UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITA UNIDAD-IZTAPALAP-

C b 6 . T " / '' RECUPERACION

DE ORO

Y PLATA" /

ASESOR: Dra. GRETCHEN T. LAPID S LAVINE YA@+ 9

MAESTRO: Ing. URIE

LAURA G.$OZANO LAGRAB/- IVONNE M. VILLEGAS SOSA

Septiembre, 1992 /-

RESUMEN

INTRODUCCION

DESARROLLO

EXPERIMENTAL

ESTUDIO DE

MERCADO

DISERO DE LA

PLANTA

ESTUDIO

ECONOMIC0

CONCLUSIONES

BIBLIOGRAFIA

APENDICE

INDICE GENERAL

CAPITULO

1

2

3

4

5

6

PAGINA

1

2

20

27

37

67

81

82

i

CAPÍTULO *No 1

RESUMEN

REBUMEN

El objetivo de éste trabajo es diseñar un proceso para la recuperación de oro y plata por medio de la lixiviación con tiourea sintetizada, asi como también determinar la eficiencia (síntesis de tiourea, lixiviación y recuperación de oro y plata) de utilizar tiourea sintetizada para recuperar valores.

Del proceso en general, se obtuvieron los siguientes resultados:

0 Aun variando las condiciones en la síntesis de tiourea (tiempo, concentración, agitación, etc.) se logra únicamente el 30% de conversión de tiocianato a tiourea debido a que se llega a un equilibrio entre la tiourea y el tiocianato. La conversión de los reactivos es de un 75%, en masa, siendo el reactivo limitante el disuifuro de carbono.

0 Se obtuvo un máximo con respecto al porcentaje de sólidos en la pulpa y tiempo de lixiviación pues se presenta el fenómeno de pasivación (saturación) en la superficie del mineral concentrado.

Es suficiente una concentración de 0.005 M. de agente oxidante (H202), 0.001 M. de ácido sulfúrico, 0.1 M. de tiourea para la cantidad de mineral a lixiviar (2.5 % de sólidos) .

Cantidades dos veces peso por peso de NaF y Al para lograr un mínimo de 70% de cementación de oro. Este valor es óptimo entre tiempo y costo.

Como se menciona en la introducción y aquí se comprueba, que el proyecto es redituable, pero si no se recirculan los reactivos el costo sería muy elevado.

CAPÍTULO NO 2

I N T R O D U C C I O N

Los metales preciosos, oro y plata se han usado por miles de años debido a sus múltiples aplicaciones como son: como moneda, para la fabricación de componentes electrónicos, en la medicina, fotografía, y para la fabricación de joyería. Recientemente éstos metales han encontrado una importante aplicación en el espacio y en el campo de la comunicación: así como la nueva aplicación de la plata en la generación de energía a partir de energía solar’ .

El incremento significativo en el valor de éstos metales y su gran aplicación ha fomentado el interés en la recuperación del oro y la plata de sus minerales.

El inicio de la recuperación de oro y plata utilizando una técnica bien definida fué desarrollada en México en 1557 por Bartolomw de Medina, el cual utiliza el proceso de patio para tratar minerales ricos de plata en Pachuca Hidalgo. En este proceso de amalgamación se utiliza mercurio y sal (

NaCl ) .

Posteriormente a éste proceso hubo otras innovaciones de las que sobresale el proceso de cianuración, el cual se utiliza actualmente.

Este proceso inició en 1884 cuando Elsner’ postula que para disolver oro y plata de un mineral usando una solución de cianuro donde es necesaria la presencia de oxígeno. Debido a los excelentes resultados obtenidos (simplicidad, economía y selectividad) la cianuración en 1900 comenzó a reemplazar los procesos usados hasta entonces (clorhinación ó tiosulfato de sodio ) .

’ Actualmente la lecnologia japonesa ha encontrado un sustilulo de la plata en la fotografía. con Io cual disminuye en gran

proporción el valor de esta puesto que este consumo resultaba ser uno de los principales.

2

Dichos metales normalmente se encuentran en muy bajas concentraciones dentro de minerales piríticos (minerales de baja ley ) . El proceso de su lixiviación consiste en:

1) Oxidar con un agente, en caso de metales a su estado iónico de Valencia 1 y en el caso de la argentita, al azufre a su estado metálico 2) Extraer los iones metálicos a la solución lixiviante mediante un agente complejante que solubilice preferentemente a éstos. manejo y desecho.

Desde hace cien años, como ya se mencionó, se ha llevado a cabo la lixiviación selectiva de oro y plata con cianuración, ya que el ión cianuro es muy eficiente para solubilizar el oro y la plata debido a su alto grado de comple j ación.

A pesar de su extenso uso, el proceso presenta varios problemas:

a) Cinética lenta de oxidación-disolución y dadas las condiciones requeridas no es posible utilizar oxidantes fuertes que incrementarían dicha cinética.

b) La lixiviación no es completa para minerales refractarios y/ó arcillosos ya que el oxígeno no ataca la estructura matricial del oro y la plata encapsulados; l o s metodos estudiados para liberar los metales resultan prohibitivos debido al incremento en los costos.

c) La baja selectividad del cianuro como complejante (se compleja tambien con los iones del cobre, arsénico, hierro y plomo ) ocasiona un consumo excesivo de cianuro para lograr recuperaciones altas. El plomo contenido en el mineral forma un complejo sólido con el cianuro que pasiva la superficie del oro y la plata durante la lixiviación.

3

d) Elevada toxicidad del cianuro que ocasiona dificultades para su manejo y desecho.

Una de las sustancias complejantes más prometedoras es la tiourea debido a que presenta las siguientes caraterísticas:

Su alto grado de complejación y selectividad por el oro y la plata.

Au' + 2CS( NH2)2 - A*( CS( NH2)2)+2

Ag' + CS ( N.2) 2 AgCS( NH2)+2

Ag' + 2CS( NH2)2 R Ag(CS( NH2)2)+2

Es poco tóxica y las lixiviaciones se llevan a cabo en medio ácido, lo cual permite el uso de oxidantes fuertes (peróxidos y el ion férrico)

El primer producto de oxidación de tiourea, disulfuro formamidina (DSFA), es un agente oxidante para la lixiviación.

Finalmente, el consumo de tiourea por la complejación con metales cianicidos es reducido (excepto en el caso del cobre) .

Una gran desventaja es el alto grado de consumo debido a su degradación y al elevado costo de la tiourea. Por eso, el proceso no es economicamente atractivo si no se reutilizan los reactivos (tiourea y ácido sulfúrico ) .

4

""""

El disulfuro formamidina y la tiourea se degradan según las siguientes reacciones :

[ NH2 ] NHC-S-S-CNH [ NH2 J G CS [ NH2 J 2 + CNNH2 + S O OXIDACION

(F) CS ( NH2) 2 -I- Hz O Hz NX-NHz -I- H2 S HIDROUSIS

(GI

El consumo aumenta con incrementos de acidez inferiores a pH = 1.0 y temperaturas superiores a l o s

cuarenta grados centigrados. Los productos de la oxidación irreversible pueden

pasivar la superficie de reacción del oro y formar complejos poco solubles con la plata; la adición de S02 a la solución lixiviante reduce en un 95% el consumo de tiourea por oxidación irreversible, manteniendola reducida.

Para la optimización del proceso se requiere el conocimiento de la cinética de extracción bajo diferentes condiciones de solución y contenido de metales en el mineral.

Por lo anterior se propone como objetivo de esta investigación :

Minimizar costos en la obtención de tiourea. (OBTENCION)

Un modelo de núcleo decreciente para describir la lixiviación de plata con peróxido de hidrógeno y tiourea en una partícula mineral; así como determinar* la influencia de diferentes pardmetros de la solución sobre la lixiviación de una de las más comunes estructuras mineralógicas: Argentita (Ag2S). (LIXIVIACION)

5

0 Encontrar un método de recuperación selectivo para los metales preciosos, rápido y reversible, que permita minimizar costos en el uso de tiourea (RECUPERACION)

LIXIVIACION

Los estudios cinéticos de lixiviación de plata y oro en tiourea se han concentrado en el uso de peróxido de hidrógeno, y aire como agentes oxidantes; el peróxido de hidrógeno y oxígeno oxidan a la tiourea a disulfuro de formamidina segun la reacción (H) , el cual es el agente que oxida directamente a los metales.

2 C S ( NHz)z (NHz)NHC-S-S-CNH( NH2) + 2H' + 2 e

(HI

OXIDACIdN DE ORO Y PLATA

Causan problemas en la recuperación

2 Av"( S ) + Fe3' Q Au' + Fe2+

A @ S ( s ) + 2Fe3' 2Ag' + 2Fe2' + S"

Reacciones demasiado lentas

2 A u 0 ( s ) + 0 2 + 2H' 2Au' + H z 0

A g S ( s ) + 1 0 2 + 2H' a 2Ag' + H z 0 + S"

88 escogieron estas dos reacciones Au"(s) + H 2 0 2 + 2H' 2Au' + 2 H 2 0

A g z S ( s ) + H 2 0 2 + 2H' G 2Ag' + 2 H 2 0 + S"

6

I"-.- -

La cinética de extracción de ambos metales esta controlada por un mecanismo difusivo de reactivos ó

productos (dependiendo de las condiciones de la solución lixiviante) y se incrementa linealmente con la concentración del agente oxidante, después del cual , se mantiene constante ó disminuye. Esta disminución se produce por una falta de tiourea libre causada por su degradación oxidativa y / ó por la complejación. También puede incrementarse rapidamente conforme se aumente la acidez de la solución y

esto resulta lógico ya que la reducción del peróxido depende de la concentración del hidronio y este se consume en la reducción de DSFA a tiourea.

Para la plata, la energía de activación indica una cindtica mas compleja, ya que demuestra un aumento sustancial en Ea conforme se reduce la concentración de tiourea [Ea = 21.3 Kj/mol indica un control difusivo de los reactivos] ; esta reducción que, en gran parte se debe a su degradación, precipita la plata ocasionando una disminución en la extracción hasta un valor estable después de haber alcanzado un valor máximo.

La tiourea se vuelve más selectiva para el oro a altas concentraciones de ésta, la adición de iones cupricos incrementa la velocidad de extracción de oro y reduce la de plata (debido a las diferentes constantes de estabilidad de ambos metales).

MODELO PARA LIXIVIACION

En muchos sistemas minerales la cinética de lixiviación está controlada por la pasivación del producto. En pasivación, debido a la baja solubilidad de los productos de reacción a las condiciones de solución, permanece en el lugar de reacción y sólo se disuelve de acuerdo con el

7

- . ..“_)__ v ””* .”

gradiente de concentración que existe entre el sitio de precipitación y el seno de la solución. Cuando el material insoluble es el producto principal de la reaccidn, como es el caso de la lixiviación de oro y plata’ pueden ocurrir dos diferentes situaciones:

1) El producto depositado bloquea completamente la entrada del agente oxidante hacia el material que no ha reaccionado, subordinando la cinetica del lecho para su disolución.

2)Cuando el producto sólido es poroso, no se detiene la reacción pero causa la formacidn de un producto sólido dentro de la partícula del mineral.

En ambos casos el resultado es el mismo, la extracción del producto en la solución es controlada por su solubilidad en el sitio de precipitación y por la fuerza directora que determina la transferencia de masa entra la superficie de reaccidn y el seno de la solución.

