la producción minero metalúrgica totalizó 27.4 miles de millones de pesos, con un crecimiento anual de 3.4%, medido a precios de 1993.(6)

Las exportaciones minero metalúrgicas en 1997, llegaron $2.1 miles de millones de dólares, y crecieron con respecto a 1996 en 3.3%.

En 1997 las inversiones se continuaron incrementando. Varias compañías se afiliaron a la Cámara de Minería de México, asignando más de $1.2 miles de millones de dólares para exploración, nuevos proyectos de desarrollo, para incrementar la capacidad instalada y mejorar la eficiencia en la operación.

4.2 DESEMPEÑO DEL MERCADO MUNDIAL.

En 1997, la industria minera mundial fue capaz de satisfacer la demanda de minerales y metales, a pesar del impacto de la crisis Asiática en este sector que aun no puede evaluarse.

Oro. Para la industria del oro, 1997 fue un año de dificultades. Diversos

factores afectaron los precios del oro, mostrándose una caída en los precios del metal. Con estos resultados, varias compañías pospusieron los nuevos proyectos de desarrollo y se redujo la producción.

Como se puede observar (Figura 1) para el año de 1993 el precio del oro se cotizaba en 360dls/OZ, y para 1994 era de 380dls, manteniéndose durante los siguientes dos años. Para 1997, como anteriormente se comentó, el precio tuvo una fuerte caída, a 320dls/OZ. En este mes de julio el precio del oro ha llegado a 250dls, esperando que siga bajando 1281.

m cwa~w~umw UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

450 400 350 300

1 50 1 O0 50

O 1993 1995 1997 1 999

m0

Figura 1. Cotización internacional del oro.

Plata. En años recientes, el superávit de la plata se debe al desarrollo de

nuevas minas y a los niveles estables de inventario en 1997. Sin embargo, el promedio del precio de la plata fue de 4.9 ldls/ 02. Contrario al oro, el precio de la plata aumentó durante el último cuarto del año (1997), alcanzando 4.99dls/OZ. De igual forma se dio en el segundo cuarto de 1999. La cotización de la plata alcanzó los 5.75dls/ O2 (Figura 2) [281.

1993 1995 1997 1999

m

Figura 2. Cotización internacional de plata.

m --"v UNIVEFSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

4.3 MEXICO EN LA PRODUCCION MINERA MUNDIAL.

En 1997, con 17 minerales México se colocó como el noveno productor minero mundial. Es el mayor productor de plata, celestita, y bismuto. La producción de oro del país se ubicó en el decimocuarto lugar.

4.4 EXPORTACIONES DE ORO Y PLATA.

Las exportaciones de oro para el periodo de 1994-1997, han tenido altibajos. En 1996 se registró el valor más importante del periodo debido fundamentalmente a las exportaciones de oro en bruto o semilibrado para uso monetario. Lo anterior coincide con un mayor precio en nivel internacional.

EXPORTACIONES DE ORO (MILES DE DOLARES)

PRODUCTO ~~

Oro en bruto para uso monetario Las demás formas semilibradas Chapas de oro sobre metales comunes o sobre plata en bruto O semilibrados. Productos reciclables TOTAL ~. ~ ~ - - . ~~~~~~~~~~~~~

1994 46,179.6

2,487.2

24.7

3,5 17.8 " 52,209.3 ~

1995 78,473.1

60,443.1

54.7

25,346.6 164,3 .. 17.5

1996 3 1,386.4

98,62 1.4

64.3

24,584.1 154,656.2 -

1997 55,064.0

7 1,795.0

39.0

24,996.0 ... 151,894.0 "" ~ ~.

El principal destino de las exportaciones de oro es a los Estados Unidos de Norteamérica, aunque la participación de Italia y Reino Unido fue importante en años anteriores, (principalmente en 1994). Las exportaciones de plata se clasifican en: plata en polvo y plata en

bruto (incluye plata dorada y platinada).

A -fh~*bmpr UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

EXPORTACIONES DE PLATA EN EL PERIODO (VOLUMEN EN Kg) -

El principal destino de las exportaciones mexicanas de plata de 1994 a 1996 fue a los Estados Unidos de Norteamérica.

PAISES DE DESTINO DE LAS EXPORTACIONES DE PLATA (VALOR EN Kg) -

I *Enero-SeDtiembre I

4.5 PRODUCCION DOMESTICA

4.5.1 VALOR DE LA PRODUCCION.

m -rb*fl*rhn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Para 1997 los metales preciosos fue el grupo mineral más dinámico, con un incremento de 7.2 YO sobre el año anterior, seguido de la industria de los metales no ferroso, con un crecimiento de 5.9%.

El valor de los metales preciosos llegó a 5,575.2 millones de pesos. El oro tuvo un desarrollo favorable con un incremento del 8.1%, y la

plata, 6.5% a precios de 1993 (281.

4.5.2 VOLUMEN DE PRODUCCION DE METALES PRECIOSOS

La producción de los metales preciosos alcanzó niveles históricos para México en 1997. El volumen de la producción de oro fue de 26

toneladas, mientras que la producción de plata alcanzó un volumen de 2,70 1 toneladas. Este volumen de producción es el resultado de nuevos proyectos de minería desarrollados desde 1994, como “La Colorada”, “La Choya” y “Amelia” en Sonora, “La Ciénaga” en Durango, también como la consolidación de proyectos que empezaron operaciones en 1996, como otros, “Moris” de Minera Manhattan, S.A. de C.V. y “Mina La Cieneguita” de Glamis Gold Ltd, ambos en Chihuahua, “San Francisco” de Geomaque, S.A. de C.V. y “Lluvia de Oro” de Great Lakes Minerals Ltd, ambos en Sonora, y “La Trinidad” de Exploraciones Eldorado, S.A. de C.V. en Sinaloa 1281.

4.6 ESTRUCTURA DE LA PRODUCCIÓN

El sector minero mantuvo la misma estructura de producción que en años anteriores, con 230 plantas mineras distribuidas en 20 estados de la República Mexicana. De este total, 40 plantas forman parte de los cinco grandes conglomerados mineros: Grupo México, 14; Peñoles, 12; Corporación Industrial San Luis, 7; Frisco, 4; y Grupo Acerero del Norte, 3; mientras que 20 empresas mineras son consideradas de operaciones medianas, y el resto de las plantas (170), son clasificadas como de pequeñas operaciones.

n r

PARTICIPACION EN PRODUCCION DE METALES PRECIOSOS POR PRODUCTOR 1997 MM'AL Pequeños YO Medianas YO Grandes YO ORO

6 11.8 82.2 PLATA 4.2 52.5 43.3

4.7 PRODUCCION ESTATAL DE ORO Y PLATA.

Como es bien sabido, México es un país que cuenta con yacimientos mineros de oro y plata, y gran parte de los estados son productores de estos metales. El estado de Zacatecas es el mayor productor de plata, presentando

235 .Won durante el primer trimestre del año en curso, el cual representa el 39%. El estado de Guanajuato produce 43.6ton, que es el 7% de la producción nacional.

cnrl*lodnmn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA I

Figura 3. Producción Minera por estado (Enero - Marzo 1999) PLATA

CHIHUAHUA 16%

DURANGO 14 X

Durante el mismo periodo el estado de Sonora tenia un porcentaje del 35% de la producción total de oro, lo que equivale a 2016.99ton. Durango se encuentra en segundo lugar con la cantidad de 1220.05ton, cuyo porcentaje es del 20%, y el estado de Guanajuato contó con apenas el 11%, 680.29Kg [27l.

m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Figura 4. Producción Minera por estado (Enero - Marzo 1999) ORO.

HIDALGO SINALOA ESTADO DE 1% 3% MEXICO

4%

DURANGO 29%

16%

4.8 USOS DEL ORO Y LA PLATA. Generalmente el oro se utiliza para la acuñación de monedas,

fabricación de joyas, ornamentos, aleaciones dentales, óptica, instrumental científico, plaqueado de metales.

La plata tiene aplicación en conductores y contactos eléctricos, sales de plata, fabricación de espejos, nitrato de plata, acuñación de monedas, joyería y en ornamentación.

a& ~=h-em UNIVERSIDAD AUTONOMA METRoPOLITANA

5 PROCESO DE OBTENCIóN DEL ORO Y LA PLATA

5.1 PROCESO DE CIANURACIÓN. El proceso actual de tratamiento de minerales se dibuja en la Figura

5.

M n T T E W T n A FLOTACION n . I coNcENTRADo

PRECIPITACION CON ZINC

LIXIVIACION CON

CIANURACION

Figura 5. Proceso de cianuración (actual).

El oro y la plata se encuentran en un mineral bruto triturado. Posteriormente se someten a una etapa de molienda (bloque l), con lo cual se obtienen partículas menores a 65p, que son sometidas a

flotación, (bloque 2). La espuma recuperada del paso anterior que contiene el concentrado de sulfuros se pone en contacto con cianuro, el cual disuelve a los iones del oro y la plata (bloque 3). Y a obtenidos los complejos, en solución, esta se somete a un proceso de precipitación

m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

con zinc para separar a los ion cianuro del metal precioso (bloque 4). Por ultimo se purifican el oro y la plata mediante la electrodepositación (bloque 5).

A -.-dama UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

5.2 COMPLEJACION CON TIOUREA (PROPUESTO).

El proceso propuesto en este proyecto se esquematiza en la Figura 6.

MOLIENDA

SOLUCION

RICA

4

I CONCENTRADO

EXTRACCION POR

SOLVENTE Y

TIOUREA

9 DESPOJO

1 1 ELECTRODEPOSITACION 1 i

Figura 6. Complejación con tiourea (propuesto).

Corno se puede observar, los metales preciosos se recuperan a partir de un mineral concentrado, es decir se continúan utilizando 10s procesos de molienda y flotación así como la electrodepositación (bloques 1, 2, y 5 respectivamente). Se cambia la etapa de cianuración por la de tiourea, realizando este

la misma función que la primera, (bloque 3) .

m --dbm~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Con este cambio, aunque la función es la misma, lo que se propone es utilizar un oxidante fuerte, en este caso es el ion férrico (Fe3+), para aumentar la velocidad de la reacción. Como se mencionó anteriormente la tiourea tiende a dimerizarse,

cuando hay condiciones oxidantes en la solución, a la hora de utilizar una etapa de precipitación con zinc u otro reductor, el proceso se hace incosteable. La siguiente propuesta incorpora la extracción por solventes, después

de haber encontrando el extractante adecuado que logre desprender los metales preciosos de la tiourea (bloque 4), manteniendo la solución lixiviante en condiciones oxidantes.

m r-**ati.ln UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

6.PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL.

6.1 PREPARACION DE MINERAL.

El mineral concentrado utilizado fue proporcionado por la compañía minera Las Torres S.A, Guanajuato, Gto. Se tamizo el mineral en húmedo en cuatro mallas del no. 100-200-

300-400 (149,74,53,38 pm) respectivamente, logrando con ello la separación de los diferentes tamaños de partículas presentes en el concentrado. El mineral que se ocupó para la experimentación en la lixiviación es la

fracción recuperada en las mallas de -300 + 400 correspondiente a 53- 38 pm, que representa el 2 1.39% de la muestra total.

