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m\ UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD IZTAPALAPA
4 I V l S 1 6 N DE CIENCIAS BASICAS E INGENlERh
Csjaa3ieaxaltimpo
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA DE PROCESOS E HIDRAULICA
/’ LlXlVlACION DE GALENA CON CLORURO FERRIC0 PARA LA OBTENCION DE PLOMO
P R O Y E C T O T E R M I N A L
QUE PARA OBTENER EL TITULO DE
/INGENIERO QUIMICO EN DESARROLLO Y DISEÑO DE PROCESOS
P R E S E N T A N
l‘ Aguijar Pérez Gabriel 92222456
González Aguirre Miranda 93320571
Morales Pérez Ariadna Alicia 93320937
Asesor
Dra.-Gretchen Terry Lapidus Lavine
/’ MBxico: D.F. Mayo de ?997
Las cosas salen bien y resultan mejor,
cuando cada uno hace aquello para lo que sirve
y cuando ninguna preocupación le asedie.
Platón.
Agradecimientos:
AI departamento de Ingeniería de Procesos e Hidráulica.
Agradecemos especialmente a la Dra. Gretchen Lapidus Lavine por compartir con
nosotros sus conocimientos y experiencia en el ramo de la ingeniería y por todo el
apoyo moral para la realización de este proyecto.
A nuestros sinodales:
Dr. José Antonio De los Reyes Heredia.
M.C. Carlos Martinez Vera.
Te doy gracias Dios por haberme dado la vida y permitirme realizar el anhelo de
mi juventud.
Gracias a mis padres por haberme brindado su apoyo incondicional para lograr mi
objetivo.
Prof, Agustín Morales Cruz.
Enedina Pérez Martinez.
A mis hermanas :
Dra. Nivi Blanca Estela Morales Pérez.
C.P. Dinazar Morales Pérez.
Hilda Morales Pérez.
Con cariño y respeto
A la primer Químico que creyó en mí:
Q. María Elena Cano Rodriguez.
Porque gracias a ella hoy florece la semilla que un día sembró. Gracias por su
apoyo en el momento indicado.
A las personas que han formado parte especial en mi vida.
Con amor.
ariali
INDICE
0 1. Introducción
1.1. Resumen
1.2. Objetivos del proyecto
1.3. Importancia económica
2. Estudio de mercado y conocimiento de la industria en cuestión
2.1. Niveles de producción
2.1.1. Producción Mundial de Plomo
2.1.2. Producción Nacional de Plomo
2.1.3. Producción estatal de plomo
2.1.4. Producción municipal de plomo
2.2. Exportaciones minero-metalúrgicas
2.2.1. Valor de las exportaciones minero-metalúrgicas
2.3. Principales procesadores
2.4. Precio Internacional
0 3. Definición del proyecto
3.1. El producto y sus características
6
6
6
7
7
8
9
16
20
21
3.2. Ubicación y capacidad de la planta 25
3.3 Horas de operación de la planta 25
3.4. Consideraciones preliminares sobre seguridad 26
3.5 Fecha de terminación del proyecto 29
O 4. Revisión de procesos existentes y síntesis preliminar de nuevos esquemas
de procesamiento
4.1. Procesos existentes (literatura) 30
4.2 Condiciones de operación de los diferentes procesos existentes 40
4.3 Posibilidades de innovación y/o modificación
de los procesos existentes 44
4.4. Selección de un proceso o desarrollo de nuevos esquemas de
procesamiento 46
4.5 Reacciones y diagrama del proceso 48
4.6 Fuentes de materias primas y su calidad 53
4.7 Productos y subproductos 56
4.8 Contaminantes en los desechos y en los productos
O 5. Experimentación
5.1. Marco conceptual
5.2. Calendario de la experimentación
5.3. Técnicas analíticas empleadas
56
58
59
64
5.4. Procedimientos experimentales
5.5. Objetivos alcanzados durante las semanas
O 6. Resultados y discusión
6.1. Absorción atómica
6.2. Conclusiones en base al análisis experimental
6.3 Parámetros estudiados
O 7. Obtención de datos sobre propiedades para el diseño
7.1 Propiedades Físicas
0 8. Balances preliminares de materia y energía del esquema seleccionado
8.1. Balances de materia y energía en el proceso 86
8.2 Descripción del simulador 86
8.3 Algoritmo ,gráfica y hojas de resultados del programa 89
8.4 Conclusiones y resultados del programa 1 07
0 9. Diseño y concepción de la planta
9.1 Capacidad de producción de la planta
9.2 Diagrama de la planta
9.3 Diseño de equipos principales
9.3.1 Reactor de lixiviación
9.3.2 Decantador
66
67
75
80
82
84
108
1 o9
1 1 o
110
114
9.3.3 Reactor de cementación
9.3.4 Filtro Prensa
9.3.5Cristalizador
9.3.6 Filtro de discos al vacío
9.3.7 Celda electrolíitica
9.3.8 Torre de enfriamiento
9.3.9 Clorador
9.3.1 O Condensador
9.3.1 1 Caldera necesaria para el condensador
9.3.12 Triturador
9.3.13 Mezclador
9.3.14 Caldera Flujo de vapor necesario
para las chaquetas de calentamiento
9.3.15 Tubería, accesorios y bombas
a) Materiales para tubería
b) Distribución de tuberías
c) Accesorios
9.3.16 Balances de energía mecánica para el sistema
9.4 Personal de la planta
115
120
122
127
130
131
134
135
139
140
141
142
1 44
145
147
148
149
151
O I O . Rentabilidad de la planta.