Para evaluar la cinetica de lixiviación se utilizó el modelo de núcleo decreciente, (figura 1) bajo las siguientes suposiciones : 1) El sistema es isot8rmico. 2) La partícula es esferica y mantiene su forma y tamaño

durante el transcurso de la lixiviación. 3) El mineral no es poroso. 4) La reacción superficial de oxidación es irreversible y de

primer orden con respecto al agente oxidante. 5) La concentración del agente oxidante en el seno de la

solución se mantiene constante durante el transcurso de la lixiviación.

6) La difusidn en la capa de inertes es rápida comparada con el desplazamiento del núcleo (estado pseudoestacionario).

8

““.“_11_1.“ ....

FIGURA 1

MODELO NUCLEO DECRECIENTE

/

La reaccion heterogenea primero ocurre en la superficie externa de la partícula y una vez que se ha definido la reacción en la superficie entonces avanza hacia el interior del sólido dejando atras el producto sólido y / ó inertes.

Durante la reacción de un mineral sulfuroso donde M es el metal y A el agente oxidante, representada por :

se considera que ocurren los siguientes procesos en serie:

(1) Transporte del agente oxidante en las fronteras del líquido del seno de la solución a la partícula (transferencia externa de masa). ( 2 ) Difusión del agente oxidante en el producto sólido y / ó capa de inertes. ( 3 ) Reacción del agente oxidante con el metal. ( 4 ) Difusión del ión metálico en la capa de inertes (5) Transporte del ión metálico en la capa del líquido de la partícula hacia el seno de la solución.

Tomando las suposiciones anteriores la siguiente ecuación diferencial que describe la difusión del agente oxidante en la capa de inertes puede ser resuelta.

Con las siguientes condiciones a la frontera:

Donde : Ca = concentración del agente oxidante Cao = concentración del agente oxidante en el seno de

la solución. Rp = radio de partícula. Rc = radio del núcleo que contiene el mineral no

reaccionado

Kma = coeficiente de transferencia de masa del agente oxidante en el líquido estancado.

Dea = difusividad efectiva del agente oxidante en la capa de sólidos inertes.

Ks = constante de velocidad de reacción reversible de primer orden.

pm = concentración del metal deseado en el mineral Vn = volumen del núcleo no reaccionado t = tiempo Integrando la expresión entre los límites Rp y Rc y

aplicando la definición de la conversión fracciona1 del

metal deseado x = (Rc/&)’ se obtiene la expresión del tiempo

requerido para la lixiviación cuando la transferencia de masa en los límites de la capa líquida es lenta (NSH pequeño) el proceso es controlado por la cinética de lixiviación y la ecuación se reduce a :

Cuando la difusión en la capa de inertes controla la cinética, esto es NSH YNDOntII son grandes la ecuación ( 5 ) se reduce a:

Como se mencionó previamente las ecuaciones anteriores sólo consideran la resistencia por transporte y reacción del agente oxidante. Para cuantificar la solubilidad del producto y la resistencia del transporte, se debe derivar un termino similar, tp en adición a la ec. (5). Esto es posible ya que se considera que todas las resistencias ocurren en serie y la suma de t y tp debe ser considerada como el tiempo total de lixiviación.

Para derivar la ecuación para tp se procede como sigue: sin tener en cuenta que la superficie de reacción se pasiva parcial o totalmente el tiempo de extracción del producto depende enteramente de su difusión a través de la capa de inertes y / ó su transferencia a través de la película estancada (capa frontera del líquido).

Este modelo considera el caso de una solución que puede contener trazas de M’’ antes de que el proceso de lixiviación empiece. Debe recordarse que CB0 no permanece

constante con el tiempo.

+

Considerando aproximadamente constante y , en el caso

Resolviendo las ecuaciones, se obtiene la siguiente más simple, suponiendo estado pseudoestacionario, XE/& = O

expresión.

con

u3 = (c; - c;o) - - V L 1 V M P M

Y

Si hacemos

Se puede igualar la ecuación como la de una recta que pasa por el origen como sigue:

Cuando se grafican los datos de Fg v. s . t el paso controlante se manifiesta si se produce una recta que pasa por el origen.

RECUPERACION

Uno de los impedimentos para implementar un proceso de lixiviación de metales preciosos usando tioureación ácida es la ineficiencia en la recuperación de valores a partir de las soluciones, sin embargo ha habido poca investigación sobre estos métodos. A continuación se presentan dos de los mas eficientes métodos para dicha recuperación.

ADSORCION SOBRE BENTONITA

CEMENTACION

CEMENTACION

Para soluciones industriales diluidas provenientes de la etepa de lixiviación con tiourea se estima que el método de cementación es el mas conveniente por su selectividad y

facilidad de implementación. La cementación es un proceso por el cual un metal es

precipitado desde una solución de sus sales por otro mas electropositivo. El proceso se puede representar como una reacción de desplazamiento del tipo:

rtM"' + mN nM + mN"'

La cual consta de dos semireacciones fundamentales

M"' + me- G M Reacción catódica

N N + n e -

Reacción anódica ( 1 3 )

La especie metalica M puede ser un catión simple, complejo ó un anión.

El mecanismo de reacción entre un sólido y una solución comprende cinco etapas fundamentales, las cuales ocurren en serie.

1) Difusión de los iones del metal depositante (M"") a la interfase depósito-solución desde el seno de la solución.

2) Conductancia de electrones desde el metal N gue se disuelve a través del depósito

3 ) Incorporación de los átomos del metal M en una red cristalina.

4 ) Transferencia de (N"+) iones a la vecindad de la

interfase depósito-solución a través de la capa depositada.

5) Difusión de ( N"+) iones hacia el seno de la solución. Se considera que existe un control por difusión de masa

cuando el proceso controlante es la etapa 1 o 5, existendo un control químico cuando el paso controlante es 2 , 3 o 4 .

En soluciones que contienen plata, el aluminio muestra altas eficiencias de recuperación. Como material cementante es menos afectado que otros por la presencia de azufre, arsénico y antimonio, ademas, a los pH bajos característicos de la lixiviación con tiourea permanece como ión libre. Su uso en forma de partículas permite cementar mayor cantidad de plata, aun en soluciones concentradas sin que se presente el fenómeno de pasivación de la superficie.

El Único estudio cinético3 sobre este tema presenta la siguiente reacción de cementación

3 A g [ C S ( NHz)2]5 + Al" G 3Ag + Al3' + 9CS( N H 2 ) z

(N) con Eo=1.705 volt Ea=55.6 kjoules/mol DG= - 4 9 3 Kjoule/mol

Estos autores reportan que el empleo óptimo de material cementante es de cuatro partes de aluminio por una de plata en peso, aunque en soluciones concentradas de cloruro de plata acomplejada con tiourea la proporción óptima es de 6 de aluminio por una de plata en peso

La cinética se favorece con un menor radio de partícula y existe un efecto favorable a la velocidad de precipitación si se incrementa la temperatura.

El efecto de la agitación es favorable a partir de la suspensión total de las partículas, alcanzando un máximo después del cual se presenta una disminución de la cinética, probablemente causado por la presencia de oxígeno disuelto, el cual, actúa como oxidante provocando la redisolución de plata acomplejandola con la tiourea.

1s

Considerando que la cementación es un proceso con cinbtica de primer orden Sareyed-Dim y Lawon (1976) llegaron a la siguiente expresión para la cementación en un disco reactante:

ln(E) = - A Cbo

= Kt VoKt

con Cb = concentración de la especie cementada A = área superficial disponible t = tiempo Vo = volumen inicial Kt = constante de reacción

Esta ecuación es válida para el período en que el radio de la partícula se considera constante (siendo el área de contacto grande se impide el crecimiento excesivo del depósito). Existe un período de activación correspondiente a la disolución del óxido de aluminio, después del cual el comportamiento es lineal durante el tiempo en que se puede considerar constante el radio de la partícula.

Manteniendo constante la proporción de activante a aluminio la velocidad de cementación es directamente proporcional al área superficial.

El papel del activante en este sistema es unicamente el de disolver el aluminio oxidado que impide que la plata reaccione con el aluminio metálico; el activante por si solo no reduce la plata.

Se puede considerar que en realidad la velocidad de

reacción de la plata depende de la velocidad de disolución del óxido de aluminio superficial.

Respecto a los oxidantes empleados se sugiere el empleo de peróxido de hidrógeno debido a que no contamina la solucidn lixiviante y no interfiere con el proceso de cementación.

Se ha considerado* que la cementación con aluminio como el método más prometedor, pero aun con las últimas mejoras es todavía muy lento, tardando alrededor de 30 minutos para lograr 95% de la recuperación.

ADSORCION SELECTIVA SOBRE BENTONITA

Un método que nunca se había probado antes como una solución al problema industrial de la recuperación de plata es la adsorción de complejos plata-tiourea sobre arcillas montomorilíticas

G . Lapidus afirma que la adsorción sobre bentonita es eficiente para la recuperación de valores y se puede emplear para separar la plata de soluciones que contengan oro, ya que la adsorción tiene gran preferencia para la plata y

ninguna para el oro. La elución de la plata adsorbida en las bentonitas se

puede llevar a cabo destruyendo la tiourea presente en el sólido y eliminando el azufre mediante calcinación a temperaturas moderadas. Para recuperar la plata es necesario destruir la tiourea adsorbida en el sólido y aprovechar que el ion plata libre no tiene afinidad para la bentonita. Se puede destruir la tiourea de varias maneras, pero es importante eliminar el azufre, producto de la degradación de tiourea, para que este no obstruya los poros.

Las bentonitas así tratadas son reutilizables.

* s.mlbcrg y Huiatt (19%5)

17

SINTESIS DE TIOUREA

Presentamos a continuación algunos de los caminos a seguir para sintetizar tiourea: A) Disulfuro de Carbono y Amina

CS2 + 2RNH2 RNHCSNHR + H 2 S

Mecanismo: R h W 2 + CS2 I RHNCSH + R N H ? [RHNCSHNRH,]' < A b RNCS + R N H ? + H ? S

B) Tiofosfogén y Amina

CSCl2 + 2 RNH 2 A RHNCSNHR + 2 HCI (b)

.Aminas secundarias dan unicamente tioureas simétricas (sólo ruta (a) ) ; aminas primarias ruta (a) 6 (b) .

Mecanismo:

RR' NH + CSCl2 + [RR' NHClCSCl] -+ RR' NCSCI + HC1

(1)

a) si RI no es H ó si R 1 = H entonces (I) estable:

I + RR' NH -+ R R r NCSNRR'+HCl

b) si R'=H entonces (I) es inestable:

RHNCSCl -+ RNCS + HCl

RNCS + H2 RN + MHCSNHR

La preparación de tiourea por éste método es mejor si se refluja un mol de tiofosfogén con dos moles de amina en medio acuoso, cloroformo ó acetona acuosa.

Este método usualmente se reserva para aquellos casos en que otros métodos no funcionan. C) Tiocianato orgánico y una amina

RNCS + RI R. NH + RNHCSNRI R.

Este método es el más común de preparación para tioureas asimétricas, pueden usarse aminas primarias ó

secundarias y R, RI, R t l pueden ser aromáticas alifáticas alicíclicas y heterocíclicas.

La adición de la amina al isotiocianato generalmente se lleva a cabo en presencia de un solvente como alcohol, frecuentemente la reacción es exotérmica y el enfriamiento puede ser necesario llevarlo a cabo fuera del alcance de la mano.