6.2 DIGESTION.

Para determinar la ley del mineral (cantidad de metales como oro, plata, cobre y hierro) era necesario realizar un análisis con espectrometría de absorción atómica de flama. Por tal motivo el mineral tiene que ser disuelto en una solución

acuosa. La digestión consistió en colocar una muestra de mineral en agua regia o ácido nítrico concentrado y calentarlo con agitación hasta la parcial evaporación del ácido (aproximadamente una hora). Las digestiones realizadas del concentrado fueron utilizadas para los

siguientes análisis, (ver Tabla 1):

Cantidad de Análisis de Solución muestra (9) Metal 200 m1

o. 1 Ag, Pb, Cu Ácido Nítrico o. 1 Au, Fe, Zn Agua Regia

Tabla 1. Preparación de soluciones para análisis de metales.

m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Estas digestiones se evaporaron hasta obtener una solución de 50m1, la cual se afora en un matraz de 100ml.

La ley del mineral encontrada se muestra en la Tabla 2.

! Mineral I Yo I I I Plata I 1.67 I

I

Hierro O. 0004 Oro 48.0

Tabla 2. Composición promedio del mineral

6.3 REACCIóN ( Lixiviacibn). Se preparó - .. una solución (reactivo) con tiourea y sulfato férrico. El pH para la primera lixiviación se ajustó, al valor reportado en la

Tabla 3 , con ácido sulfúrico concentrado y las siguientes lixiviaciones se utilizaron a sus pH’s naturales. Las lixiviaciónes se llevaron a cabo en un reactor de vidrio de forma

cilíndrico kettle de 1000m1, con agitación constante mediante un agitador de vidrio con aspas de teflón. En la siguiente taba se muestran los parámetros que se utilizaron

para cada una de las lixiviaciones:

m kd~dm~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

LIXIVIACION Tiempo de

Cantidad de

Solución

reacción (hrs)

mineral (€4

Cantidad de solución (ml)

p H de solución Temperatura ("C)

1" 2" 3"

6 6 8

10 50 100 O. 1 M Tiourea O. 1 M Tiourea 0. 1 M Tiourea 0.01M 0.0 1M 0.0 1M Sulfato Sulfato Sulfato

férrico férrico férrico

500 500 500 2.14 2.14 2.06 20 20 20

Tabla 3

El reactor utilizado en las lixiviaciones, se coloca como se puede observa en la Figura 7:

Figura 7. Equipo experimental para las lixiviaciones

1. Motor eléctrico 2.Reactor Kettle de vidrio 3.Varilla de vidrio con aspas de teflón 4. Soportes

Las muestras fueron tomadas, en intervalos de tiempo de 15,30,45,60,90,120,180,240,300 y 360 minutos, con una pipeta graduada de 5ml. Se colocaron estas en tubos de ensaye, de los cuales se tomaron alícuotas de lml para ser diluidas con 1Oml de solución de tiourea y sulfato férrico (solución lixiviante fresca).

m mhtr*bnF UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Después, se analizaron las diluciones en el espectrómetro de absorción (modelo Varian SpectrAA-20) para determinar la cantidad en partes por millón (ppm) de plata y cobre que existía en la solución lixiviada. También se determinó el oro extraido en la ultima muestra. Posteriormente se llenaron a cabo digestiones del residuo para

determinar el oro, plata y cobre que quedó sin lixiviar.

6.4 EXTRACCION (Extracción y despojo).

Se emplearon los agentes extractantes: ácido di-2,4,4-trimetilpentil fosfónico (Cyanex 272), ácido di-2,4,4-trimetilpentil ditiofosfónico (Cyanex 30 1) y ácido di-2,4,4-trimetilpentil tiofosfónico (Cyanex 302), que fueron proporcionados por Cytec (Cyanamid) con una pureza del

Se diluyeron en tres solventes diferentes: keroseno, xileno, a los cuales se les agrega 10% V/V de decanol, y tolueno obteniendo soluciones O. 1M de extractante correspondiente.

8 5%.

I , " . . Extractante " ~ : Conc.

j ,- Cyanex - - ~ 272 _" ' 0.1M l." " . ~ ""

i Cyanex ... . .~ 301 ,. 1 0.1M __._ ~ ~.~.

1 ~ Cyanex ". .. "... .. .. 302 . . - -" 0.1M " . . ."

Solventes Keroseno 6 Xileno Qrh . " decanol) .- "" " .. -. "2.. : 110% - "". decanol) .. . _.II_^_ _ _ Tolueno . . " ,. . ._ . . .

Keroseno (loO/o decanol ; --------------- 1 Toluene Keroseno ; Xileno - (.!O% --- decanol "" 1 j . (lO%decanol) _I" __ .. ... .~ Tolueno _" ___"_I,._

.-. ".. .... ". - . . I . . .. . . .~ ". "i". ~ . ., . . . .

Tabla 4

Se añadieron volúmenes iguales de fase acuosa (solución lixiviada) y fase orgánica (cyanex con diluyentes) y se agitaron en Multi-wrist shaker, (Figura 8), durante 30 min. Para asegurar el equilibrio. Se separaron las fases con papel filtro de separación de fases

(Whatman 1P/S) y se analizó la fase acuosa mediante espectometria de

?.PI

m ca*.lt*.in UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

absorción atómica, para determinar el porcentaje de extracción de plata. En esta etapa se analizaron dos tipos de soluciones: la primera era

una solución patrón de 100 ppm Ag (como AgN03), y la solución lixiviante resulta de la etapa anterior.

Figura 8. Agitador para experimentos de

l. Multi-wrist shaker. 2.Pinza de tres dedos. 3.Tubos de ensaye.

Para realizar el despojo de los metales, la fase orgánica se contactó con una solución acuosa nueva de despojo en proporción orgánico/acuoso(2/ 11, agitándose por 30 min.

Transcurrido el tiempo, se separaron las fases, y de nueva cuenta la fase acuosa se analizó, determinando el rendimiento de despojo a partir de la concentracibn inicial de la solución lixiviante.

m t>a&ewIthra UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

6.5 CONDICIONES EN LA QUE SE REALIZO LA EXTRACCIóN POR TIPO RE SOLVENTE Y SOLUCIóN UTILIZARA.

6.5.1 EXTRACCI~N

Extractante Cyanex 272

Cyanex 30 1

Cyanex 302

Cyanex 272

Cyanex 30 1

Cyanex 302

Solución tipo Patrón (100 ppm)

Patrón (100 ppm) Solución lixiviante (350 ppm) Patrón

Solución lixiviante Patrón (100 ppm) Patrón (100 ppm) Solución lixiviante Patrón (100 ppm) Solución lixiviante

(100 pprn)

Solvente

keroseno decano1 10%

I'olueno

a l c.s-dhm0 UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

6.5.2 Despojo.

Solución tipo Muestra Cyanex 301 Patrún

Cyanex 302

Patrón Cyanex 301

Patrón

Cyanex 302 Patrón Cyanex 302 Solución lixiviante

Cyanex 302 Solución lixiviante

Cyanex 302 Solución lixiviante

Cyanex 302 Solucih lixiviante

Cyanex 272 Solución lixiviante

:yanex 302

Solución lixiviante Cyanex 302

Solución lixiviante :yanex 302

Solución lixiviante

Solución lixiviante

Solución lixiviante

Medio de despojo Solvente

HN03 1 M decanol HNOS 1 M

1 M HN03 1 M Tolueno HNO3 1 M HN03 1 M CufN013 0.5 M lTolueno

Cu(N0)3 1 M HN03 1 M Xileno CulN013 1M I

HN03 1M Tolueno CulNOh 0.5 M

t, Na2S203 0.4 M Keroseno 10%

IJa2S203 1 .O M Keroseno 10% v decanol

v/v decanol IJa2S203 1.0 M Tolueno

m o l * r b h ~ . a t i r m , UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

S. RESULTADOS OBTENIDOS EN LA PARTE EXPERIMENTAL.

En la Figura 9, se gráfica el porcentaje de extracción de plata para las tres lixiviaciones versus tiempo. La reacción de lixiviación se ve afectada por la cantidad de mineral

utilizado. Para un mismo tiempo de reacción de 6 horas, el rendimiento usando 20 gramos de mineral es mayor que aquel utilizando 100 gramos del mismo, debido al aumento de la cantidad de mineral en la solución. Antes de 250 minutos, el comportamiento de la lixiviación de plata es al revés, porque el tipo de agitador utilizado en 2Ó gramos no propició un mezclado homogéneo y por tanto, disminuyo la cantidad de plata extraida. Sin embargo, para tiempos mayores el porcentaje de lixiviación aumenta. Lo que es evidente del experimento con 200gr de mineral es que se

alcanza a saturar la solución rápidamente con 448 ppm de plata. Lo anterior implica que será necesario remover plata de la solución para obtener una conversión elevada o procesar menos mineral con una misma cantidad de solución lixiviante.

0.4

20 gr min /It 1 O0 gr min/lt 200 r midlt

Figura 9

m ca.)-h.l*nln UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Para determinar si la difusión es el paso controlante en la cinética de lixiviación se empleó el modelo de núcleo decreciente por las características (no poroso y alta ley en plata). Este modelo considera un sistema de reacción sólido - fluido, donde la reacción tienen lugar primero en la superficie exterior de la partícula sólida y donde los reactivos están en la fase fluida. Después, la zona de reacción se desplaza hacia el interior del sólido, dejando atrás el material completamente convertido y sólido inerte. De este modo, durante la reacción existirá un núcleo de material sin reaccionar, cuyo tamaño ira disminuyendo a medida que transcurre la reacción(24).

La ecuación que arroja este modelo es la siguiente(25):

PMR; t p = * [ 1 + 2 ( 1 - ~ ) - 3 ( 1 - ~ ) ~ ’ ~ ]

~ D ~ B ( C , - C m 1

Donde tp = tiempo. Rp = radio de la partícula. PM = densidad del mineral. C = solubilidad máxima del mineral CBO = concentración del metal en el seno de la solución de^ = difusividad efectiva del mineral en la capa de

x = conversión de plata. inertes.