1 O. 1 Costos de materia prima
10.2 Evaluación Económica
10.2.1 . Liquidación de Peñoles
10.2.2. Evaluación económica del proceso de lixiviación
10.2.3. Comparación de ganancias
10.2.4. Cálculo del Capital Fijo y mano de obra.
o 11. Estados de situación financiera
o 12. Cálculo de la Tasa Interna de Retorno (TIR):
O Conclusiones
O Anexo experimental
O Bibliografía
155
1 55
156
158
159
160
163
165
167
169
174
LIXIVIACIÓN DE GALENA CON CLORURO FÉRRICO
l. Introducción
Mediante el desarrollo de este proyecto se pretenden resaltar las ventajas de la
lixiviación selectiva del concentrado de galena sobre el procedimiento actual para
la obtención del plomo (Pb) a partir de la misma, la fundición convencional. Lo
anterior resulta más tangible al mencionar algunas de las ventajas de la
lixiviación, en conjunto con la electrólisis.
En cuanto a los beneficios de la lixiviación, cabe señalar que este proceso no
genera emisiones de dióxido de azufre (SO2) ni de Pb a la atmósfera y no
requiere del uso de carbón como en el proceso tradicional de fundición. Además,
es aplicable a operaciones de baja escala, lo cual no representa la erogación de
capitales elevados. Otra de las ventajas del proceso, es la rapidez con la que
puede ser llevado a cabo, puesto que se puede extraer un 99% del Pb del
concentrado de galena en tan sólo unos minutos.
En relación con los requerimientos energéticos, destaca el hecho de que quizás
sean un poco más altos que los de la fundición (principalmente debido a que hay
que proporcionar cantidades grandes de calor para el calentamiento de la
solución lixiviante), pero esto no siguiere que el proceso no sea
comparativamente más eficiente; ya que una considerable parte del calor puede
ser obtenido a partir de la reacción exotérmica entre el cloruro ferroso (FeCI2) y el
cloro gaseoso (C12). (HAVER F.P, 1976)
2
El proceso presenta la opción de la recuperación, mediante cementación ó
intercambio iónico, de subproductos provenientes de la solución lixiviante, tales
como la plata (Ag) y el cobre (Cu) . Asimismo, el cloruro de plomo (PbCI2)
producido es lo suficientemente puro como para ser sometido a una electrólisis y
obtener de tal modo el plomo (Pb) en forma metálica.
En cuanto al cloro (C12) proveniente de la electrólisis, el mismo es recirculado a la
regeneración de la solución lixiviante, reduciendo así la necesidad de tener que
invertir, tanto en la compra como en el almacenamiento del mismo. Una vez
mencionado lo anterior, se puede afirmar la importancia del estudio de la
lixiviación del concentrado de galena para la obtención del plomo metálico.
1 .l. Resumen
La lixiviación de la galena con cloruro férrico y de sodio fue propuesta como un
proceso alternativo mediante el cual se busca obtener plomo a partir del
concentrado de un mineral y, de esta manera, reducir las posibles emisiones de
Contaminantes hacia la atmósfera y el medio ambiente en general.
Para llevar a cabo el objetivo mencionado inicialmente se hizo uso de algunos
otros procesos sencillos dentro de la industria química que, en conjunto, buscan
obtener el producto deseado. Entre los procesos anteriormente mencionados se
encuentran la separación de fases, extracción, cristalización, cementación, etc.
En cuanto a las medidas tomadas para reducir la obtención de productos
secundarios y de posibles contaminantes se puede argumentar que lo anterior
debe estar presente en el diseño de cualquier proyecto, pues resulta
imprescindible tratar de mejorar la calidad del ambiente.
3
Esto se aplica en gran medida en el proyecto al eliminar la producción de un
agente tan tóxico, como lo es el SOz, que resulta como subproducto en el proceso
de fundición. Además, el proyecto pondrá a prueba el ingenio e innovación para
la remoción de otras impurezas involucradas.