Muchas veces es necesario calentar la mezcla y por lo tanto usar un alcohol más alto ó preferentemente un solvente inerte como benceno ó tolueno.

Se utilizó para la sintesis de tiourea, disulfuro de carbono y amina (hidróxido de amonio), Dorothy Schroeder S . (referencia # 8 ) propuso este mecánismo en 1954, posteriormente se estudio más este

NH40H + CS2 + H3 OHNCSH + H3 ONH2 +

mecanismo.

[H4NCS][ NH3OH]

La sintesis de tiourea a temperatura ambiente y presión atmosférica.

CAPÍTULO N" 3

DESARROLLO EXPERIMENTAL

DESARROLLO EXPERIMENTAL

SINTESIS TIOUREA

Equipo. Los experimentos se llevaron a cabo en un reactor de

vidrio, con capacidad de 1 It y 500 ml, marca Pyrex, con tapa de vidrio y orificios, por los cuales se introdujeron un termómetro, un sistema de agitación, y se sello el reactor.

Debido a la temperatura del sistema, fue necesario usar una tina de vidrio, en la cual estuvo sumergido el reactor a lo largo de los experimentos.

El dispositivo de agitación constaba de un agitador marca CAFRAMO modelo RZR-1 y una flecha de vidrio con dos aspas de teflón en su extremo inferior.

El exquema del equipo usado para la sintesis de tiourea se demuestra en la figura 2

FIGURA 2

I

20

. .- I

Condioiones de operacibn

Todos los experimentos se realizaron en un reactor de 500 m1 a temperaturas no mayores a 30 grados centígrados, con una agitacidn de 750 a 1500 rpm, con la siguiente relacidn inicial de reactivos.

100 g CS2 reactivo. 150 g etanol 96% (grado industrial). 200 g NH40H reactivo.

Se deja en agitación constante. Se observd que cuanto m8s tiempo se deja agitar la

muestra, mayor es la cantidad de producto que se obtiene. Por ello se consideró una agitacidn vigorosa con un tiempo de 48 horas de reacci6n en el tanque agitado batch.

Usando la siguiente ecuación:

CS2 + 2NH4OH + (NH2)zCS + H2S + H z 0

L I X I V I A C I O N Equipo 0

Los experimentos se llevaron a cabo en un reactor de vidrio, de 2 y 4 It, marca Pyrex, con tapa de vidrio con tres orificios, por los cuales se introdujeron un termhetro, un sistema de agitacidn, y las pipetas para las tomas de muestra.

Se utilizd una tina de vidrio con agua, en la cual estuvo sumergido el reactor a lo largo de los experimentos, para mantener la temperatura constante.

21

El dispositivo de agitación constaba de un agitador marca CAFRAMO modelo RZR-1 y una flecha de vidrio con dos aspas de teflón en su extremo inferior.

El esquema del equipo usado para la lixiviación del mineral se muestra en la figura 2

El agente oxidante utilizado fue peróxido de hidrógeno, el agua tridestilada y para el control de la acide/z se utilizó ácido sulfúrico concentrado. Cabe mencionar que todas las sustancias utilizadas en el estudio fueron grado reactivo, excepto la tiourea sintetizada.

Para encontrar la cantidad de mineral y el tiempo óptimo de operación se llevaron a cabo una serie de pruebas usando un concentrado por flotación de Real del Monte .

PRIMERA PRUEBA

Se realizó bajo las siguientes condiciones: -Concentración de H2S04 :0.019 M -Concentración de H202 :0.001 M -Concentración de tiourea sintetizada :0.333 M -Tamaño de mineral :-325 +400 malla -Masa de mineral : 6 g. -Volumen de solución lixiviante :0.8 Its. -Tiempo de lixiviación : 5 horas -Agitación :720 rpm. Contenido de plata en el mineral:8.11 Kg/Ton

En la Figura A-1, se puede observar que la curva alcanza una conversión muy baja en un tiempo muy largo y, aunque se observa una tendencia a aumentar la conversión (aún no se ha saturado la solución ) tardaría demasiado en hacerlo. Esto puede ser debido a que el agente oxidante se encuentra en relación estequiométrica con la cantidad de plata en el mineral.Es necesario ponerlo en exceso para compensar por las reacciones secundarias que se lleven a cabo.

22

En esta prueba se obtiene un buen ajuste cuando se grafican los datos usando la función . SEGUNDA PRUEBA

Debido a los resultados obtenidos se procedio a realizar un experimento más, bajo las siguientes condiciones:

-Mismas condiciones que en la primera a excepción de :

-Masa del mineral: 20 gr. -Concentration H202 :0.005 M

En la figura A-2L se alcanzó una conversión más alta (

x = 0 . 4 4 ) en un tiempo mucho menor. Al parecer la tiourea se ha saturado pues se alcanza un valor máximo que permanece constante un tiempo y luego disminuye, éSta disminución se produce por falta de tiourea libre causada por su degradación oxidativa y por la complejación.

El ajuste de la función Fg (ecuación 10 ) mejora bastante, por ésto y lo mencionado anteriormente podemos afirmar que la cinética es controlada por difusión.

TERCaRA PRUEBA

-Mismas condiciones que en la segunda prueba -Masa de mineral a lixiviar : 80 gr En la Figura A-3, observamos que se alcanza una

conversión ligeramente mayor que en el caso anterior pero en un tiempo menor. Esta vez no se debe a la cantidad de plata con respecto al agente oxidante. Aunque se aumente la cantidad de este último, la conversión no aumentará puesto que se ha llegado a la solubilidad máxima del complejo en la solución.

23

.....,. -."""-," ""

Por lo tanto resulta desfavorable tener una gran cantidad de mineral en la solucidn por que se tendría que lixiviar de nuevo el mineral lixiviado para obtener una mayor eficiencia en el proceso.

Prooediriento. Se colocaron las cantidades expecificadas de acuerdo a

la prueba dentro del reactor de vidrio sumergido; inmediatamente después se activd el sistema de agitación a 250 r p m . y se agrega el perdxido de hidrógeno y el Acid0 sulfúrico, luego se agrega el mineral dentro del reactor.

Durante la lixiviación, se tomaron muestras cada 30 minutos, hasta completar tiempo de lixiviación de 6 a 10 horas. Las muestras se tomaron con tubos de vidrio poroso, evitando así, que los sdlido sigan en contacto con el liquido despues del tiempo de muestreo.

Después de las diluciones pertinentes, las muestras fueron llevadas a lectura usando un espectrofotdmetro de adsorcidn atdmica, marca Varian modelo spectAA-20, a una longitud de onda de 328.1 nm y una apertura de 0.5 nm.

El método analítico de adsorcidn atdmica es eficaz para la determinacidn de concentraciones en una muestra diluida, pero es necesario evitar las interferencias que podrían afectar los resultados arrojados, por eso es necesario preparar patrones de fondo tomando como patrón base la solucidn lixiviante y realizarle las mismas diluciones hechas a las muestras.

Al finalizar cada lixiviacidn, el residuo que queda en el reactor se filtra con papel marca Whatman número 2, para evitar que el mineral siga reaccionando. Ya seco el residuo, se pesan 1 g. de 91 y se dejaba en digestión en 30 m1 . de agua regia, con el fin de terminar de disolver plata y oro que pudiera haber quedado sin reaccionar.

24

De esta digestión se tom6 una muestra, y se cuantifico el contenido de plata y oro.

Para determinar porcentaje de plata y oro contenido en el mineral, se hicieron los cdlculos pertinentes, tomando en cuenta la cantidad de plata y oro presente en la digestión, asi como la cantidad extraida en la lixiviación.

A D S O R C I O N AD80RCIOIy EN BE#TONITA

La arcilla utilizada fu6 una bentonita natural, todos las demas sustancias químicas de grado reactivo y el agua tridestilada.

Se llevaron a cabo 3 experimentos de adsorción de plata. Todas las soluciones de plata-tiourea contenían las mismas concentraciones de tiourea y ácido sulfúrico: 0.1 y 0.019 M. respectivamente.

Las adsorciones se llevaron a cabo en matraces erlemeyer de 250 ml., añadiendo 100 m1 de la solución lixiviante y 4 gramos de bentonita, agitando la mezcla durante 10, 15 y 20 minutos segun el caso, posteriormente se filtra y se lee la cantidad de plata en la solución filtrada, en un espectrómetro de absorción atómica marca Varian modelo SpectrAA-20 empleando longitudes de onda de 338 y 242.8 nm respectivamente.

Al conocer la concentración de plata antes y después de adsorber podemos saber el tiempo de residencia necesario para optimizar la adsorción.

C B W B N T A C I O N Como se menciona en la introducción el análisis de la

cinetica de cementación requiere de un trabajo de experimentación intenso, y al ser la última etapa de la experimentaci6n no se profundizo en el estudio de dicha cinbtica.

25

Debido a lo anterior lo que se procedió hacer fue demostrar que el oro si cementaba con el aluminio en presencia de fluoruro de sodio y ademds ocurre una cementación total en un tiempo mucho menor que el de la lixiviación.

Se realizaron tres experimentos de cementación utilizando cantidades una, dos y tres veces en peso de NaF y Al.

Se utilizaron sustancias quimicas de grado reactivo, agua tridestilada y solucidn lixiviante despues de adsorber la plata en bentonita. Dichas experimentaciones se realizaron en matraces erlemeyer de 250 m1 añadiendo 100 m1 de solución lixiviante, y O. 1, O. 2 y O. 3 gramos de NaF y Al seg\ln el caso, la mezcla se agita por 20 min y posteriormente se filtra. Se lee la cantidad de oro que hay en el filtrado y por la diferencia de la lectura antes de cementar conocemos la cantidad de oro cementada. Dichas lecturas se realizaron por medio de adiciones en un espectrómetro de absorción atómica marca Varian modelo SpectrAA-20 empleando longitudes de onda de 242.8 y 267.6 nm.

Para las cantidades sencilla y triple el tiempo no disminuyd en la misma proporción en la que aumentaban los costos por lo que seleccionó la relación de pesos doble con un tiempo de residencia de 20 min. como óptimo para una cementación del 97% de oro.

26

CAPÍTULO N" 4

ESTUDIO

DE MERCADO

ESTUDIO DE MERCADO DE LA PLATA Y EL ORO

Antecedentes y Proyecciones.

Los metales preciosos oro y plata han sido muy importantes por miles de años en la historia del hombre. Ambos metales durante mucho tiempo han servido como base de sistemas monetarios, por lo que gran parte de su producción va destinada a los bancos centrales como tesoro de la nacibn. Parte de su producción va dirigida al mercado de joyería, ornamentos y utensilios.

Con lo que respecta a la producción de plata y oro, a nivel mundial, México produce (hasta 1 9 9 0 ) el 16.1% y o. 4 %

del total respectivamente (véase figuras 1 y 2).

FIGURA 1

6uQfr i om. eo I I7%

R.p .

W.R.S.S. 1a.w

27

FIGURA 2

La cotización de la plata y del oro han sufrido cambios desde sus precios más altos en 1983, hasta su cotización actual, alrededor de quinientos cincuenta centavos de dólar por onza troy de plata y trescientos ochenta dolares la onza de oro (agosto de 1992) . Esta variación es debida a la especulación que se lleva a cabo a nivel mundial de estos metales (véase figuras 3 Y 4 ) .