Utilizando esta ecuación y los valores correspondientes se gráfica f D vs tiempo (tp) y se obtiene la siguiente gráfica para el experimento con 20g de concentrado por litro.

m c=abp~~t*n~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

0.06

v

M

l-l v cv + l-l 0.02 i

Tiempo

Figura 10

El resultado anterior demuestra que el paso controlante es la etapa difusional siempre y cuando exista una concentración baja de plata en la solución. Lo anterior implica que se puede usar esta expresión cinética para otras proporciones líquido-sólido7 siempre y cuando se remueva la plata lixiviada de la solución mucho antes de llegar a un nivel de saturación. Por esta razón se decidió implementar un tipo de reactor donde la lixiviación y extracción por solventes de los metales preciosos se lleva a cabo simultaneamente. Para tal propósito se diseño y probo un prototipo de reactor de

lixiviación y extracción. Los resultados indicaron que la velocidad de lixiviación para mayor porcentaje de sólidos incrementa cuando hay remoción simultanea de plata. Utilizando la misma difusividad efectiva calculada a partir del modelo

de núcleo decreciente, se extendió el tratamiento a los otros tamaños de partículas. Se represento con las fracciones fina, mediana y gruesa con los siguientes diámetros: Rp(finos) =7.6pm7 R,(medianos)= 15pm7 R, (gruesos) =3.7 pm.

m c1.&-~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1.6

1.4

1 1.2

- 1 c X I

Y cv

0.2

O O 500 1 O00 1500 Tiempo

Figura 11

En la figura 11 las tres líneas corresponden al tipo de granulo fino, mediano, grande.

A c-*imabm- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1

0.9

0.8

0.7

0.6

0.5

0.4

0.3

0.2

o. 1

I 2"

o 500 1 O00 1500 Tiempo

Figura 12

Sé gráfica la conversión y ! Ag lixiviada) vs tiempo, en la figura 12 Encontrando las ecuaciones que describen a las curvas antes

señaladas, multiplicando cada una por la fracción que guarda en la mezcla (fino = To%, mediano = 20%, grueso = 10%) y agrupando a estas en una sola ecuación, se obtienen la conversión contra versus tiempo en un reactor (figura 13) Se fijo un tiempo de 28hr correspondiente al 90% de la plata lixiviada

para cada reactor.

A c r r b h b d * ~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

0.9

0.8

cd 0.7 a

-5 0.5 Cll

3 0.4

0.3

0.2

o. 1

O O

1 .O o .9

0.8

0.7

0.6

4 0.5

-2 0.4 -5 LI 0.3

(d -A

-3 0.2 8 o. 1

500 1000

Figura 13

1500 Tiempo

+ + - c . + + + : . + + + . + + + + A , ” + + + . + + + + - + + + + - i + + + i +

+ + + + + + + + i / i / i

+ + .t + + + .:- + -I t

0.0- O 500 10001500200025003000350040004500 Tiempo

Figura 14

m ~=--+c.h~*w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

El modelo de operación de los reactores se ilustra en la figura Se propuso un arreglo de 4 reactores, y uno más, el cual se pretende

arrancar cuando el primero haya terminado su operación. Se observa la secuencia que seguiría al trabajar en el tiempo. Aquí se puede observar que cada reactor esta trabajando 28hr, con

intervalos de arranque de 7hr. El intervalo de arranque entre uno y otro de 7hr, se debe a la

descarga, limpieza y cargar de cada reactor con el mineral y la solución. A partir de la extracción la operación será en continuo con

recirculaciOn de la solución de tiourea a cada reactor. En el laboratorio se llevo a cabo el sistema de recirculación de tiourea,

utilizando el siguiente equipo.

1. Motor y agitador 2. Sistema. Lixiviación-Extracción. 3. Sistema de bombeo.

3

Figura 15

m -*hpdamo UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Respeto a la extracción por solventes, se muestran los resultados en la siguiente tabla.

Extracción. Solvente: Keroseno- 10% v/v decanol ! Muestra 1 YO Rendimiento I

Cyanex 272

Patrón 100 Cyanex 302

58 1 Patron Cyanex 30 1

24 1 Patron 1 ( 1 Ooppm)

I (100ppm)

( 1 OOppm)

Solvente: Tolueno Muestra Cyanex 272

% Rendimiento

1 Cyanex302

Patrón 100 Cyanex 30 1

Patrón 1.33

99 Patrón I ( 1 OOppm) I Comparando el tipo de solvente utilizado se obtiene un mejor

rendimiento de extracción con Cyanex 302 en dilución de keroseno 10 YO v/v de decanol. Para soluciones sintéticas con patrón de plata.

( 1 OOppm)

(1 OOppm)

Solvente : Keroseno- 10% v/v decanol 1 Muestra YO Rendimiento

Cyanex 30 1

Lixiviado 99.9 Cyanex 302 I (35Oppm)

Lixiviado 1 O0

(350ppm)

Solvente : Tolueno Muestra 5% Rendimiento Cyanex 30 1 1 O0

95.9 Cyanex 302 1 (350ppm)

Lixiviado

(350ppm) Lixiviado

Am --.-F UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Para la solución lixiviante rica en valores, el Cyanex 302 presenta mejores resultados en solución de keroseno 10% v/v de decanol. Debido al bajo rendimiento de extracción del Cyanex 272 con las soluciones patrón, no se consideró en posteriores análisis.

Para el despojo se probaron diferentes medios

3xtractante

0.2 HN03 1M Lixiviante Tolueno 2yanex 272

%O Rendimiento Solución Solución Solvente Despojo

- (350ppm) Cu(N0)3 0.5 M

Clyanex 30 1 0.2 HNOS 1M Patrón Tolueno

(350ppm)

Cu(N0)3 1 M (350ppm)

Cu(N0)3 0.5 M a a n e x 302

o. 1 HN03 1M Lixiviado Xileno Clyanex 302

9 HNOS 1M Lixiviante Tolueno

(350ppm)

pH natural (448.8ppm) v/v decanol

(350ppm)

Cu(N0)3 1M Clyanex 302

47 Na2S203 1.0 M Lixiviante Keroseno- 10% :yanex 302

43.8 Na2S203 0.4 M Lixiviante Keroseno-10 YO 2yanex 302

o. 10 HNOS 1M Lixiviante Xileno

v/v decanol

p H natural (448.8ppm)

pH natural (448.8)ppm Cyanex 302 2.8 Na2S203 1.0 M Lixiviante Tolueno

A c - h d m w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Los mejores resultados se obtuvieron con tiosulfato de sodio 1.0 M. con un pH alrededor de 8. Basándose en los resultados con otros óxidos de fosfina, el tiosulfato de sodio presenta los mejores resultados debido a la fuerte complejación que la plata experimenta con este ión.

m csra-*amv, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

7. UBlCAClON DE LA PLANTA.

El mineral concentrado, materia prima a utilizar, se extraerá de la Mina Las Torres, ubicada en el estado de Guanajuato, aproximadamente a 4Km de la capital del estado. La planta, por consiguiente, deberá ubicarse en dicho estado probablemente en el mismo sitio que la planta de flotación. De este modo, los costos de traslado de la materia prima y productos obtenidos serán menores.

7.1 GUANAJUATO.

El estado de Guanajuato, localizado en el centro de México en la región del Bajío, cuenta con un amplio sistema de carreteras, y vías férreas que lo unen con el resto del país.

Depósitos minerales. En el municipio de Guanajuato existen tres principales sistemas de

venas: la vena “La Luz”, la Veta Madre y la vena “Sierra”. En estas venas el valor común para la relación de oro y plata en el municipio es de 1 a 100.

El sistema de la veta madre, uno de los más importantes, está localizado en la parte central del municipio. Algunas de sus venas alcanzan 25 kilómetros de longitud. Los tiros de mineral en la veta madre tienen el más grande tamaño dentro del municipio. Es una chimenea de 200 m de longitud y más de 200 m de profundidad con 60m de espesor. Las zonas de los depósitos se encuentran comúnmente en la parte superior de la veta madre, sin embargo, recientemente se han descubierto algunos por debajo de la vena. Uno de los más importantes tiros en este estado es operado por el grupo Guanajuato, Compañía Minera Las Torres, la cual es asimismo distribuidora de la materia prima que será usado durante la parte experimental de esta trabajo. Hasta la fecha se han extraído 2,917,800 ton de mineral con un grado promedio de 1.4 gr. /ton de oro, y 287 g/ton de plataW

c"-a- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA __ """ - " ". ~" ~ --- - .

Producción minera Este municipio ha tenido una producción desde hace 442 años. Por el

volumen extraído, se estima que Guanajuato es uno de los sitios que ha producido la mayor cantidad de plata en el mundoW A la fecha las plantas beneficiadoras tienen una capacidad instalada

de 2250 ton/día. El más importante productor es Grupo Guanajuato y está formado por las siguientes compañías: Negociación Minera Santa Lucía, S.A. de C.V.; Compañía Minera Cedros, S.A. de C.V., y Compañía Minera Las Torres, S.A. de C.V.

Potencial y perspectivas El grupo Guanajuato, tiene una reserva aproximada de 3,304,000 ton

con un potencial de 8,000,000. Esto proporciona una idea muy clara de las altas posibilidades de desarrollo de la planta que se pretende instalar.

m - b * d m w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

53

A C - M S ~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA - ~. ~ ~. ~. ~

8. DESCRIPCION DEL PROCESO

8.1 PROCESO

La planta ha sido diseñada para recuperar los valores contenidos en el mineral concentrado? procedente de un proceso de flotación. Esto se realiza mediante la lixiviación con una solución de tiourea (O. 1 M)- sulfato férrico (0.0 1M) para el concentrado mineral, en la sección de extracción? se trata la solución de tiourea-sulfato férrico rica en los valores con una solución rica de cyanex 302 (0.1M) en keroseno con 10% v/v decanol. En la siguiente etapa (despojo)? la solución de cyanex 302 se procesa con una solución de tiosulfato de sodio (1M) que se refina por"un proceso de electrodepositación.

Sección de Lixiviación

En la parte de lixiviación, el proceso ocupa cinco reactores de tipo tanque Pachuca, con agitación mecánica. La etapa de lixiviación se realiza en un tiempo de 28 horas, operando cuatro reactores? con un intervalo de arranque de 7 horas, entre cada uno de ellos. Al finalizar el primer reactor, inicia operación el quinto reactor, para dar mantenimiento al primero y prepararlo con la siguiente carga de mineral. La solución de tiourea tiene un tiempo de residencia en cada reactor de 105 min, dicha solución es dirigida a un tanque de mezclado? que agrupa los flujos de los cuatro reactores. La alimentación del mineral concentrado se da por medio de una grúa mecánica y la solución de tiourea proviene de un tanque donde es preparada. Reponiéndose la solución después de diez cargas de mineral concentrado? como las perdidas naturales del sistema

Sección Extracción-Despojo.

La solución de tiourea complejada con los valores proviene de la sección anterior? y se hace fluir en contracorriente en contacto con la solución de cyanex 302, en una torre empacada con elementos Sulzer. La tiourea limpia es recirculada a la sección de lixiviación, mientras que el cyanex 302 complejado pasa a la torre de despojo con los

A Ca-dbnp, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

mismos elementos, donde se pone en contacto en contracorriente con un medio de despojo 1 M de tiosulfato de sodio.

Sección de electrodepositación.

La solución de tiosulfato complejado ~~ es tratada en una pila con electrodos de acero inoxidable como cátodo, y de grafito como ánodo. Los metales son transferidos al cátodo, por medio de un diferencia de potencial y una comente. La solución pobre de tiosulfato es recirculada a la columna de despojo reponiéndose las perdidas naturales del sistema.

Variables del proceso.

Composición Aproximadamente la concentración del mineral que proviene de

flotación es de 12.3 mg Ag /g mineral, y 86 g Au /ton mineral para que la lixiviación se lleve a cabo en las mejores condiciones. Se recomienda operar con una relación de 100 g min /1 solución. Los

mejores rendimientos se lograron con una relación de 20 gr mineral / 1 solución, debido a que no se presenta la saturación de la solución. El efecto de acoplar el proceso de lixiviación y extracción hace que la relación de 1 O 0 g min/1 solución presente características similares que las de 20 g mineral / 1 solución, porque que la solución se sature. En la etapa de extracción, para que la solución Cyanex 302 (O. 1M)

tenga los mejores rendimientos se recomienda que la solución de lixiviación tenga una concentración menor de 385 mg Ag /l. Un aumento de esta concentración disminuye la capacidad de extracción porque se acerca al equilibrio. La extracción y despojo se realiza usando una relación de flujos

orgánico /acuoso iguales que entran en cada torre.

Temperatura.

Para evitar que la solución de tiourea- sulfato férrico se degrade, es recomendable trabajar a una temperatura menor de 40°C en las etapas

de lixiviación extracción. Para las demás operaciones se puede operar a temperatura ambiente en un rango de 20-25°C.

TANQUE DE TIOUREA

EXTRACCION ELECTRODEPOSITACION

REACTORES

MEZCLADOR '

,",I . TANQUE DE CYANEX TANQUE DE

TIOSULFATO

. ...... . -

I I

Figura 17

m cmrhhd*amn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

8.3 ESPECIFICACIONES DE EQUIPO DE PROCESO

Reactor de lixiviación.

El equipo en que se lleva a cabo la reacción del concentrado mineral y la solución de tiourea y sulfato férrico es un reactor de tipo “tanque Pachuca”, construido en acero inoxidable, de forma cilíndrica, siendo cónico en la parte inferior. Para evitar que el concentrado mineral se pase a la sección de

extracción, se coloca una lona en un bastidor a una altura de 3 metros desde la parte inferior del reactor. Después de terminada la reacción (28 horas) la lona será removida por la parte superior con una grúa mecánica para remover el mineral y ser lavada para usos posteriores. Para favorecer la reacción entre el sólido y fluido se utiliza

agitación mediante un mezclador mecánico de 6 aspas. Las dimensiones del reactor se dan a continuación:

10.5m

3 m.

Figura 19

Ah UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Torre de extracción

Este equipo utilizará dos fluidos a contracorriente, por la parte superior se alimentara la solución lixiviante rica, por la parte de abajo de la torre una corriente de alimentación pobre de Cyanex 302. La torre es del tipo empacada con mezcladores de tipo Sulzer

construida en acero inoxidable y de las siguientes dimensiones:

16m

Figura 20

m UNIVEFSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Torre de despojo

La solución orgánica de Cyanex 302, cargada de plata y oro se hacen fluir por la parte superior a la torre de despojo en donde se contacta a contracorriente con una solución de tiosulfato de sodio que entra por la parte superior. La solución de tiosulfato capta los valores permanecerán en solución hasta pasar a las cubas de electrolisis. La torre esta empacada con mezcladores del tipo Sulzer, hecha de

acero inoxidable y con las siguientes dimensiones:

c

c

16m

I Figura 2 1

m ~ “ 4 - UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Electrodepositación

Se realiza la recuperación de plata de la solución de tiosulfato, mediante un proceso electroquímico que emplea corriente eléctrica directa. La electrodepositación se lleva a cabo en un reactor electrolítico de

placas planas, utilizándose una pila hecha de vulcanita. El cátodo utilizado es de acero inoxidable y el ánodo de grafito. Una vez que la solución de tiosulfato de sodio deposita la plata

metálica en el cátodo está se recircula a la torre de despojo [231.

m --dan, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

9. POTENCIAL ECONOMICO.

9.1 BALANCE DE MASA,

v- 10 1

4 + R- 10 1 R-105 R.-104 103 102 R- R-

v a v v 't v

I

5 ? o io l@l@l@

o v- 102 E- 10 1

b

DXR- 102

-

V- 104

I DXR- 10 1

V- 103

A c - ~ ~ ~ ~ w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

C 4

t \ o

L

m o

d

m C - ~ ~ Q I F UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

9.2 COSTOS DE MATERIAS PRIMAS.

El costo de las materias primas es el siguiente: El mineral concentrado proveniente de la Mina Las Torres, tiene un

La tiourea en grado industrial, en presentación de costales de 25Kg

Sulfato férrico: 20dls el costal de 25Kg. La cotización del mineral concentrado fue obtenida de la siguiente

manera: tomando una base de una tonelada, se obtiene la cantidad presente de oro y plata, ya que estos son los metales de mayor valor. Esta cantidad es multiplicada por el factor correspondiente al 80% que se le aplica a la cotización internacional de los metales y por la ley del mineral concentrado (costo por onza troy (3 l. lg)).

valor aproximado de: 3 19.43dls/ ton

tiene un costo de 182dls.

9.3 POTENCIAL ECONOMICO.

La producción de oro y plata, está regulada por la actividad de la Cía. Minera Las Torres S.A. de C.V. Al proporcionar los minerales concentrados, estos serán refinados en su totalidad en la planta de beneficio, determinando así la capacidad de la misma. La extracción de minerales de la Compañía Las Torres, tuvo en 1998,

un volumen de producción de minerales de 672,400 ton/año, con una ley de cabeza del mineral de 1.4 g /ton de Au y 287 g /ton de Ag(26) La ley para el mineral concentrado es 20 g /ton conc. de Au, y 1230 g

/ton conc. de Ag(26). Se considera que la cantidad de producción de minerales concentrados es constante, 184,9 10 ton conc/año.

1 MATERIAL 1 PRODUCCI~N 1 LEY I METALES I I (ton/ año) I CONCENTRADO I PRECIOSOS I

(gr/ ton)

PLATA 3.698 20 184910 ORO Tonlaño

258.874 1400 1849 10 TABLA 1

A "4- UNIVERSIDAD AUMNOMA METROPOLITANA

Con los datos anteriores se calcula la cantidad de metales preciosos producidos en 1998. Para el proceso de refinación se considera que el proceso depende, tanto de lixiviación con tiourea como de la extracción con solventes, recuperando el 95% de los metales. Así se obtiene la producción anual de la planta.

Materias primas: 1 tonelada de minerales concentrados cuesta 3 19.43dls/ton Anualmente se opera con 8320 ton de mineral concentrado cuyo

valor es de 2,700,000 dls Para esta cantidad se requieren 2700 Kg de tiourea, con una

recirculación de 10 veces, por lo que el valor de la tiourea oscila entre 650,000dls (solución de O. 1 M Tiourea). La cantidad de sulfato f&rico necesario es 2000Kg con valor de:

230,000 dls. La cantidad de tiosulfato de sodio necesario es 12500Kg con valor

de: 1,400,000 dls. Los volumenes de solventes a utilizados anualmente son de 51500 It (Keroseno, Decano1 y Cyanex) y su valor es de 40,3000 dls.

El valor total de las materias primas es de: 5,300,000dls

El valor de la producción (con recuperación del 65%) es de: 14,000,000 dls

El potencial económico es de: 8.7millones de dls/año.

9.3.1ANALISIS ECONOMICO

Estimación de costos de capital.

Para obtener los costos de capital fijo es necesario conocer el costo de cada uno de los equipos que aparece en el diagrama de flujo. Este costo no incluye el transporte, la instalación, los materiales, los equipos de instrumentación, etc. Por esa razón los costos de instalación aumentan.

Para determinar el costo de la planta, se toman en cuenta los equipos descritos en el diagrama de proceso. De ahí se obtienen las dimensiones el tipo - de material de construcción, de cada uno de los equipos utilizados. Los precios de los equipos se encuentran mediante el uso de grX1cas de costos [I8]. Para conocer el valor actual de cada equipo se tienen indices que muestran la variación de los precios debido a la inflación. El índice analizado que se utiliza es el proporcionado por CE Plant Cost Index y que para 1998 es 389.5 [I9].

Los factores de instalación involucran los materiales directos y la mano de obra, gastos indirectos, contingencias, honorarios, concesiones, y capital para los servicios auxiliares. Los costos directos, CD, son los relacionados con la compra del equipo,

Cp, así como la mano de obra y los materiales utilizados en la instalación, como son: tuberías, cimentación, soportes estructurales, instrumentación, materiales eléctricos, aislamientos y pintura. El costo de materiales, CM, es 71% del valor de compra del equipo. La mano de obra, CL, es el 63% del costo del equipo. Los gastos directos de instalación es la suma de los costos del equipo,

materiales y mano de obra utilizados en la instalación. ".

Es decir, C D = cP+ CM+ CL

Los costos indirectos que se consideraron aquí se asocian a los gastos de los seguros, impuestos, fletes en la compra del equipo, CFIT, es del 8% de los costos de compra y materiales,

CFIT= 0.08 (CP +CM).

m -anad* UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Los gastos por construcción general, C,, se relacionan con la mano de obra así como los beneficios para los trabajadores, mejoras de los salarios, seguro social, etc. Este gasto representa un 70% de los costos de mano de obra.

co=o. 7CL

Los costos por contratación de ingenieros, CE, incluyen la ingeniería de proyecto y proceso, así como los salarios de los diseñadores. El costo esta asociado con la complejidad del diseño y representa un 15% del costo del equipo y del material de instalación.

CpO. 15( CP+CM)

Contingencia y Honorarios

Los costos relacionados contra el contingencias del las el y los honorarios representan un 15% y 3% del modulo de capital respectivamente. Los costos relacionados con los Servicios Auxiliares se refieren al

desarrollo del sitio y la ubicación de los servicios. La construcción de edificios auxiliares son tales como, oficinas administrativas, laboratorios, almacén así como edificios de servicio como cafeteria, vestidores de personal, y servicio médico. Los servicios de limite de batería incluyen las construcciones, necesarias para alimentar los equipos de la planta así como los equipos para control de contaminación, seguridad, iluminación, protección contra fuego, etc. En la tabla (1) siguiente se muestra el total de los costos fijos de

capital por cada uno de los equipos.

A -+"nmn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Costo de capital Modulo Capital Mínimo

Contingencia & honorarios

CBM

Contingencia CC Honorarios CF Total de contingencia y Honorarios I Modulo de Capital total. ICTU

Facilidades Auxiliares I I IDewrrollo de sitio IC,, I

X"

Edificios Auxiliares Facilidades fuera de sitio

C A P

cos I

Total Capital Fijo 1% Tabla 2

El valor total de inversión de capital fijo es la suma de los costos de capital fijo de todos los equipos, y se muestran en la Tabla 3 .