FIGURA 3

COTIZACION INTERNACIONAL DEL ORO IE6d LOS PIRIMCOPALES IBEUtCAaDQS

28

_ " ~ -

FIGURA 4

En México la producción de plata se ha mantenido en un nivel constante arriba de las dos mil toneladas anuales (vQase figura 5) .

FIGURA 5

VOLUMEN DE PRODUCCION DE PLATA CTonmlodcm>

R 12900

7

La producción de oro estos últimos años aumentó y está aproximadamente en 8000 kilogramos anuales (véase figura 6).

FIGURA 6

VOLUMEN DE PRODUCCION DE ORO

a l r n r n

Cki lclprorme>

1) -amo

- emo

- 4mc~

- zmo

La exportación de plata en éstos últimos años disminuyó notablemente de 1500 toneladas que se exportaron en 1987, a 230 toneladas en 1989,(ver figura 7).

FIGURA 7

30

En cuanto al oro. éste metal precioso, tiene gran demanda en el mercado y ha aumentado la exportación del mismo.

Estas exportaciones han hecho que la minería se convierta en parte importante del mercado de exportación a nivel nacional ( ver figura 8 ) .

FIGURA 8

1 1 /I -cam

-111

7D

Analizando a que paises se destina la exportación de plata. Ocupa el primer lugar los Estados Unidos, destinandose el 40% de este producto. (vease figura 9 )

148163 31

FIGURA 9

EXPORTACION PLATA A DIFERENTES PAISES 1983 - 1989

7x 31 Corea & I Norte

C o r

402: Estados Un¡ d m Popu I o

En el estado de Hidalgo (se escogió este lugar por ser el mineral concentrado originario de este estado), la producción de plata tiene 4.3% de la producción nacional, mientras que la producción de oro no repercute en la producción de nacional (ver figuras 10 Y 11)

32

FIGURA 10

PRODUCCION DE ORO PDR ESTRDD

CHIHURHLR 0.4%

OTWS ESTRDOS I ax

5 I NfllOR SOIJDRR 8 . 3 X 8.7L

FIGURA 11

PRODUCCION DE PLATA PDR ESTRDOS

33

En l a producción minera de p l a t a y oro, en e l e s t a d o de

Hidalgo, la zona de Pachuca de Soto es l a que produce un

mayor porcentaje 8 4 . 3 y 90 % respectivamente (ver figuras

12 Y 1 3 ) .

FIGURA 12

PRODUCCION MINERA DE ORO IESBABWI bE HllbALBO

o BtDln

-. 1.......1.

FIGURA 13

PRODUCCION MINERA DE PLATA ESTADO DE HIDALGO

1990

Otrce Municipioe o. 1 I

34

La producción de plata sufre una disminución muy grande en 1989. Esta caida se debe principalmente a la caida de precio del metal y a la elevación de los costos de los procesos de la planta, sobre todo de la cianuración. De aquí la importancia de sustituir este tipo de procesos por otro más rentable, utilizando materias primas económicas y de alguna manera recuperables,solución que se plantea y

desarrolla en este proyecto.

Usos y Usuarios de la Plata.

La mayor aplicación de la plata se encuentra todavía en los materiales fotográficos (aun cuando ya existan sustitutos a estas necesidades) para la manufactura de películas, papel fotográfico, papel de fotocopiado, y película de rayos X, entre otros.

La plata y el oro son usados también en productos electrónicos y eléctricos debido a sus altas conductividades eléctricas, térmicas y su resistencia a la corrosión,

Se usan el oro y la plata para fines decorativos, (el más antiguo es el área de la joyería) ya que estos metales preciosos aleados con otros metales, son atractivos para los consumidores como joyas, vajillas, utensillos, etc.

Tambien la plata es usada en espejos, como catalizador, amalgamas dentales, artículos de medicina, monedas, medallones y artículos conmemorativos.

35

Sustitución y Sucedaneos.

En sí lo que se busca en ésta investigación no es sustituir el oro o la plata, sino el proceso de recuperación del metal, a más bajo costo: en particular, la cianuración, es un proceso muy tardado, además de tóxico. Se propone extraer la plata y el oro mediante la lixiviación del concentrado de mineral por medio de una solución ácida de tiourea.

La cianuración, por incluir en su proceso al cianuro de sodio, de procedencia extranjera o bien elaborada en México, resulta bastante costosa, debido al alza constante de los precios de productos de importación. El cianuro no es fácil de regenerar en el proceso, con un costo mayor en comparación con otro tipo de alternativas.

La alternativa que se ofrece es generar la tiourea en la misma planta de beneficio para la lixiviación del mineral concentrado, mediante un proceso a partir de bisulfuro de carbono, hidroxido de amonio y etanol.

Capacidad de la Planta y su Ubicación.

La planta se encontrará situada en la ciudad de Pachuca, Hidalgo, En las instalaciones de la Compañia Minera Real del Monte y Pachuca, S .A . Se espera una capacidad de procesamiento de ochenta y cuatro toneladas de mineral concentrado diarias.

36

CAPÍTULO N" 5

DISEÑO DE LAPLANTA

DIAGRAMA DEL PROCESO

Y DIAGRAM A DE FLUJO

DIAGRAMA DE F L U J O R circul cion Etano1 98x

I SINTESIS 45% Etanol

lb T I OUREA b DEST I LAC1 ON C Z ! ! S L *

Ti ourea w Trataziento w

AGUCI TANQUE DE b MEZCLADO

de Aguas

* HIOZ

b LIXIUIACION HISO+ 4

FILTRO DE ARENA

ADSORCION

A U E N I A

1 A l CEMENTACION *

RECIRCULACION A LIXIUIACION

FILTRO PRENSA

A UENIA Tratmiento d e Aguas

1 7

DIAGRAMA DEL PROCESO w -12i

H-321 H.322

I

38 +

I Y - 220 A H. 520

& 1 D - 611 D ~ 610

6 Y .6 iO

I

37

CODIOO

R-101 al 102 D-001 E-001

H-321 al 322 D-010 E-010

H-601 R-210 al 216

H-421 H-520 D-610 al 615 R-301 H-601

DESCBIPCIOH MAQUIIJAWIA

REACTOR DE SINTESIS DE TIOUREA DESTILADOR DIFERENCIAL INTERCAMBIADOR DE CALOR (d.d.)

CRISTALIZADORES

DESTILADOR POR LOTES INTERCAMBIADOR DE CALOR ( d * . l * ) MEZCLADOR REACTORES DE LIXIVIACION TANQUES PACHUCA SEDIMENTADOR CAMA DE ARENA (filtro) TORRES DE ADSORCION

REACTOR DE CEMENTACION FILTRO DE ARENA

Página

4 0

4 2

4 4

48

49

50

52

59

66

56

38

CORRIENTES DEL PROCESO

c o m t x m E

x - 110

w - 121

Y - 120

Y - 130

x - 210

Y - 220

Y - 610

X - 620

Y - 610

Y - 620

W - 710

SALIDA

azufre aguas

residuales a tratar

Aluminio y Fluoruro de

sodio

EHTRADA RECIRCULACIOI

disulfuro de carbono, alcohol

industrial y hidrdxido de

amonio alcohol

industrial

perdxido de hidrdgeno y

acid0 sulfúrico Mineral a venta

Bentonita - Ag a venta

Al - Au a venta

Agua residual Solución lixiviante

39

DISEÑO REACTOR DE SINTESIS DE TIOUREA

- REACTOR TANQUE AGITADO - PROCESO POR LOTES - TEMPO DE REACCION 48 HORAS

Para el proceso de reacción, en el laboratorio, se obtuvo lo siguiente: en una reactor de 500 m1 una cantidad de producto 74.55 g . de producto (30% tiourea) , los reactivos fueron; 100 ml. CSe, 150 m1 QKFOH industrial y

200 m1 de N B O H

Se necesita añadir al proceso 1.087 toneladas de producto diarias. Esta cantidad de producción se deriva de la pérdida de tiourea en el proceso de adsorción. Se encontró que para un litro de solución de tiourea que recircula se necesita añadir 0.322 g. de producto, dado que se recirculan 3.36 x 10 litros de solución por dia. 6

El volumen del reactor es de 7.65 metros cúbicos. Donde

Radio = R = 0 . 9 metros. Altura = H = 3.0 metros.

Se necesitan 2 Tanques considerando que la síntesis dura 4 8 horas.

Como material de construcción se seleccionó acero inoxidable, porque se trabaja con pH básico, por la presencia de N B O H .

AGITACION EN CADA REACTOR

Didmetro del reactor = D = 1.8 metros. Didmetro del álabe = Da = 0.6 metros = 1.968 ft.

Densidad de la mezcla = p = 58.29 lb3/ft . Viscosidad de la mezcla = p =50 cp= 3.36 x lb/ft s .

Velocidad radial = w = 2 rev/s.

Ancho del álabe = W = 5 cm.

N RC = 19000

De la Figura 19-13 Curva 3 ( D/Da = 3 , Da/W = 12 y 6 aspas de 45 grados de inclinación) del Manual del Ingeniero Químico: Perry, se obtiene.

Np = 1.2

De donde

N~ p o,' w3 gc

P =

P = 0.93 hp.

Se usaran dos motores de un caballo de potencia de capacidad en cada uno.

La potencia requerida es de 1.5 Watts en total.

148183 41

DISEÑO DEL DESTILADOR DIFERENCIAL

Tomamos una volatilidad relativa = a = 2.18, para la mezcla binaria de agua y alcohol etílico.

Para un sistema.

Wo = 6200 litros

Tiempo para la destilación = t = 3.1 horas Calor requerido

AH = Q = cp m AT

AH = 42852.55 cal/s

Se adiciona el AHv = 289452.82 cal/s AHt = AH + AHV = 332305.37 cal/s

Donde :

Q = U (Ta - Tb) (2 'TE rtZ8 L)

U = Coeficiente Global de calor Tb = Temperatura del destilado (ambiental) . Ta = Temperatura del aceite caliente (200 " C ) .

1 In( r I/r 2 ) - I

u = "-+ ro ro ho K' + "1 r Ihl

42

ro = radio exterior del serpentín = 1.8 cm rl = radio interior del serpentín = 1.6 cm ho = 1.02 cal/s m * OC

hl = 1.94 cal/s m' OC

K' = O . 903 cal/s cm "K L = Longitud del serpentín = 2.3 metros

La eficiencia del proceso es del 91 %

Se usar un serpentín de 3 metros de longitud.

El volumen de la caldera será de 7.65 metros cúbicos. Sus dimensiones:

D = 1 . 8 m. L = 3.0 m.

La caldera tiene la mismas dimensiones que los reactores.

La potencia o el calor necesario es = 195.91 Kwatts.

DISEÑO DE LO8 INTERCAMBIADORE8 DE CALOR

Para el destilador Diferencial.

Especificaciones de las condiciones del proceso.

TOBO8 Composición corriente caliente: Mezcla de etanol y agua con impurezas (azufre) . el

porcentaje de alcohol en la mezcla varía con el tiempo, sin embargo para fines de diseño se toma como constante.

Temperatura de entrada, Th = 98 'C. Temparatura de salida, Tc = 4 0 OC.

Caudal de flujo volumétrico = 2000 l/h. Densidad de la mezcla = 0.936 gr /ml. Caudal de flujo másico = wi = 1871 Kg/h. Calor específico, cp = 4500.81 J/Kg "K.