A Cad-dmw UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Gastos Directos Totales Proyecto

Materiales directos Precia del equipa f.0.b. Materiales para la instalación Trabajo Directo Total directo de materiales y trabajo

Gastos indirectos Totales Proyecto Seguros, Impuestos, Fletes. Construccion General Gastos Ingenieros contratistas Total de gastos indirectos Cesto de capital Modulo Capital Mínimo

Contingencia 8 honorarios Contingencia Honorarios Tata1 de cantingencia y Honoraios Modulo de Capital total.

Servicios Auxiliares Desarrollo de sitio Edificios Auxiliares Servicios fuera de sitio

Capital Fijo Total

Miles de Dólares

$2,325.9 $1,651.4 $1,471.6 $6,448.8

$318.2 $1,030.1

$596.6 $1,944.9

$7,393.7

$1,109.1 $221 .$

$1,330.9 $8,724.6

$436.2 $349.0

$1,832.2

$1 1,342.0 Tab€a 3

En el apéndice se muestran los costos asociados con cada uno de los equipos.

El capital de trabajo es el dinero invertido para que la operación de la planta sea productiva. Para una operación normal es un 15% del capital fijo.

El capital total es la suma de los capitales fijos y de trabajo, y representa la cantidad de dinero que deben proporcionar 10s inversionistas. Este costo influye de manera directa o indirecta en 10s costos de

operación.

A "rthnpr UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Estimación de costos de manufactura. Gastos de fabricacih directos.

Los costos de fabricación directa se deben a la materia prima o a la mano de obra que esta en contacto con los productos. Los precios de las materias primas suelen proporcionarse como parte

de la asignación del proyecto. Las materias primas necesarias para la operación de la planta así como sus costos anuales se encuentran en el apéndice.

La mano de obra de la operación se refiere a la gente que opera el equipo. Para el servicio y operación de la planta se necesitan para operar continuamente; esto se realiza mediante tres cambios de turno por día, más el equivalente al cambio en fin de semana.

Los gastos de mano de obra que se toman en cuentan son los salarios directos basados en sueldos por día, teniendo un sueldo base de 30 dls.

Los gastos generados por servicios incluyen en las tasas de consumo de energía eléctrica de equipos impulsados con motores eléctricos, el agua de proceso, etc.

El mantenimiento y reparaciones será un costo proporcional a la magnitud de la operación; escala y complejidad. Se puede establecer un 10% del capital fijo, y este gasto contiene los salarios de los trabajadores de mantenimiento y no se incluye en los salarios de la mano de obra.

Los suministros de operación, incluyen materiales que son sustituidos regularmente, como tablas de instrumentos, aceites lubricantes, sistemas de seguridad, y otros que no son considerados de manera regular. Este gasto vario con el capital fijo, y es un 15% de los gastos de mantenimiento.

Los gastos de laboratorio son debidos a las pruebas de control de calidad y analisis químicos y fisicos, necesarios para la elaboración de los productos. Los costos típicos varían del 10 al 20 YO de la mano de obra de operación.

A --+A- UNIVERSIDAD AUMNOMA METROPOLITANA

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

La suma de estas costos es conocida corno el costo directo de fabricación.

Gastos indirectos de fabricacibn.

Los gastos generales incluyen los beneficios al margen, seguridad social, y otras compensaciones pagadas indirectamente al personal de la planta. Esto equivale a un 60% de los salarios directos.

Los gastos incluyen una partida para impuestos locales y seguro. Estos gastos se consideran en el costo de la planta, y equivale a un 2% del capital fijo.

En la depreciación se 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. En este caso se toma para la depreciación el valor de línea recta simple de 10% por año.

Gastos generales.

Además de los costos directos e indirectos existe otros gastos como son: Los costos administrativos son proporcionales para el personal de la planta y pueden escalarse de manera conveniente como el 25% de los gastos generales. La distribución por investigación y desarrollo, y los presupuestos de ventas se basan generalmente en el valor del producto estos gastos se basan en un 10% y 5% del gasto total, respectivamente.

El precio de venta anual se obtiene multiplicando el precio por la capacidad anual, La diferencia entre los gastos totales y el valor total de la producción, es la ganancia neta anual. Los impuestos sobre ingresos es la tasa de impuestos por la ganancia neta anual, para esta propuesta se estirna una tasa del impuestos del 35%, la ganancia real neta es obtenida después de los impuestos.

A c-h.t.~lhmr UNIVERqIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Rentabilidad.

Una de las mediciones de rentabilidad proviene del resumen de costos de fabricación como una tasa de retorno en el presente caso es del 24%.

Costos de Fabricación MILES DE DOLARES

Capital Fijo Cfc $1 1,341.98 Capital de trabajo cwc = $1,701.30

Capital total de inversión CTC $13,043.28 15% Cfc

Gastos de manufactura Directos Materia prima Creditos por subproductos Mano de obra de la operación Supervisión y mano de obra de oficina

Servicios Electricidad @ $0.198 / Kwh

Mantenimiento y reparaciones 0.06Cfc Suministros de operación 1 5%

Mantenirni ento

Cargos del laboratorio

Patentes y derechos Total Gastos Indirectos Gastos generales, almacenamiento Impuestos Locales

$5,333.33 $.o0

$4.50 $30.00

$960.25

$680.52 $102.08

15% Mano $4.50 de obra

$2 13.46 $7,328.62 $7,328.62

60% $429.01

2% cfc $226.84

m C : - ) * n * m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Seguros Total

Total de manufactura excluyendo depreciación Depreciación 10% cfc

$712.56 $712.56

$8,041.19

$1,134.20

Gastos generales Costos administrativos 2 5% $107.25

gastos generales

Gastos de distribución y venta $1,092.31 Investigación y desarrollo $546.15 Total de gastos generales $1,745.71 $1,747.69

Gasto total Ingresos a partir de ventas Ganancia neta anual Impuestos sobre ingresos 3 5%

Ganancia neta anual descontando los impuestos Tasa de retorno descontando los impuestos

Tabla 4

$10,923.08 $14,090.26 $3,167.19 $1,108.52

$2,058.67

24.5%

Análisis de flujo de efectivo.

Los datos de flujo de efectivo anuales se establecen por medio del balance efectivo de cada año de operaci6n anticipada. La inversi6n capital anual, AT, es el capital que se necesita para los costos de construcción y capital de trabajo, durante el primer año. El ingreso por ventas es constante. La suma del flujo acumulativo es la suma algebraica de los flujos de efectivo anuales. h s gastos totales, los valores para la depreciación, son obtenidos de la tabla anterior, donde el valor de los impuestos es del 35%. El Periodo de restitución es el tiempo en transcurrir despues del

arranque de la planta hasta que el flujo acumulativo reembolse la

c-h.tthrpo UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA ~~~

inversión del capital fijo. En este caso es de 4 años. El periodo de punto de equilibrio descontado es el tiempo a partir de la decisión de proceder hasta la conclusión del proyecto. ~ La tasa de retorno de inversión, TIR, es la tasa de descuento que rinde un valor presente neto de cero. En este caso es del 20.8%, si se torna en cuenta que las tasa de interés comercial es del 14%, se puede concluir que el proyecto debe ser emprendido.

m < h b ~ * UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA - ~~ ~~

?O. IMPACTO AMBIENTAL.

La actividad minera conlleva transformaciones ecológicas y de impacto ambientales en términos de deforestación, emisiones al aire, agua y suelos e inclusive ruido.

Sin embargo, en combinación con autoridades ambientales se han adoptado medidas de protección en las diferentes fases del proceso, prospección exploración, explotación y fundición refinación. 10

Al recuperar el oro y la plata se desecha varias sustancias las que son consideradas desechos de producción. Las sustancias no se consideran tóxicas y algunas de ellas pueden recuperarse.

Los desechos obtenidos después de la recuperación de oro y plata son: cobre, fierro, zinc y plomo.

Otros residuos que se generan en el proceso son jales con tiourea y soluciones ácidas que requieren tratamiento, así como extractante en pocas cantidades.

10.1 MANEJO DE LOS DESECHOS GENERADOS EN EL PROCESO.

Las sustancias generadas como desechos en el proceso que se propone para la recuperación de oro y plata se manejarán de la siguiente manera:

El concentrado mineral una vez que termina la reacción de lixiviación se encuentra húmedo con solución de tiourea, se extraerá por medio de grúa mecánica y se transportará a la sección de desechos en la planta (presa) donde se apilara el concentrado mineral para que posteriormente sea neutralizado con hidróxido de sodio y la tiourea destruida por agua oxigenada. Así se evita que el mineral lixiviado produzca efectos nocivos tanto en el agua como en el subsuelo.

En cuanto a la solución de Cyanex 302, una vez que ya no puede utilizarse en el proceso será almacenada en tanques para ser vendida a empresas que se dedican a regenerar este tipo de soluciones orgánicas como Cyanamid que es la misma empresa que fabrica el Cyanex 302

La solución de tiosulfato de sodio puede oxidarse a sulfato por oxidantes fuertes como ozono o cloro.

am -*(an*- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

12. PROPIEDADES FlSlCAS Y QUlMlCAS DE LAS SUSTANCIAS UTILIZADAS.

12.1 ORO

Su numero atómico es 79 y su peso atómico 196.967. Es un metal amarillo denso y dúctil, el cual aparece en el subgrupo IB de la Tabla Periódica, después del cobre y la plata. Sin embargo, en las reacciones químicas se parece más al platino que al cobre y a la plata. Fue el primer metal usado por el hombre en forma pura y su color

y brillantez lo hicieron distinguible de la arena con la que se le asoció. El oro puede ser 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.

Su producción se reporta en onzas troy

El oro es resistente al ácido sulfúrico puro por abajo de 250"C, así mismo al ácido fluorhídrico (libre de agentes oxidantes) y al ácido clorhidrico debajo de su punto de ebullición. En ausencia completa de oxigeno, el ácido cianhídrico reacciona ligeramente con el oro, se vuelve muy activo cuando el oxigeno esta presente. Las soluciones de ácido fosfórico 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(2).

(1 onza troy = 31.103gr).

Propiedades fisicas: Estructura cristalina cubo centrado en la cara; d425 19.302; Punto de fusión (1336.16"K) 1063°C; Calor de vaporización (cal/mol) 87,300; Calor específico (a 25"C, cal/g) 0.0307 Conductividad térmica O"C, cal/(s)(cm2)("C/cm) 0.743 4.2"K, cal/(s)(cm2)("C/cm) 4.18

A -thb~.blg UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

12.2 SULFUR0 DE PLATA.

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.

plata (Ag) 87.069'0, azufre (S) 12.94%. Composición porcentual de la argentita

Color negro y textura de polvo duro. La estructura cristalina es ortorombica, y cambia a cubica cuando se

d420= 7.234; Su punto de fusión es 845"C,. Es insoluble en agua, soluble en ácido

Se usa en cerámicaW

calienta alrededor de 179°C.

nitric0 y en soluciones de cianuros alcalinos.

12.3 TIOUREA.

Tiourea o tiocarboarnida CH4N2S tiene un peso molecular de 76.12. Composición porcentual de la tiourea Carbono (C) 15.78%, Hidrógeno (H) 5.30%, Nitrógeno (N) 36.80%, Azufre (2) 42.12%. En forma de cristales; su punto de fusión se encuentra entre el rango

de 176-178°C; d425 1.405;

Soluble en 11 partes de agua, en alcohol y ligeramente soluble en 6ter. Forma compuestos de adición con sales metálicas complejas. La tiourea- es usada como agente fijador y removedor de manchas

sobre negativos. Es un agente químico, y un acelerador en los procesos de vulcanización. La tiourea tiene una toxicidad de aguda a ligera. Causa somnolencia

en animales, y otros efectos distintos en numerosos campos agrícolas. Existen datos insuficientes para evaluar o predecir los efectos a corto plazo de la tiourea en pájaros o animales terrestres. Los efectos crónicos en los animales y plantas pueden ocasionar

serios problemas: acortamiento de la vida, problemas reproductivos, baja fertilidad y cambios en apariencia y en comportamiento, los cuales se observan tiempo después del primer contacto con la sustancia.

m curb*m~(hry~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

La tiourea reacciona rápidamente con el agua y por tanto no se

Peligros: acumula en organismos acuáticos ni en el medio ambiente(5).

La tiourea puede afectar al ser inhalado Es CANCERIGENO. Debe manejarse con sumo cuidado. Su exposición puede causar reducción en el numero de glóbulos rojos, glóbulos blancos y plaquetas.

Repetición a exposiciones de tiourea puede causar un aumento de tamaño en la glándula tiroides.

Un químico relacionado con la tiourea (naftiltiourea) puede causar fluidos en los pulmones cuando una persona es expuesta agrandes dosis. No se sabe si la tiourea tienen también este efecto.

Limites de exposición en el área de trabajo. No se han establecido limites de exposición a la tiourea. Esto no

significa que no sea dañino. La tiourea es probablemente cancerígena en humanos; por lo que cualquier contacto debe de ser reducida a un mínimo posible. Manera de reducir exposición a la tiourea. Ventilación en el lugar donde se use en caso de que este no sea posible debe usarse una mascarilla. Deben de regularse áreas donde se maneje o almacene tiourea. Usar ropa de trabajo de protección. Lavar cuidadosamente y de manera inmediata después de haberse expuesto a la tiourea y al final de la jornada de trabajo. Poner carteles con información de la tiourea en áreas de trabajo, comunicando toda la información de salud y cuidados a trabajadores que potencialmente pueden ser expuestos a la tiourea. En casos de incendios: Use químicos secos, dióxido de carbono o extingidores de espuma. EN UN INCENDIO SE PRODUCEN GASES VENENOSOS, incluyendo óxidos de nitrógeno y óxidos de azufre. En caso de derramamientos y emergencias. Restringir el paso a personas que no usen equipo de protección hasta que se complete la limpieza. Recolectar el material en forma de polvo de la manera más conveniente y segura y deposítelos en contenedores sellados. Manejo y almacenamiento.

m - ~ A - P UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

0 Cuando una persona pueda trabajar con tiourea debe ser entrenada en un manejo y almacenamiento apropiado de la tiourea. La tiourea debe ser almacenada de manera que no exista contacto con acrilaldehido, peróxido de hidrogeno ni ácidos nítricos, ya que pueden ocurrir reacciones violentas. Almacene encontenedores bien sellados en un área fresca y bien ventilada.

Primeros auxilios. Contactos con los ojos: lave inmediatamente con mucho agua por al menos con 15min levantando ocasionalmente los párpados. Contacto con la piel: se deben quitar las ropas contaminadas y lavar la piel contaminada con agua. Inhalación: sacar a la persona, respiración artificial si la persona ha dejado de respirar y ejecutar un CPR si el corazón ha dejado de latir. Trasladar a la persona a un hospital. Se recomienda observación médica por un periodo de 24-48hrs ya que puede existir la posibilidad de un edema.

12.4 TIOSULFATO DE SODIO

El tiosulfato de sodio es é1 mas conocido e importante de los tiosulfatos. Cuando la sal se cristaliza de soluciones acuosas a temperaturas ordinarias, el pentahidrato se forma como prismas transparentes pertenecientes al sistema monoclinico. El producto comercial se vende como cristales o granos rojos largos (en forma de arroz) sin color. Son estables bajo condiciones normales en el aire. Los cristales se funden en el agua de cristalización y pueden ser deshidratados completamente 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 electrolitica para sus soluciones acuosas son casi las mismas para soluciones sulfatadas de sodio equivalentes. usos.

A c - b ~ h n ~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

El tiosulfato de sodio es usado como un anticloro para reducir clorina residual en textiles, papel, etc. También puede ser usado para la extracción de plata de minerales; en baños de oro y plata y también para desecar e imprimir textiles; como blanqueador de lana marfil y aceites; como preservativo contra la fermentación; en preparaciones cosméticas y en la síntesis de esteres S-tiosulfatos. Nuevos usos incluyen: como aditivo en baños para el cobre, plata,

níquel y cobalto; en la pulimentacion electrolitica de plata; para inhibir la corrosión de aleaciones de cobre por soluciones de sulfato de amonio; como catalizador para facilitar la oxidacion de tioles a disulfatos en procesos de dulcificación en hidrocarburos; como un componente de un sistema redox-catalizador para un mejor control de la polimerizacion de acrinolitrilo.

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 mas que la catarsis. Puede ser administrado por vía intravenosa (0.5-2g en una solución acuosa de 5 al 10%) como un antídoto para envenenamiento por cianuro. Es también un antídoto 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. El tiosulfato de sodio se encuentra comúnmente en soluciones

oftalmicas, y a sido usado como aditivo para estabilizar el pH de soluciones glucosas para inyecciones. Toxicidad: Inhalación: Causa irritación en el tracto respiratorio. Síntomas: incluyen tos y falta de aliento Ingestión: nivel bajo de toxicidad. Puede provocar diarrea en caso de

Contacto con la piel: en caso de un contacto prolongado con la piel

Contacto con los ojos: puede causar irritación mecánica.

ser ingerido en grandes cantidades.

puede provocar irritación.

Exposición crónica: puede tener efectos sobre la piel

rsllJI --dtimn UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Primeros auxilios Inhalación: Conseguir atención medica en caso de tener dificultad para respirar

Ingestión: Inducir el vomito inmediatamente bajo vigilancia del personal medico Nunca dar algo por la boca si la persono esta inconsciente. Recibir atención medica Contacto con la piel: Lavar el área expuesta con abundante agua,.

consultar a un médico si la irritación persiste. Contacto con los 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 flamable peligrosos Explosión: No es considerado como una substancia explosiva Medidas para extinguir el fuego: Usar algún medio conveniente para

Información especial: Use ropa protectora y equipo de respiración extinguir el fuego de los alrededores.

apropiados para combatir el fuego. Información ecológica Toxicidad ambiental: No se tiene esta información

12.5 SULFATO FERRIC0

El sulfato férrico también es conocido como: persulfato férrico; tersulfato férrico; sesquisulfato férrico. Fórmula: Fez(S04)3, Fe2 0 1 2 S3. Peso molecular: 399.88 Porcentaje: Fe 27.93%, O 48.01%, S 24.06%. Polvo blanco grisáceo, cristales rómbicos, muy higroscópicos. Producto comercial que usualmente contienen 20% de agua y de color amarillento. dl8 3.097. El sulfato férrico se disuelve en alcohol, es prácticamente insoluble en acetona y etil acetato. Se hidroliza netamente en solución acuosa. Debe mantenerse bien cerrado y protegido de la luz. Uso: como coagulante en la purificación de agua y en tratamientos de limpieza de agua(5).

A UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

12.6 CYANEX 302

Familia química: ácid0 (2,4,4 trirnetilpentil) monofosfonico Formula molecular: (C18H17)2 P(S)OH Peso molecular: 306 Apariencia: liquido pálido amarillento, olor característico al sulfur0 de hidrogeno. Punto de ebullición: 205°C a 760mmHg Punto de condensación -20 "C Punto de fusión 96 "C Gravedad específica: 0.93 a 242°C Solubilidad en agua: 3mg/L a50"C Viscosidad 1 9 5 2 4 ° C

Productos de descomposición peligrosos: descomposición térmica o por combustión, puede producir monoxido de carbono, dioxido de carbono y/o óxidos de fósforos.

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

12.7 DECANOL

Otros nombres: 1 -Decanol, n-decil alcohol Formula molecular: C10H220. Peso molecular: 158.29 Apariencia: liquido incoloro. Punto de fusión: 6-8;"C Punto de ebullición: . 230-234°C Solubilidad en agua: insoluble. Densidad : 0.829

m -&rl*srpr UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Punto Flash: 82°C Identificación peligrosa. Designación: Sustancia tóxica irritante severa Vapores tóxicos, irritación de ojos, sistema respiratorio 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 15minsi la irritación persiste consultar a un médico. Contacto con la piel: Lavar con agua el &rea contaminada, si la irritación persiste consultar al mkdico.

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. e ses se dióxido de carbono o polvo seco. También se debe de usar equipo de protección y ropa adecuada, además de mascarillas de oxigeno. Como productos de la combustión se pueden tener monóxido de carbono y dióxido de carbono.

Medidas en caso de derramamiento accidental. Personales: evite inhalación o contacto del material derramado con la

piel o la ropa. Se debe usar equipo de protección el cual incluya guantes de plástico, protegiendo también los ojos. Se debe alejar al personal que no use este material de protección. Protección ambiental: debe de asegurarse que el producto no

contamine la tierra o que entre al sistema de drenaje. El material se recolectara con vermiculita o material absorbente y transferirlo a contenedores sellados para su desecho.

Estabilidad y reactividad. Incompatibilidades específkas de peligro agentes. Oxidantes fuertes:

Productos peligrosos: pueden incluir monóxido de carbono y dióxido ácidos clorhídricos ácido anhídridos.

de carbono.