CORAEA.

Composición corriente fría: Agua líquida pura proveniente de presa.

Temperatura de entrada, tc = 20 OC . Temperatura de salida, th = 60 O C . Presión constante.

Tipo de Coraza y Tubos: Pasos de coraza: Uno. Pasos de tubos: Dos o más.

Datos obtenidos de las condiciones del proceso. Uom = 1277.62 J/m4so"K ( Tabulado Coraza-Tubo, sistema

agua-agua) .

diferencia media logaritmica de temperaturas, definida como:

(Th - h ) - (Tc - tc) ATln = In ( Th - th )

( Tc - tc )

A T l n = 28 .044 OC .

Y Ft = Factor de corrección, estos factores de corrección han sido derivados matemáticamente de patrones de flujo de interés. Si Ft es menor a O . 8 es generalmente inaceptable ya que la configuración del intercambiador escogido resulta ineficiente.

Ft = 0.94

La diferencia media de temperaturas viene dada por:

ATm = 26.36 'c.

Area de transferencia de calor: Esta ecuación es derivada de la ecuación básica de

diseño de intercambiadores de calor.

dA = dQ/U AT

donde dA es el elemento de área superficial requerida para transferir una cantidad de calor dQ en un punto del intercambiador donde el coeficiente global de transferencia de calor es U donde la diferencia de temperatura entre las dos corrientes es A T .

La ecuación puede ser integrada basandose en el área exterior requerida para transferir calor total Q,

A0 = 9 dQ 0 U o AT

Para integrarla se necesita que Uo y AT sean funciones de Q.

Para casos prácticos como el nuestro, es posible calcular un coeficiente de transferencia de calor global medio Uom, o bien usar una aproximación para los cálculos preliminares provenientes de datos calculados para distintas condiciones de proceso, y definir un valor correspondiente de AT, además dQ puede ser evaluada por la ganancia de calor del fluido, tal que:

AO = j'( ( w, cp)/Uon, ATm) dT = w, r( cp /Uon, A7,,) J7 ' IC IC

donde ai y cp es el caudal y el calor específico del fluido respectivamente. Sin embargo, se supondrá, para nuestro caso, un cp constante, por lo que la ecuación se reduce a:

Ao = (ai cp (th - tc))/Uom ATm

y el Area de transferencia es:

A0 = 2.778 m S 3m2 2

Dimensiones del intercambiador de calor. Coraza:

Diámetro interior, ID = 0.64 m No de pasos: uno.

Tubos:

Diámetro interno, ID = 0.01 m Diámetro externo, DE = 0.012 m No Tubos 44 Longitud 1 = 1.5 m

47

DIBEÑO DEL CRISTALIZADOR

Se destila un volumen de 6200 litros de mezcla de alcohol-agua este destilado se recibe en 2 tanques de cristalización en serie, con las siguientes características.

V = 6 . 4 m3. L = 0 . 8 m. R = 1.6 m.

Para ayudar a la cristalizar se agregan 350 g .

bentonita.

De esta cantidad de mezcla de alcohol y agua se obtiene aproximadamente;

m = 20 Kg cristales de azufre puro.

Los cristales de azufre se remueven manualmente.

Este procedimiento se realiza para quitar las impurezas de la mezcla que en este caso es el azufre.

Se deja la mezcla en l o s cristalizadores 24 horas, tiempo en el cual aparecen los cristales de azufre en el fondo del cristalizador.

DISEÑO DESTILADOR POR LOTES

Destilador-continuo tiene una capacidad de 7 metros cúbicos.

Volumen del destilador 7 metros cúbicos. Un destilador por lotes, con 3 platos y el calderín. Flujo de destilado 2000 l/h. El proceso de destilado, carga, descarga son de 8

horas. Se sacará un volumen de alcohol industrial al 9 0 %

igual a 4800 litros. Este volumen se manda al tanque de almacenamiento de alcohol para, luego, usarlo en la sintesis de la tiourea.

En el residuo queda agua. Su volumen es de 1400

litros aproximadamente. Esta se manda al proceso de tratamiento de aguas residuales.

El proceso tiene un Vtot/F = 0.6315

donde : ..............................

Xa,d xa, bi L/V (Xd -Xb) (1-L/V) AXb 1/K """"""""""""""""""""""""""""""

0.90 0.72 0.31 0.022 44.73

0.90 0.61 0.41 0.049 20.22 0.90 0.32 0.53 0.156 0.095 6.408

0.90 O. 086 0.626 0.247 0.238 4.041

0.90 0.073 O. 685 0.683 0.013 1.460

""_ ""_

..............................

Ver gráfica de equilibrio de agua - alcohol.(figura A-5)

49

Para el destilador por lotes.

Especificaciones de las condiciones del proceso.

TUBOS composición corriente caliente: Mezcla de etanol y agua. el porcentaje de alcohol en

la mezcla al iniciar la destilación por lotes es de 43%,,y la salida es de una concentración constante de 90% de etanol.

Temperatura de entrada, Th = 92 O C ' .

Temparatura de salida, Tc = 40 ' C .

Caudal de flujo volumétrico = 2000 l/h. Densidad de la mezcla = 0.937 gr /ml. Caudal de flujo másico = ai = 1874 Kg/h. Calor específico, cp = 4500.81 J/Kg "K.

CORASA.

Composición corriente fría: Agua líquida pura proveniente de presa.

Temperatura de entrada, tc = 20 ' C .

Temperatura de salida, th = 6 0 OC.

Presión constante. Tipo de Coraza y Tubos: Pasos de coraza: Uno. Pasos de tubos: Dos o más. Datos obtenidos de las condiciones del proceso. Uom = 1277.62 J/mzsoK ( Tabulado Coraza-Tubo, sistema agua- agua) . ATln = 25.532OC . Ft = 0.94

ATm = 24.00 'C.

Ao = 2. 086m2 E 2. lm2

50

-.~- ".

Dimensiones del intercambiador de calor. Corasa:

Diámetro interior, ID = 0.55 m No de pasos: uno.

Tubos: Diámetro interno, ID = 0.01 m Diámetro externo, DE = 0.012 m

No Tubos 38 Longitud 1 = 1.5 m

1 4 8 1 4 3 51

DISEÑO DE REACTORES DE LIXIVIACION

Para lixiviar el mineral se utilizarán tanques Pachuca (reactores de dimensiones ya establecidas) con introducción de aire en el fondo de éstos para asegurar una suspensión total del mineral.

La cantidad de mineral a procesar diariamente es de 8 4

toneladas de mineral por día y una composición de 2.5 % de sdlidos por lo que el volumen de solución es de 3376 m3, y el volumen total por día es 3391.55 m3, por lo cual se necesitan 7 tanques para procesar 70 toneladas de mineral por corrida.

Los reactores Pachuca tiene un volumen de 400 m3 con las siguientes dimensiones:

Dr = 7.0 m H = 14.0 m Dr = Diámetro del reactor H = Altura del reactor Da = Diámetro del álabe Para a la agitación se necesita una turbina con doble

álabe de diámetro:

Dr/Da = 3.0

Da = 2.33 Las alturas de colocación de los álabes se encuentran

de la siguiente manera:

Hal = Dr/Da Ha2 = H/Da Hal = 2.0 m Ha2 = 6.0 m Ha1,2 = Altura de primer y segundo álabe

respectivamente.

52

Para asegurar que el proceso es controlado por difusión se necesita una agitación que elimine las resistencias a la transferencia de masa.

Se hicieron los cálculos para la agitación necesaria a partir de tres diferentes correlaciones de suspensión total ,las cuales indicaban una agitación muy pequeña por lo cual se sobre diseñó en base a una revolución por segundo.

Con las ecuaciones 8 a 10 (sección introducción) y los datos experimentales obtenemos el tiempo necesario de lixiviación para alcanzar un 99% de conversión de la siguiente manera:

t = - bFg

donde : t = tiempo de lixiviación Fg = función definida por la ecuación ( 8 )

b = pendiente del ajuste lineal de los datos Conociendo el tiempo de lixiviación podemos conocer la

difusividad efectiva a partir de la ecuación ( 7 )

donde : Dae = Difusividad efectiva Rp = Diámetro promedio de la partícula pm = Densidad de la plata en el mineral Una vez que se conoce la difusividad se corrige los

cálculos a un mineral con diámetro de partícula y una cantidad de plata menor.

Tenemos que : Dae = &cDl/r

53

L "

La porosidad depende de la ley del mineral y se puede calcular como :

[Fracción de Ag en el.b& [VOL de fase- vol de producto &c=

pMAg FE mol de la fase

donde : Dl = difusividad libre EC = porosidad creada z = tortuosidad &c/t = O . 007

Fe = factor estequiométrico que relaciona los moles de Ag por mol de fase metalyrgica Ag S .

Dl = 47 E-5 cm2/s FE = 2

(vol /Mol ) de la fase = 33.86 cm'/mol

(vol /mol ) de producto = 16 cm3/mol

Con la velocidad angular establecida se puede calcular el número de Reynolds a partir de la ecuación :

D a 2 w p Re =

P

(13) una vez obtenido el Reynolds podemos conocer la potencia necesaria de la turbina para la agitación con :

P w 3 p Da RS

Np =

donde: P = Potencia Np = Número de potencia Para el Reynolds obtenido se lee el número de potencia

(3) obteniendo lo siguiente: Np = 4.2

P = 46.119 Kw por tanque La carga de mineral a procesar diariamente es de 84.4 Ton min/día.

55

C E M E N T A C I O N

El tratamiento del licor de lixiviación para la recuperación primaria de oro se llevó a cabo por el método de cementación.

La cementación puede clasificarse como una reacción de óxido reducción y por eso, como el análisis de sistemas de cementación puede realizarse a partir de la teoría electroquímica.

La cinética de reacciones óxido-reducción es una cinética de transferencia de carga. Este último efecto surge debido a que un transportador de carga es transferido a través de un gradiente de potencial eléctrico interfacial que se desarrolla en el sistema.

En su forma más elemental la reacción global de cementación es una reacción catódica neta con respecto al metal noble M1, (ecuación 13).

Una manera conveniente de representar la cinética de la reacción de cementación consiste en graficar las curvas de corriente potencial para las medias celdas respectivas que intervienenen la reacción. Estos diagramas se conocen como los Diagramas de Evans.

Del análisis de los diagramas de Evans se vé que sólo en unos cuantos sistemas la cinética de reacción estará controlada por un mecanismo de reacción electroquímico .

Virtualmente todos los datos cinéticos para las reacciones de cementación obedecen a una ley cinética de primer orden de la forma siguiente, tal como podria esperarse para el caso de control de transferencia de masa

d(l0gC)dt = -kA

56

donde A = area disponible para la cementación .

De la expresión cinética de la reacción se esperaría un decrecimiento logarítmico de la concentración para el caso de placas planas.

Como se vé el análisis de la cinética de cementación requiere de un trabajo de experimentación intenso y , al ser la última etapa de la experimentación no se profundizó en el estudio de ésta cinética.

Debido a lo anterior lo que se procedió a hacer fué demostrar que la plata sí cementaba con el aluminio en presencia de fluoruro de sodio y además que ocurría una cementación total en un tiempo mucho menor que el de la lixiviación .