A --J* UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA __ .~ ~

12.8 MINERAL CONCENTRADO

Compuestos

O. 0004 AU 3.04 Zn 0.92 Pb

sulfuros 2 1.40 Fe En forma de 0.27 CU

1.23 Plata Porcentaje %

A c=-~.J*P UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

~~~

13. APENDICE.

13.1 PROCESO DE REACCIóN.

A continuación se determina la cantidad de plata en la solución lixiviante rica (unidades de mg/g mineral):

donde: X = cantidad de ppm reportada por el Espectrómetro de Absorción

Atómica (EM) [=I mg A g L

y = cantidad de mineral utilizado en cada lixiviación.

Tomando el primer valor de la primera lixiviación se tiene: Mineral = log Dato obtenido del espectro: 2.36ppm Disolución: 1 : 1 1

X= (2.36ppm*ll)= 25.96ppm

Valor de Ag = 25.96 -~~~~~ mg Ag X ~~ L - ~ = 1.3 mg Aglgmineral

L 10 g mineraí

Toda esta operación es realizada para cada muestra de las lixiviaciones, tomando en cuenta la cantidad de mineral utilizado (10, 50, 1OOg).

El rendimiento o conversión consiste en hacer la siguiente operación. Se filtra el mineral que no reaccionó al final del tiempo de la lixiviación

(residuo), se deja secar y con el se rediza una digestión con ácido nítrico, la cual posteriormente se analiza en la absorción atómica. Con los datos y con ayuda de la ecuación (1) se obtiene la cantidad de

plata no reaccionada.

m <zahs~*m UNIVERSIDAD AUMNOMA METROPOLITANA

Valor de Ag = X ~~

mg Ag * 0.1 L - L y g mineral

Para e la primera lixiviación: X= 6.45ppm

Valor de Agl

Posteriormente se toma una alícuota de la solución lixiviante rica (después de filtrar), de esta se extrae lml, el cual se diluye con 1Oml de soluci6n de tiourea y férrico, se analiza en el EAA.

Para la primera lixiviación se tiene: Mineral = log Dato = 9.39 ppm Dilución = 1 : 1 1 X= (9.39ppm*11)=103.29ppm

mg Ag 0.5 L Valor de Ag2 = 103.29 ~~ - - ~ ~ X ~ ~~ = 5.2mg Ag/g mineral L 10 g mineral

Se suman los valores de Ag en la solución lixiviante rica (Agl) y del

Valor de Ag en el residuo + Valor de Ag en la solución lixiviante =

Los datos de las tres lixiviaciones se presentan a continuación.

residuo (Ag4 para obtener la cantidad de plata total en el mineral.

(5.2+6.45) mg Ag totales/g mineral.

Lixiviación Ag Totales (g / g mineral) 1 12.15

I 2 17.00 3 11.41

El siguiente paso es dividir cada valor de Ag ( mg / g mineral) a los diferentes tiempos entre el valor de Ag totales (g Ag /g mineral) para así obtener el rendimiento de cada lixiviación.

"1

m - - d m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1 a lixiviación .

Tiempo Cantidad de Ag Concentración (min.) (mg Ag/g minera Ag (PPm) x

dilución 15

4.6 9 1.96 360 4.4 88.11 300 3.6 72.6 240 3.2 62.59 180 2.5 49.83 120 2.6 51.59 90 2.1 4 1.47 60 1.6 32.45 45 1.5 30.03 30 1.3 25.96

Tabla S. Lixiviación con log de m.

Rendimiento Y O

~~

o. 1 1 o. 12 O. 13 O. 17 0.2 1 0.2 1 0.26 0.30 0.36 O. 38 mal.

2" lixiviación.

Tiempo Rendimiento Cantidad de Ag Concentración (rnin) YO (Ag mg/g mineral) Ag (ppm) x

15 119.34

0.3 1 3.63 362.6 1 360 0.32 3.66 366.18 300 0.30 3.40 335.58 240 0.26 3.02 30 1.92 180 0.24 2.75 274.89 120 0.23 2.57 256.53 90 0.20 2.22 22 1.85 60 O. 14 1.61 161.16 30 0.11 1.20

Tabla 6. Lixiviacibn con 50g de mineral.

dilución

3" lixiviación.

1 Tiempo I Concentración I Cantidad de Ag I Rendimiento

""

A c.~.*dlbm~ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

(min) YO (Ag mg/g mineral) Ag (ppm) x diluci6n

15 2 19.81 30

0.054 0,923 I 184,612 0.064 1.099

,45 O. 072 1.234 346.8 60

334.56 120 0.11 1.985 397.29 90 0.087 1.496 299.37

0.098 1.673 I 180 I 349.86 1 1.749 10.1 I I 240 1 390.66 I 1.953 10.12 I I 300 1412.59 12.062 I 0.12 1 360 I 432.99 I 2.165 10.13

Tabla 7. Lixiviación con lOOg de mineral.

13.2 ABSORCI~N ATÓMICA.

Para el análisis de espectometria de absorción atómica (EM) se preparan muestras patrón, con el rango correspondiente a la respuesta lineal para la longitud de onda específica para el metal por analizar Estas son preparadas de la siguiente forma:

Solución matriz: O. 1M de tiourea. O .O 1 M de sulfato férrico.

Patrón de plata:

Rango que se utiliza 4,8,10 ppm.

Se prepara una solución de 1OOppm de plata: De esta solución se toman alícuotas de 2,4,5, m1 y se colocan en matraces de 5Oml los cuales son aforados con agua desionizada

Patrones de cobre. El rango a trabajar es de 2,4,8 ppm.

nn

A -"T UNIVERSIDAD AUTONOMA METROFOLITANA

~~~

Para estos patrones se ocupa una solución de lOOOppm de cobre, el valor de las alícuotas a tomar para preparar el rango a utilizar es de: 1,2 y 4ml respectivamente, aforados a 50ml. Para el análisis de las muestras de la solución lixiviante es necesario realizar lo mismo solo que, sé afora con solución de tiourea y sulfato férrico 0.1M y 0.01M.

A ce.tkb4-s- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

13.4 CALCULO DE BOMBAS Y TUBERIAS.

Con ayuda de los nomogramas(l7) se obtuvieron las dimensiones de las tuberías; estas son de acero inoxidable.

A continuación se presentan los cálculos realizados para obtener las especificaciones necesarias para una de las bombas de la planta. Los cálculos para las otras bombas son semejantes a los mostrados; cambiando solo los datos correspondientes a los flujos manejados así como las constantes fisicas de cada una de ellas.

Las bombas utilizadas son 9.

Notacirjn

Presión de descarga Presión de succión Presión de válvula Presión por altura Caída de presión por accesorios Gravedad especifica Densidad Altura Longitud total de tubería Longitud de tubos rectos Caída de presión por cada l O O f t de tubería

BPH Potencia del motor

A UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Calculo de bomba N" 1

Calculo de la presión de Succión (Ps)

Datos necesarios

Sp[=] ftA3/lb 0.016 hi=] f t 6.56 P~=Sp/2.307*h

PIOO [=] psig 5.94 Hfs= P*Lt

P,= PH- Hfs

Lt[ =] f t 24.56

Ps - 145.84

pH 0.0456

P 145.89

Descarga.

Calculo de la potencia

Q[=] ftA3/hr 648 H= PD-PS H 90 1.24 d[=] lb/ftA3 62.4

BHP= Q*H*d/3.67e5 BHP[=] hp 99.296

13.5 ELECTRODEPOSITACION

Datos

Flujo volumétrico 40 1 / S

Concentración de Ag. complejada 120 ppm = 120 miligramos Ag. / litro

Cálculos de requerimientos de corriente eléctrica

(40 1 / S) * (120 mg. Ag. /litro) = 4800 mg Ag/ S

am --.(tisrio UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

(4.8 g Ag/ S) * (1 mol Ag. / 107.868 g Ag.) =0.044 mol Ag./s

O. 044 mol Ag * ( 1 Faradio / 1 mol) = O. 044 Faradio

0.044 Faradio * (96487 Coulombs / 1 Faradio) = 4293 Coulombs/ segundo

4293 Amperes ------ + INTENSIDAD DE CORRIENTE

Calculo del área de electrodos.

Densidad de corriente anódica = 46 A /dm2 Densidad de corriente catódica = 93 A /dm2

Area de ánodo 4300 A / ( 46 A /dm2 ) = 93.47 dm2 = 9.347 m2

Area de cátodo 4300 A / ( 93 A /dm2 ) = 46.23 dm2 = 4.623 m2

13.6 CALCULO DE LA POTENCIA ELECTRICA PARA EL AGITADOR NIECANICO, PARA EL TAMAÑO DE DISCO Y ASPAS PARA EL AGITADOR.

Notación. DTI diámetro del tanque (m). Da diámetro del agitador (m). Dd diámetro de disco (m). V volumen (m3). R razón de aumento de escala, adimensional. W altura o anchura (m). L longitud (m). J anchura de deflector (m). C altura de la base del agitador sobre el fondo del tanque (m) N velocidad de rotación (rpm). N, numero de potencia, adimensional.

A r.-rhkt.dbm, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

N,, numero de Reynols, adimensional P potencia (kW).

Datos del reactor experimental

DTI = 0.156 m Da1 = 0.0078 m

Datos del reactor real

DT = 3.5 m

Escalamiento del reactor experimental con el reactor real.

V2 = (3.5 m)3 = 42.875 m3; VI = (0.156 m)3 = 3.79 e -03 m3

V2 /VI = R por lo tanto (42.875/3.79 e -03)1/3 = 22.44 o bien R = DT2 / DTI R = 3.5 m/ 0.156 m = 22.44

Encontrando valores para el reactor experimental se tienen:

W = Da1 * 2 /3 de donde W = 2/3 Da1 W = (O.O078*2)m/3 =0.0052m

Para el calculo con deflectores se tiene:

azla --=r* UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

J1/ DTI = 1/1 2; J1 = Da1 /12 = 0.156 m /12 = 0.013m

C ~ / D T I = 1/3; C1 = D T ~ /3 = 0.156/3 = 0.052 m.

Los valores para el reactor real, utilizando R para el escalamiento son:

D T ~ = (0.156) * (22.44) = 3.5 m Da2 = (0.0078) * (22.44) = 0.175 m Dd = (0.026) * (22.44) = 0.58 m 5 2 = (0.013) * (22.44) = 0.291 m C2 = (0.052) * (22.44) = 1.16 m W2 = (0.0052) * (22.44) = 0.1 167 m

Si se quiere igualar la transferencia de masa entonces se hacen los siguientes cálculos

N2 = 8.67*(1/22.44) 2/3 = 1.089 l / s (65.38 rpm)

N R ~ =( 1.75 m)2*( 1.089 1/s)* (998,24 kg / m3) / le-O3 kg m / S

suponiendo Np = 5 se tiene(l6)

P2 = 5* (998.23kg/m3)*(1.089 l/s)3 * (1.75 m.)3 = 105.79 kW

igualando el movimiento del liquido con n = 1

NZ = 8.67" (1/22.44) = 0.386 rev /S

A --J% UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

P2 = 5 * (998.23 kg/ m) * (0.386 l/s) 3 * (1.75 m)3= 4.7 kW

r H -

"i J I-

L W r

Figura 22

m -ii*r~dllsq.l UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

13.7 OBTENCION DE LAS GRAFICAS UTILIZANDO EL MODELO DE NUCLEO DECRECtENTE ASt COMO TAMMEN EL ARREGLO DE REACTORES DE PROCESO.

La ecuación que se utiliza es:

PMRL, t p = * [ 1 + 2(1- x) - 3( 1 - x)”’] (1)

GDen(C, -Cm )

donde tp = tiempo. R, = radio de la partícula. p. = densidad del mineral. C i = solubilidad máxima del mineral. C, = concentración del metal en el seno de la solución. DeB = difusividad efectiva del mineral en la capa de

x = conversión de plata. inertes.