La cementación se llevó a cabo en varias pruebas añadiendo cantidades una, dos y tres veces estequimétricas, de fluoruro de sodio y aluminio necesario con respecto a la cantidad de plata contenida en el licor antes mencionado.

Se obtuvo lo siguiente: Para las estequiometrias dobles y triples el tiempo no

disminuyo en la misma proporción en la que aumentaban los costos por lo que se seleccionó la cantidad estequiométrica doble con un tiempo de residencia de 20 minutos como óptimo para una recuperación del 97% de plata.

DISEfiO DE REACTORES DE CEMENTACION

Para el diseño se éstos reactores se toma encuenta la cantidad de solución enrriquecida que hay que procesar diariamente, ésta es de 3376 m3/día, por lo que se proponen reactores del mismo tamaño que los de lixiviación.

Para escalar la velocidad angular de éstos reactores se utilizó la siguiente correlación:

WR = Wr ( Dar/DaR )3"

donde : WR = velocidad angular del reactor Wr = velocidad angular del equipo de laboratorio Da = Diámetro del agitador de laboratorio Wr = 500 rpm Dar = 5 cm WR = 0.4667 rev/seg. Teniendo la velocidad angular se puede conocer la

potencia necesaria para la agitación requerida de la misma manera que en el caso anterior.

Np = 0.8

P = 5.624 hp

El tiempo de cementación es de 20 min. y se le añade un 50% como sobre diseño por tanto para procesar el volumen por día que se tiene únicamente se necesita 1 tanque con la magnitud antes mencionada.

58

"

S E D I M E T A D O R E S

El &rea de sedimentación libre se define como:

donde Qw = Volumen ascendente del agua por tiempo ft3/hr. Vt = Velocidad de sedimentación de la parte superior de

los sólidos en la prueba, ft3/hr. LU = La dilución de salida de la pulpa. Expresada

como la proporción del peso de agua por unidad de peso de sólidos en ella.

WF = El peso de sólidos, en libras, alimentados al sedimentador durante un tiempo de t horas.

Es posible reaizar un balance de masa para el agua que entra y sale del sedimentador :

WF = LF - ; ( fb /h)

T

Para el agua que sale del sedimentador (en la pulpa):

WF = L o - T : ( f b / h )

Para el agua clarificada que sale del sedimentador :

Cuando se alcanza el estado estacionario el flujo de agua que entra al sedimentador es igual al flujo de agua que sale de é1 :

62. 5 Q( Zb/h) + Lu - (Zb/h) = LF - ( / b / h ) WF WF T T

Despejando Q y sustituyendo wste mismo por Q = A VT , tenemos :

Wf ( LF - L u ) A = 6 2 . 5 T V T

.fi

(21) As í el valor de A, en pies cuadrados, es el área

requerida para la sedimentación libre de cada tonelada de sólidos alimentados en un periodo de 2 4 hrs, con una dilución de la pulpa de descarga L y una dilución de alimentación La.

Para la altura de la zona de compresión se requieren hacer pruebas de compresión que muestran el tiempo, Tc, durante el cual la pulpa se debe de mantener en la zona de compresión (después que la sedimentación libre ha terminado) , con el fin de alcanzar la dilución o densidad requerida para la pulpa ó la torta de salida .

Sea WF = Volumen de sólido alimentado al reactor por hora h = Volumen del sólido que debe ser acomodado en la

zona de compresión. Vc = Volumen de la pulpa en la zona de compresión. Tc = Tiempo en que la pulpa se mantiene en compresión 6 = Densidad del sólido LC = Dilución promedio en la zona de compresión.

60

,""

Se puede esribir:

WF vs =

( 6 2 . 5 ) S T Tc (ft’)

El promedio de volumen de agua que acompañara a los sólidos, de volumen Vs en la zona de compresión se calcula como sigue :

w F / T = lbs. de sólido por hora

( W F / T ) T c = lbs de sólido éfic horas

( W F / T ) Tc TL = lbs. de agua que acompañan a los sólidos.

WF El volumen de agua =-- T 62. 5

Consecuentemente, el volumen total de pulpa en la zona de compresión es igual al total de sólidos alimentados en el tiempo Tc, más el agua que acompaña a los sólidos, ó :

Vc = vs + VH 2 0

El valor de LC se calcula de la forma siguiente: sea x = volumen promedio de sólidos en un pie cúbico en la zona de compresión, entonces :

61

1 - x = volumen promedio de agua asociada con x ft? de sdlidos

( 1 - X ) 6 2 . 5 ( 1 - 4 - lbs de líquido ( x ) ( S ) 6 2 . 5 x 6 lbs de sólido

L C = - - -

( 3 0 )

Si el promedio de la densidad de la pulpa en la zona de compresión se denota por t entonces :

r - 1 S - 1

x = -

Sustituyendo la ecuación ( 3 2 ) en (30) y sustituyendo el nuevo valor de LC encontrado en la ecuación ( 2 9 ) se tiene:

WFTC ( 6 - 1) 6 2 . 5 S T ( r - 1)

ve =

Si la profundidad de la zona representa como HC, entonces :

y sustituyendo el valor de A en la

( 3 3 )

de compresión se

ecuación (21), se encontró una expresión para VC en pies cúbicos por tonelada por día. Igualando esta expresión y la ecuación ( 3 3 ) , se obtiene que la altura ó profundidad de la zona de compresión es :

62

Tc Vr( S - 1) S ( r - ~ ) ( L F - L u )

Hc = fi

( 3 4 )

Para pruebas en la zona de consolidación, se puede calcular la densidad de la pulpa en cada prueba.

El volumen de la pulpa se puede escribir :

Wsólidos + Wliquidos = Wpzr@a

Vsólidos + Vliquidos = Vpdpa

ws (62.5) S

Vsólidos =

WI ( 6 2 . 5 )

Vliquidos =

Vpulpa = WP ( 6 2 . 5) r

Haciendo y = WL/WP para cada zona en cada prueba y

usando un balance de materia:

vs + V L = Vd

podemos despejar la densidad de la pulpa :

63

La altura total del sedimentador, H , se define como :

Ht = hc + hf + ho + hb

donde hc, hf , ho y hb son las alturas de la zonas de compresión, de la alimentación, del almacenamiento de operación y la pendiente del fondo respectivamente (en este caso se fija hf = ho = hb = 2 ft)

CALCUIOS DEL DISEaO.

Tenemos los siguientes datos para el diseño :

Para una muestra experimental promedlilhOSaDE3io-EBbene

3.2319 gr de agua por 14.0394 gr. de sólido, en un periodo de compresión de 0.5 hr la dilución de salida de la pulpa es 0.2302 y

LF = 40.08 lb.H20 / lb. sol Lu = 0.2302 lb.H20 / lb. sol VF = 3.5 Ton min / hr Vs = 18.66 m3 min WF = 7714.1 lb min / hr p = 4.5 gr. min / hr 6 = 5.242

La velocidad terminal promedio para los sólidos menos densos en las pruebas experimentales es:

Vt = 30 cm / 5 min. = 11.8111 ft/hr

por lo que el área de sedimentación libre de la ecuación (21) es :

A = 417.58 ft2 por d í a

64

"

que es el área para el total de toneladas a procesar por día.

Y = WL/WS = 0.2302 por tanto

t = 2.6446

La altura de la zona de compresión de la ecuación (34) para un tiempo de compresidn de 0.5 hrs es:

Hc = O . 0728 ft

De la ec. (38) la altura total del sedimentador es :

Ht = 6.0222 ft = 1.83 m.

T O R R E S D E A D S O R C I O N

Para un flujo de 2800 m / día tenemos que el volumen 3

del empaque, Vb, necesario para que el tiempo de residencia sea de 15 minutos está dado por:

Ve = 29.166 m 3

E = 0.2 y por lo tanto Vt = 29.166/0.2 m3 = 146 m Vb = 117 m C.A = 0.03 g Ag / g bent.

3

3

con :

Ve = vol de solución que debe estar en contacto durante 15 min.

E = porosidad de la arcilla Vt = volumen total de empaque Vb = volumen real de bentonita C.A = capacidad de adsorción

Si la relación de L/d = 4 y queremos cinco camas entonces el volumen de cada cama debe ser:

Vc = 29.2 m3 / cama

y el tiempo de saturación por cama es de 3 días/cama con una densidad de bentonita de 1.25, por lo que sólo se necesitará una cama extra para alternarlas cuando se saturen y poder así cambiar el empaque.

66

" II

CAPÍTULO N" 6

ESTUDIO

ECONOMICO

ESTIMACION DE LA INVERSION

Para llevar acabo la materialización de un proyecto industrial se requiere una cantidad de recursos que se pueden agrupar en dos grupos:

a).- Los que se requieren para la adquisición e instalación de la planta, los cuales contituyen la inversión fija del proyecto y

b) .- los que se requieren para la operación de la misma, los cuales integran el capital de trabajo.

Los principales rubros que integran la inversión fija son :

Gastos de preinversión: investigación y estudios previos patentes y conocimientos técnicos especialisados licencias, permisos y supervición

Gastos de inversión: terreno para la instalación de la planta maquinaria y equipo accesorios costos fijos de la planta envases o empaques equipo de transporte de materiales muebles y enseres ingeniería, supervición y administración de la producción imprevistos o contingencias.

Los principales rubros que integran el capital de traba j o son :

inventario de materias primas inventario de producto en proceso inventario de producto terminado cuentas por cobrar dinero en efectivo

cuentas por pagar

ESTIMACION DE LA INVERSION FIJA

- Costo de maquinaria , equipo y accesorios : 2'551.510.- $US

Veáse tabla A-%

- Costo del terreno para la instalación de la planta:

Superficie necesaria de terreno : 100.000 m Precio de m de terreno en Pachuca Hidalgo =

$ 60,000 pesos/m'

Costo del terreno = ( 100.000 m' ) ( 60 O 0 0 $/m2) =

$ 6.000~000.000.- pesos. Cotización es de $ 3100.- pesos es igual a un dólar. Costo del terreno =

1'935.484.- $us

- Costo físico de la planta. - Costo de terreno 1'935.484.- $US

- Edificios 2'006.451.- $US Gastos de Construcción 608.086.- $US Comisión Contratista 66.350.- $US Contingencias 92.025.- $US Otros 90.025.- $US

- Construcción F!sica 4'798.421.- $US

- Imprevistos o contingencias: El costo de este rubro equivale a aproximadamente el

50% del costo total del equipo:

(0.50)(2'511,510 $us) = 1'255,755.- $us.

- Gastos de inversión : $ 4'798.42l.-$us

- Gastos de preinversión : (0.05)(4'798.421.- $us) =

$ 239,921 .- $US. El total de los rubros anteriores conduce a:

INVERSION FIJA = $ 8 ' 8 4 5 . 6 0 7 . - $US.

69

ESTIMACION ;)EL CAPITAL DE TRABAJO

El capital de trabajo se estima considerando un mes de operacien de la planta:

- Inventario de materias primas:

..............................

Materia Cantidad costo

prima necesaria total

(kg) (pesos) ..............................

Sulfur0 de Carbono 1458.08 22'673,144 Etanol 437.40 1'231,062 Hidrdxido de Amonio 2897.30 7'921,218 Agua Oxigenada 18900 (1) 40'740,000 Acido Sulfúrico 3798 (1) 28'233,333

Alumino (polvo) 675.20 8'058,512 Fluoruro de sodio 675.20 13'868,635

TOTAL 136'594,539 ..............................

Costo total al mes 1'321,866 $us Costo mineral concentrado 756,000 $us

TOTAL 2'077,866 $us """""""""""""""""""""""""""""-

Inventario de las materias primas 2'077,866 $us/mes Costo de materias primas por tonelada 824.55

$us/tonelada

70

Inventario de producto en proceso: Se estima que es del orden de magnitud del producto de la capacidad mensual de producci6n por el costo unitario de manufactura del producto:

Z (capacidad mensual de producción) (costo unitario de manuf. ) . = (84 ton/día) ( 824.55 + 12.76 ) $us/ton (30 dias/mes) =

21110,021 $us/ mes.

Inventario de producto terminado: Para fines exploratorios puede considerarse igual a un mes de producción valuado al costo de manufactura:

2'110,021 $us/ mes

- Capital de trabajo (C .T . ) :

Es igual al inventario de materias primas + inventario de producto en proceso + inventario de producto terminado así tenemos lo siguiente:

C.T. = 6'391,652.- $Us

INVERSION TOTAL = INVERSION FIJA + CAPITAL DE TRABAJO = 8'8458607 + 6'391,652 15'2378259 $us.

LOCALISACION DE LA PLANTA

Los factores que se consideran son: Costo de la materia prima. Costo de transporte de materia prima. Costo de distribución del producto. Cargo por mano de obra Cargo por proceso El lugar que se considera para instalar la planta de

Recuperación de Oro y Plata es Real del Monte y Pachuca, Hidalgo, por :

Los servicios que ofrece el terreno: Banquetas, Drenaje fluvial, Drenaje Sanitario, Red

Hidraulica, Red Gas, Red Eléctrica, Alumbrado Público, Telefono, Telex, Ferrocarril (lineas de ferrocarril en la mina) .

Ubicación de la planta, en las faldas del cerro Real del Monte, donde esta la materia prima principal.

Cargo por mano de obra Costo de la mano de obra: Cálculo del salario mensual total: En función de los requerimientos de la planta el

personal requerido para la manufactura del producto es como se muestra en la tabla adjunta (nómina); en donde los datos empleados para el cálculo de la nómina son:

Salario Mínimo correspondiente a la zona económica 3 de la República Mexicana, que corresponde a la del estado de Hidalgo:

$11,115.- jornada de 8 horas.

72

I . S . P . T . : Estos datos fueron calculados en base al salario mínimo.

I . M . S . S . : Estos se calcularon con base en el artículo 117 de la Ley del I.M.S.S., donde le corresponde al patrón y al obrero cubrir 5.625% y 2.25% respectivamente del salario base.

Ver tablas A - 2.

Sueldos y Salarios Netos.

AREA

G. Gral y Ventas Operación Administración

I . M . S . S .

G Gral y Ventas Operación Administración

I . S . P . T .

G . Gral y Ventas Operación Administración

Sueldo total anual planta:

Mensual ( $ )

pesos 24'770,464.- 26'262,660.- 23'278.267.- 74'311.391.-

1'608,692.- 2'965,420.-

1'511,783.- 6'085,895.-

103,876. - 110.134.- 97,618. - 311,628.-

6,746.-

12,436.- 6,340.-

25,522.-

3'418,738.- 14,337.- 6'302,011.- 26,428.- 3'212,790.- 13,473. - 12'933,539.- 54,238.-

en el ler. año de operación de la

73

."A -

Cargo por mano de obra:

391,387. - sus = 12.76 $us/'Fonelada 30 , 660 roueladas

Cargo por proceso ......................... 32,169 $us/mes Cargo por mano de obra .................... 30,107 $us/mes

Total 62,276 $us/mes

Cálculo de precio de venta del producto

E l precio del producto se estimó, a p a r t i r d e l

p r e c i o compra actual del oro y l a p l a t a , según e l Banco de

México.

Producción diaria de Oro = 10.92 kg Producción diaria de Plata = 210.00 kg.

Producción diaria de Azufre = 20.00 kg

Venta t o t a l a l año =

34'321 490 $us / año

1 4 8 1 4 3 74

DETERMINACION DEL PUNTO DE EQUILIBRIO ECONOMIC0

Clasificación de los costos para la determinación del punto de equilibrio económico.

1.-COSTOS VARIABLES a).- Costos directos de operación.

1.- materias primas y reactivos de proceso. 2.- mano de obra de producción. 3.- servicios auxiliares. 4. - mantenimiento y reparación. 5.- suministros de operación. 6.- regalías. 7.- impuestos sobre venta.

11.-COSTOS FIJOS a) . - Costos fijos de inversión.

1.- depreciaciones. 2 . - impuestos sobre la propiedad. 3.- seguros sobre la planta. 4 . - rentas.

b).- Costos fijos de operación. 1.- superintendencia de planta. 2 . - control de calidad. 3 . - seguridad industrial. 4. - servicio al personal.

c).- gastos generales. 1.- gastos administrativos. 2.- gastos de distribución y ventas.

75

1.-COSTOS VARIABLES

a).- Costos directos de operación. 1.- materias primas y reactivos de proceso.

En el costo de materias primas también hay que involucrar el costo del transporte de las mismas.

2.- mano de obra de producción y operación. En este rubro estamos involucrando a los

ingenieros de planta, los técnicos, los operadores y l o s ayudantes generales. El sueldo mensual total de este personal contabiliza una cantidad de $ 81'413,343.- que representa un egreso anual de 391.387 $us/año.

4 . - servicios auxiliares. El gasto correspondiente a éste rubro, lo

constituyen los gastos que se realizan por concepto de energía eléctrica, agua y combustible, aproximadamente: 330.312 $us /año

5.- mantenimiento y reparación. Este gasto es aproximadamente del 5% de la

inversión lo que representa un egreso anual de 442,280

$us/año.

6.- suministros de operación. Este gasto esta representado por el 15% del costo

de mantenimiento y reparación: 66,342 $us

7.- regalías. Gasto representado por aproximadamente el 0.3% del

valor de la producción: 75,960 $us / año

76

8.- impuestos sobre las ventas. Gasto representado por aproximadamente el 2.5% de

los ingresos por ventas: 858,037 $us /año.

11.-COSTOS FIJOS

a) . - Cargos fijos de inversión.

1.- depreciaciones. La depreciación se calcula de acuerdo con la

siguiente relación matamática: depreciación=(inversión-valor de rescate)/vida útil

para los edificios la vida útil que consideramos es de 25 años y el valor de rescate del 15% de la inversión, lo que representa una depreciación de 136,652 $us/año

Para la maquinaria y equipo consideramos una vida útil de 15 años y un valor de rescate del 15% de la inversión que se realizó en su adquisición lo que representa una depreciación de 166,146 $us/año

Para el cálculo de la depreciación del equipo de transporte de materiales consideramos una vida útil de 7 . 5

años y un valor de rescate del 15% de la inversión hecha en su adquisición es de 12,333 $us/año.

La suma total de las tres depreciaciones anteriormente calculadas contabilizan un egreso anual de: 312,131 $us /año, Vease tabla A - 3.

2.- impuestos sobre la propiedad. Este gasto esta representado por aproximadamente el

2 . 5 % de la inversión fija que equivale a un egreso de: 221,140 $us/ año.

77

.I_ ”

3.- seguros sobre la planta. El gasto que se realiza en éste rubro esta

constituido por el 1% de la inversión fija, lo que equivale a un egreso de 88,454.- $us/año.

4.- rentas. En éste caso no existen egresos en éste rubro

puesto que los activos tangibles que forman parte de la planta industrial son propiedad de la compañia.

b) . - cargos fijos de operación.

El gasto total que se realiza por concepto de los cargos fijos de operación esta representado por el 15% del costo anual de la mano de obra de operación y supervisión: 52,654.- $us/año.

c).- gastos generales.

1.- gastos administrativos. El gasto que se realiza por éste concepto, es de

aproximadamente el 1.5% del ingreso por ventas, lo cual equivale a un egreso de:514 822 $us /año

2.- gastos de distribución y ventas. Este gasto esta representado por el 2% del costo

total del producto, lo cual equivale a un egreso de: 506,405 $us /año.

78

-.

I.-C08T08 VARIABLES

concepto a).- Costos directos de operación. 1.- materias primas y reactivos. 2 . - mano de obra de producción. 3.- servicios auxiliares. 4.- mantenimiento y reparación. 5 . - suministros de operación. 6. - regalías. 7 . - impuestos sobre ventas.

egreso ($us)

24'934,392.-

391 , 398. - 330,312.-

442 , 280. - 66,960.-

75,960.-

858,037. -

Total de costos variables--------------------- 27'098,710.-

11.-COSTOS FIJOS

concepto a) . - Cargos fijos de inversión. 1.- depreciaciones. 2.-impuestos sobre la propiedad. 3.-seguros sobre la planta.

b) .- Cargos fijos de operación.

egreso ($us)

312,131.-

221,140.-

88.456.-

52.654.-

c).- Gastos generales. 1.- gastos administrativos. 514 , 822. - 2 . - gastos de distribución y ventas. 506.405. - Total de costos fijos.-------------------------- 1'697,608.-

79

. "I... I_

Determinación del punto de equilibrio económico (P.E.E.)

Para ecuación:

donde :

la línea de costo se tiene la siguiente

y = a + b x

a = costos fijos b = costos variables x = capacidad de operación de la planta en

el que los ingresos son iguales a l o s egresos, es decir, no hay ganancia.

Para la línea de ingresos se tiene la siguiente ecuación:

y * = I x

donde : I = ingresos por ventas. x = capacidad de operación de la planta en

el P.E.E. igualando las dos ecuaciones anteriores y despejando x se obtiene la siguiente relación:

a x =

( 1 - b ) = P.E.E.

por lo que: P.E.E .= 1'695,608/(34'321,490 - 27'098,710) P.E.E .= 0.235

es decir, cuando la planta se encuentra operando al 23.5% no existen ganancias, puesto que a esa capacidad de operación los ingresos serán iguales a los egresos totales.

80

CAPÍTULO N" 7

CONCLUSIONES

0 Aun variando las condiciones en la síntesis de tiourea (tiempo, concentracidn, agitacibn, etc.) se logra dnicamente el 30% de conversidn de tiocianato a tiourea debido a que se llega a un equilibrio entre estos. La conversidn de los reactivos es de un 75% en masa, siendo el reactivo limitante el disulfuro de carbono.

0 Se obtuvo un óptimo en la cantidad de mineral y tiempo de lixiviación pues se presenta el fendmeno de saturación en la superficie del mineral concentrado.

Es suficiente una concentracidn de 0.005 M. de agente oxidante (H202), 0.001 M. de dcido sulfúrico, O. 1 M. de tiourea para la cantidad de mineral a lixiviar (2.5 % de sdlidos) .

Cantidades dos veces peso por peso de NaF y Al para lograr (una cementación del 70% como mínimo) un óptimo entre tiempo y costo.

Como se menciona en la introducción y aquí se comprueba, que el proyecto es redituable. Sin embargo si no se recirculan los reactivos el costo sería muy elevado.

En el estudio económico se recupera el capital a corto plazo. Esto nos indica que es redituable, ademas el punto de equilibrio económioo se encuentra en 0.235, lo cual indica que cuando la planta se encuentra operando al 23.50 no existen ganancias, siendo a esa capacidad de operacibn los ingresos iguales a los egresos. Sería conveniente traba jar a una capacidad mínima de 70%. Bajo estas condiciones se recuperará a corto plazo la inversión.