Los datos conocidos son: PM = 5 &m3 Ci= 4.49*10-4 &m3

RP = 7.55*10-4 cm m = 0.0002 S-1 De la ecuación (1) la pendiente esta dada por:

CBO = 0

Sustituyendo los valores antes mencionados encontramos el valor de

El valor corresponde a: 2.1 1 * 1 0-7cm2 / S la difusividad efectiva.

A C~UB*BJ*W UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Para graficar la conversión a partir de la función fD, es resolver la ecuación (1). Para ello se sustituye el valor de la pendiente y los diferentes tiempos, y se resuelve para x, dando de esta forma la gráfica. Esta recta corresponde al tipo de granulo mediano. Es necesario

realizar para granulo fino, por lo que el radio mediano se divide entre 1 /2, y para granulo grande este valor es obtenido al multiplicar por 2 dicho radio. Con estos datos se encuentran las pendientes correspondientes, y

con los tiempos se obtienen los valores de x. Se procede a grafkar fD vs tp. Con estos valores se obtiene la nueva

gráfica de YO Ag lixiviado(x) vs tiempo. La gráfica que corresponde al arreglo de reactores, es decir el modo en

que se piensa trabajar, se dio con ayuda de la segunda gráfica. De la Figura 12 se obtienen las ecuaciones que representan a cada

curva. Estas se multiplican por 0.7, 0.2, O, 1 , respectivamente. Se obtiene una sola que es la que corresponde a la gráfica del arreglo

de los reactores, desplazada cada 42Omin.

m < % h d t m P , UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

13.8 CALCULO DEL AREA DE TRANSFERENCIA DE MASA

En una bureta de vidrio con capacidad de 50ml se colocó una solución de cyanex conteniendo los iones de plata y oro. La solución de tiosulfato de sodio (solución de despojo) se coloco en un dispositivo de goteo (equipo de venoclinisis), como se muestra en la siguiente figura.

I I 1

~~

Figura 23

1. Sistema de venoclisis 2. Bureta de 50ml 3. Vaso de precipitado 4. Soporte universal

La disolución de tiosulfato de sodio se hizo gotear sobre la de cyanex;

Posteriormente se midió el volumen recolectado. durante un cierto tiempo, en el que se realizó el conteo de gotas.

A c l ~ r ~ i m ~ m o UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Los datos del experimento son los siguientes:

Tiempo: 17min 40seg Número de gotas: 261 Volumen Na2 S203 recolectado: 3ml

A continuación se muestra el calculo del área de transferencia (área de gota)

Haciendo la suposición de que las gotas son de geometría esférica, Sabemos que el volumen es:

De la cual se obtiene r:

El área nos la da:

Entonces con la relación de:

3ml 26 1gotG

= .o 1 15ml/gota

y los datos anteriores utilizamos la ecuación (Z), el radio de la gota es de 0.14 centímetros y de (3) tenemos que el área de la gota es de 0.25 centímetros cuadrados

m "dlnpo UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

13.9 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 masa. Las ecuaciones que se utilizan son las mismas que en absorción de gases. La altura de la torre se expresa de la siguiente manera:

& NTR =S x1 (x - x*)

Donde Xi = concentración del soluto en la interfase. K a = es el coeficiente de transferencia por unidad de área. HTR = es la altura de la unidad de transferencia. (1-X)iM = media logaritmica de 1-x y I-Xi.

Para realizar los cálculos es necesario tener las curvas de equilibrio para la extracción y el despojo.

Estas se resumen en las tablas siguientes. La columna 1 y 2 muestran los cantidades de plata en equilibrio, la

columna 3 muestra la relación de volúmenes acuoso-orgánico , la columna siguiente nos da el valor del coeficiente de distribución D, y la ultima nos indica el porcentaje de extracción.

La primera tabla es realizada con el contacto de la solución de Tiourea complejada y la solución de extractante Cyanex 302 O. l M , Mientras que p&a la siguiente tabla se muestra los datos de equilibrio para la solución de extractante Cyanex 302 con una solución 1 M de Tiosulfato.

. nn

A UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Tabla 1

Curva de Extracción

41.8 86.4710 25.566 4.00 1372.4 53.68 92.72 10 25.476 2.00 1064.91

Curva de Despojo

Con estos datos se construyen las curvas de extracción y despojo. Para calcular el numero de unidades de transferencia se genera la

línea de operación con una pendiente relación Orgánico /Acuoso =1 para cada caso.

A partir de los datos de 1 /(Y*-Y) vs Y, se obtiene el área bajo la curva que nos da el número de unidades de transferencia.

Am ~-*istrar*nm UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Extracción Y PPm [Acuoso] 3.74 5.06 8.14 18.26 28.82 41.8 53.68 396.78

644.84 162.58 1644.84 1582.26 10.0017 1244.32 173.92 11244.32 11 170.40 10.0009

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

Notación

C* = concentración en el equilibrio mg/L C = concentración mg/L k = coeficiente de transferencia cm/s As= area cm2 V = volumen cm3 ka= coeficiente de transferencia 1 / S

Ka =coeficiente de transferencia total 1 / S

am c - ~ I - UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

HR= altura de unidad de transferencia m NTR= unidades de transferencia Z = altura m

Calculo de la Curva de Extracción

YO extracción 97.9487742

l(C) 145.949

12 115.965 I 41.2698 4127

m UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

Calculo de la Curva de Despojo

IC 169.922 1 k

10.0500 A s 0.0029

V 3.0000 As/V 3.3500 ka

0.0972 150 ka O. O097

ka*cml 6.7929 , R

2 33484

Ika*cml 10.0068 I

IL/ S 141.269 ¡

r

F

b, O

Am G**~*W UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

3 z 2. o. 3

6 P. ? a, 3 3 f %

106

m a A * d l l w UNIVERSIDAD AUTONOMA METIROPOLiTANA

c 9. E

I07

A c-ll*d*w UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

c 2. n, c+

108

m C-li.*dtb.yu UNlVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1 o9

m ~e-4- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

14. BIBLIOGRAFIA.

1. Ritcey, G.M. and Ashbrook, W.A; Solvent extraction in process metallurgy; American Institute of Mining, Metallurgica and Petroleum Engineers; U.S.A 1978.

2. Kirk-Othmer; Encyclopedia of chemical tecnology; second edition; vol 10 & 18: edit Bord; John Wiley and Sons.

3. Oropeza-Guzman, M.T; Alternativas a la recuperación no contaminante de plata: disolución y formación de electrodeposito (electrodepositación); Tesis de maestría; UAM-I, CBI; julio de 1990.

4.Habashi; A textbook of hydrometallurgy; Lava1 University; Cánada 1992.

5. The Merck Index; 2 0 t h edition; edit Merck &CO, Inc 1996, U.S.A.

6. Ubaldini, S., Fornari P; Massida, R., Abbruzzese, C., An Innovative thiourea gold leaching process. Hydrometallurgy, 48 (1998): 1 13- 124

7.Lapidus, Lavine, G. Modelado matemático de la lixiviación de argentita con sulfato férrico y tiourea; Tesis de Doctorado en Ciencias; UAM-Iztapalapa, 199 l.

8.Pearson, R.G., Hard and and soft acids and bases. J . Am Chem. SOC., 85( 1963), 3533-3539.

9.Sole, K.C. and Hiskey, J.B.,Solvent extraction of copper by Cyanex 272, Cyanex 302 and Cyanex 301, Hydrometallurgy, 37 (1995): 129- 147.

10. Sole,K.C. and Hiskey, J.B., The potential for recovery of cobalt from copper leach solutions. In: W.C. Cooper, D.J. Kemp, G.E. Lagos and K.G. Tan (Editors), Hydrometallurgy of Copper. Proc. Copper '91 Int. Conf. Pergamon , New York, Vol. I11 (1991), pp.229-243.

m cf.dMd(hlp, UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

1 l.Sole, K.C. and Hiskey, J.B., Solvent extraction characteristics of thiosubstituted organophophinic-acids extractants. Hydrometallurgy, 30 (1992): 345-365.

12.Tait, B.K., The extraction of some base metal ions by Cyanex 30 1, Cyanex 302 and their binary extractants mixtures with Aliquat 336. Solvent extraction. Ion Exch., 10 (1992): 799-809

13.Tait, B.K, Cobalt-nickel separation. The extraction of cobalt (11) and nickel (11) by Cyanex 301, Cyanex 302, and Cyanex 272. Hydrometallurgy, 32 (1993): 365-37

14.Caravaca, C, and Alguacil, F.J., Study of the ZnS04-Cyanex 302 extraction equilibrium system. Hydrometallurgy, 3 1 (1992): 163- 174

15.Martine2, S., Navarro, P., Sastre, A.M. Alguacil F.J. The Solvent Extraction sistem Au(II1)-HC1-Cyanex 47 lX, Hydrometallurgy, 43 (1996): 1- 12

16. Geankoplis, C.J; Proceso de transporte y operaciones unitarias 3" edición; Edit. Compañía editorial continental; México 1998; pag. 160- 165, 270.

17. Crane, Flow of fluids trough valves, fittings and pipe; Edit McGraw-Hill; México 1992

18. Ulrich, D; A guide to chmical engineering process design and economics; Edit Jhon Wiley & Sons; U.S.A 1984

20. Peters, M; Timemerhaus, D; Plant and economics for chemical engineers; 4" edition; Edit McGraw-Hill; U.S.A 1991

2 1. Chemical engineering/November 1999; pag. 165-166

22. Walsh, F; A first course in electrochemical engineering; 1" edition; Edit The electrochemical consultancy; U.S.A 1993

23. Coeuret, F; Introducción a la Ingeniería Electroquímica; Edit Reverté; España 1992

A lb- UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

24. Levenspiel, O; Ingeniería de las reacciones químicas; 7" reimpresión; Edit Reverté; México 1998

25. Castañeda, E. Lapidus. G; Cinética comparativa de la lixiviación de argentita con tiourea-tiocianato y diferentes agentes oxidantes; Avances en ingeniería química, 1993, pp. 150-156.

26. Lapidus, G. Mosqueira, M de Lourdes; The Effect of Product Solubility on the Leaching Kinetics of Non-Porous Minerals. Hydrometallurgy; 20( 1988) 49-64.

Referencias de internet: 27.http://www.secofi-dgpm.gob.mx 28.http:/ /www.inegi.gob.mx 28.http://www.mexmin.com/mingov.asp 30.http://mail.alsnet.com/trifacts/ 177.html 31.http://www.ine.gob.mx/programas/prog-rip/cap-2.html. 32.http: / /www.inegi.gob.mx/difusión/español/mapasitio/fuscar.html 33.Informe anual 1998 Industrias Peñoles SAde CV 34.Centro Mexicano de Información Minera. (SECOFI)