Por tanto el proceso de recuperación de oro y plata con tiourea sintetizada, es rentable y es una alternativa importante para la industria hidrometalúrgica, por el bajo nivel de contaminacidn debido a la recuperación y recirculación de las materias primas del proceso.

81

1

CAPÍTULO N" 8

BIBLIOGRAFÍA

B I B L I O Q R A I I A

[ 11 G. Lapidus, M. de Lourdes Mosqueira. **The Effect of Product Solubility on the Leaching Kinetics of Non- Porous MineralsH Hydrometallurgy, 20 (1988) 49-64.

[21 Gretchen T. Lapidus Lavine (1991) . **Modelado MatemAtico de la Lixiviación de Argentita con Sulfato Fdrrico y Tiourea** (Tesis de Doctorado). Universidad Autdnoma Metropolitana - Iztapalapa

[ 31 A. Foust, L. Wenzel, C. Clump, L. Maus y L. Bryce . "Principios de Operaciones Unitarias**. Editorial C.E.C.S.A. 2a. edición MBxico, 1989.

[4] M.Teutli L. y ,G. Lapidus L. (1990) **Cinética de la Cementacidn de la Plata". Avances AMIDIQ, Universidad Autónoma Metropolitana - Iztapalapa

[5] Robert H.Perry, Cecil H Chilton **Biblioteca del Ingeniero Quimicoll Editorial Hc Graw-Hill 5a Edición.

[ 6 J Chemical Rubber Co. "Handbook of Chemistry and Physicsll, 48 th edition, 1968.

171 Parra Torres Jose Refugio **Recuperacidn de Metales Preciosos1* Exposición Especial Tecnológico de Saltillo Centro de Graduados.

[8] Schroeder D. **ThioureasH Research Departament Ciba Pharmaceutical Products Inc. New Jersey, 1954.

82

193 Avance de Información Económica Industria Minerometalúrgica, Instituto de Estadística Geografía e Informática Febrero 1992.

[lo] M. Carpio, A. Rubio, F. Hernandez "Recuperación de Plata de Beneficio Utilizando Tiosulfato de Calcio" Proyecto terminal de la Universidad Autónoma Metropolitana Iztapalapa, 1989.

[ 111 Max S , Peters, Klaus D. Tirnmerhaus "Plant Design and Economics for Chemical Engineers" Editorial Mc Graw- Hill, 2a edición.

[l2] Grant E.L. Principios de Ingeniería Económica Editorial C.E.C.S.A. 5a edición México, 1989.

83

CAPÍTULO NO 9

APÉNDICE A

T A B L A S D E R E S U L T A D O S

L I X I V I A C I O #

PRIMERA PRUEBA

Tiempo (min)

0.0

30

60

90

120

140

180

210

240

270

300

Conversion

0.0

0.102

0.13

0.115

0.175

0.23

0.26

0.273

0.3

0.31

0.325

0.0 0.018

O. 024 O. 029 0.033

0.044

0.051

O. 054 0.06

O. 062 O. 066

NOTA : SOLO SE MUESTRAN LAS PRUEBAS MAS REPRESENTATIVAS DE LA EXPERIMENTACION

SEGUNDA PRUEBA

Tiempo (min)

0 . 0

120

180

210

240

270

Conversion

0 . 0

0.422

0 .42

0 .336

0 .32

0 .318

0 . 0

O . 1685

O . 1668

0.124

O . 1181

O . 1157

.. 11

~-

TERCERA PRUEBA

2

4

6

12

14

16

10

Conversion

0.35

0.237

0.201

0.168

O . 158

O . 165

0.153

0.131

O . 0968

O . 066

O. 0546

0 .051

0.053

0.049

iii

O

FIGURA A-1

I I

200 300

iv

0.6

0.5

0.4

0.3

0.2

o. I

0.0

FIGURA A-2

O MI2 = 0,005 M

m 300

V

0.6

I

I

t

FIGURA A-3

I

I

I 1

4

vi

GRAFICA A - 4

Desti lacion Diferencial 0.7

0.0 0.5 2. 5 3.0

vii

GRAFICA A - 5

Desti lacion Diferencial I IUU

viii

GRAFICA A - 6

grafica de equilibrio lllcohol - agua

i

1 1 1 1 1 1 1 1

ix

TABLA A-1

COSTO DE EQUIPO E INSTALACION

E Q U I P O

REACTORES DE SfNTESIS

INTERCAMBIADORES DE CALOR

DESTILADOR DIFERENCIAL

CRISTALIZADORES

DESTILADOR POR LOTES TANQUES DE ALMACENAMIENTO

TANQUE DE MEZCLADO

REACTORES LIXIVIACIdN

SEDIMENTADOR

FILTRO DE ARENA

TORRES DE ADSORCIÓN

REACTOR DE CEMENTACIÓN

FILTRO PRENSA

BOMBAS

COMPRESORES

COSTO DE INSTALACIóN

MAQUNARIA Y EQUIPO

T O T A L

UNIDAD P R E C I O ($us)

2 175000

2 20000

1 88000

2 4000

2 80000

5 70000

1 57000

7 1400000

1 40000

1 no se calculd

6 80000

1 200000

1 17100

9 1800

4 3000

175610

100000

251 1510

X

_u_

TABLA A-3

TABLA DE DEPRECIACIONES

INVERSION VIDA UTIL DEPRECIACI~N

CONCEPTO

EDIFICIOS

MAQUINARIA Y EQUIPO

EQUIPO DE TRANSPORTE

T O T A L

CONCEPTO

EDIFICIOS

MAQUINARIA Y EQUIPO

EQUIPO DE TRANSPORTE

OTROS T O T A L

479842 1

241 1510

1OOOOO

730993 1

25

15

7.5

136652

163146

12333

312131

TABLA DE SEG URO DE LA PLA NTA

INVERSION % POR AÑO SEGURO

$4,798,421.00

$2,4 1 1 ,S 10.00

$ 100,oO0.00

$1,535,676.00

$8,845,607.00

I .OO% $47,984.00

1 .OO% $24,115.00

1 .OO% $1,000.00

1 .OO% $15,357.00

1 .OO% $88,456.00

xi

",~-

TABLA DE SUELDOS Y SALARIOS

C A R G O No Sueldo Salario I.S.P.T. salario mfnimo . Diario Mensual

11115x8h OPERACION

1 Gerente de Producci6n 2 Supervisor de Producci6n 3 Supervisor de Produccidn 4 Supervisor de Producci6n 5 lefe de Laboratorio 6 lefe de Almacen 7 Jefe de Mantenimiento 8 Auxiliar de laboratorio 9 Secretaria

10 Secretaria 11 Obrero 12 Obrero 13 Obrero 14 Obrero 15 Obrero 16 Obrero 17 Obrero 18 Obrero 19 Obrero 20 Obrero 21 Obrero 22 Obrero 23 Obrero 24 Obrero 25 Obrero 26 Obrero 27 Obrero 28 Obrero 29 Obrero 30 Obrero 31 Obrero 32 Obrero 33 Obrero 34 Obrero 35 Obrero

T O T A L

20 13 13 13 10 10 8 6 5 5 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2

153

222300 144495 144495 144495 111150 111150 88920 66690 55575 55575 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230 22230

1700595

6891300 4479345 4479345 4479345 3445650 3445650 2756520 2067390 1722825 1722825 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130 689130

52718445

823792 535465 535465 535465 411896 411896 329517 247138 205948 205948 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379 82379

6302012

Xii

continwci6n 1. M. s. S

Patron Obrero

1 387637 155055 2 251964 100786 3 251964 100786 4 251964 100786 5 193818 77527 6 193818 77527 7 155055 62022 8 116291 46516 9 96909 38764

10 96909 38764 11 38764 15505 12 38764 15505 13 38764 15505 14 38764 15505 15 38764 15505 16 38764 15505 17 38764 15505 18 38764 15505 19 38764 15505 20 38764 15505 21 38764 15505 22 38764 15505 23 38764 15505 24 38764 15505 25 38764 15505 26 38764 15505 27 38764 15505 28 38764 15505 29 38764 15505 30 38764 15505 31 38764 15505 32 38764 15505 33 38764 15505 34 38764 15505 35 38764 15505

TOTAL 296542 118616 O 8

Ayuda IMPOR

Varios TOTAL trans.

TE

56672 6356525 36837 4131741 36037 4131741 36837 4131741 28336 3178263 28336 3178263 22669 2542610 17002 1906958 14168 1589131 14168 1589131 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653 5667 635653

433544 4862741 9

CHEQUE

MENSUAL NETO

3879711 3879711 3879711 3879711 2984393 2984393 2387515 1790636 1492197 1492197 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879 596879

45661219

xiii

36

37

38

39

40

41

42

43

44

45

46

47

48

49

50

51

52

53

54 55

56

57

TABLA A - 3

SUELDOS Y SALARIOS

C A R G O Número Sueldo Salario I.S.P.T. salarios mínimos Diario Mensual

1 I1 15x8h

GERENCIA GENERAL

Gerente General 30 333450 10336950 1235689

Secretaria 10 1 1 1150 3445650 41 18%

VENTAS

Gerente de ventas 20 222300 6891 300 823792

Vendedor 6 66690 2067390 247 138

Vendedor 6 66690 2067390 247 138

Vendedor 6 66690 2067390 247 138

Secretaria 5 55575 1722825 205948

T O T A L 83 922545 28598895 3418738

ADMINISTRACI~N

Gerente de 20 222300 6891300 823792 Administraci6n

Jefe Contabilidad 10 111150 3445650 411896

Jefe de Nominas 10 111150 3445650 411896

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Vigilante 3 33345 1033695 123569

Secretaria 5 55575 1722825 205948 Secretaria 5 55575 1722825 205948

Mensajero 2 22230 689 130 82379

Mensajero 2 22230 689 1 30 82379

T O T A L 78 866970 26876070 3212790

xiv

Continuacidn

36

37

38

39

40

41

42

TOTAL

43

44

45

46

47

48

49

50

51

52

53

54

55

56

57

TOTAL

I. M. S. S Patron

58 1455

193818

387637

116291

116291

116291

96909

1608692

387637

193818

193818

58 145

58145

58145

58145

58 145

58 145

58 145

58 145

96909

96909

38764

38764

151 1783

Obrero

232582

77527

155055

465 16

465 16

465 16

38764

643477

155055

77527

77527

23258

23258

23258

23258

23258

23258

23258

23258

38764

38764

15505

15505

6047 13

Ayuda Varios

t-p, *

85009

28336

56672

17002

17002

17002

14168

235190

56672

28336

28336

850 1

850 1

850 1

850 1

8501

850 1

850 1

850 1

14168

14168

5667

5667

22 1022

IMPORTE CHEQUE TOTAL MENSUAL

9534788

3 1 78263

6356525

1906958

1906958

1906958

1589131

26379580

6356525

3 178263

3 178263

953479

953479

953479

953479

953479

953479

953479

953479

1589131

1589131

635653

635653

24790449

NETO

8953 180

2984393

5968787

1790636

1790636

1790636

1492 197

24770465

5968787

2984393

2984393

8953 18

8953 18

8953 18

8953 18

895318

8953 18

8953 18

89531 8

1492197

1492197

596879

596879

23278268

xv