1.2. Objetivos del proyecto
l. Diseñar la planta de lixiviación, extracción y recuperación de algunos metales
contenidos en el concentrado de galena, en especial plomo, considerando la
obtención de este producto a partir de la producción de la mina Real de Angeles,
en el estado de Zacatecas, México.
2. Seleccionar las etapas para la recuperación y purificación del plomo y disminuir
los posibles contaminantes en el proceso.
3. Desarrollar el análisis económico comparativo con el proceso de fundición,
tomando en cuenta que el costo de operación de la fundición dará un rango de
operación para la planta de lixiviación, mostrando así si el proceso es rentable.
1.3. Importancia económica
Siempre ha sido de gran importancia la producción minero-metalúrgica del país,
también Io es en la actualidad. Así, se observó en los primeros meses del año un
incremento anual acumulado de 5.1 %, en términos reales, con respecto al mismo
periodo del año anterior. AI respecto, en un artículo (El Financiero, 9 de agosto
de 1996, pp. 24), se reporta que la recuperación se presenta para cada una de
las ramas involucradas: minerales industriales, metales y minerales siderúrgicos,
minerales no-metálicos, metales preciosos, etc.
4
Por otro lado, la ley minera vigente ha permitido atraer mayores inversiones
nacionales y extranjeras al sector ya que dicha legislación eliminó los límites a la
superficie concesionable; lo que, a su vez, permitió la transmisión a terceros de la
titularidad de concesiones y de los derechos que de ella se deriven, ampliando la
vigencia de las concesiones de exploración a tres y seis años, y las de
explotación de 25 a 50 años prorrogables estas últimas por otros 50 años.
Es por ello que la iniciativa privada ha logrado elevar la producción nacional
minero-metalúrgica. Durante 1995, el crecimiento ascendió a 11.5%, en términos
reales, con respecto a 1994, al alcanzar un valor superior a 21 mil 694 millones
de pesos.
Cabe mencionar que el objetivo del mejoramiento de la producción minero-
metalúrgica del país es lograr el abasto interno de los minerales, incrementar las
exportaciones, sustituir importaciones y crear cadenas productivas que permitan
utilizar los metales y minerales mexicanos como materias primas en otros productos con mayor valor agregado.
Así, durante el mes de abril de 1996, el 47.23% del valor total de la producción
minero-metalúrgica correspondió a metales industriales no ferrosos,
principalmente cobre, zinc y plomo; el 22%, a metales y minerales siderúrgicos,
destacando coque y carbón mineral; el 21.46%, a metales preciosos, oro y plata y
el restante 9.31 %, a minerales no metálicos, tal es el caso de fluorita, azufre y
yeso (como se observa en la siguiente gráfica). (El Financiero, 9 de agosto de
1996, pp. 24).
5
Valor de la producción minerometalúrgica (Abril de 1996)
Mnerales no metálicos
9% Metales
industriales no ferrosos
48%
Metales y minerales
siderúrgicos 22%
Fuente: El Financiero
Este artículo menciona que, aunque el producto metalúrgico más importante sea
el cobre, sigue siendo de gran interés el proceso para la obtención del plomo a
partir de la galena.
6
2. Estudio de mercado y conocimiento de la industria en
cuestión
2.1. Niveles de producción
2.1 .I .Producción Mundial de Plomo
La producción mundial de plomo ha registrado un comportamiento decreciente
desde fines de la década de los ochenta, al pasar de 3.4 millones de toneladas en
1989 a 2.9 millones de toneladas en 1994; siendo el periodo 1992 a 1993 un
periodo de transición, observándose su estabilización a partir de 1993 (ver gráfica
número 1 ). Cabe señalar que, para los fines de este proyecto, no se ha
considerado necesario realizar un análisis riguroso de la producción mundial,
puesto que la producción del país representa tan sólo el 5% de dicha producción
mundial.
2.1.2. Producción Nacional de Plomo
La producción nacional de plomo (ver gráfica número 2 ) muestra un
comportamiento decreciente durante el periodo comprendido entre los años 1989
y 1993, al pasar de 180 mil a 175 mil toneladas en el periodo de referencia. Cabe
señalar que la disminución más notoria se registró en 1993, cuando descendió
hasta 154 mil toneladas; registrándose, de manera similar a lo acontecido con la
producción mundial, una ligera recuperación a partir de 1994.
Lo anterior, como resultado de recientes incrementos en la demanda nacional, en
particular en 1994, con respecto al año inmediato anterior. Al comparar este
comportamiento con el registrado en las exportaciones respectivas (ver punto
7
2.2.1 .), se puede deducir que existe mayor consumo interno, lo que representa
una ventaja para este proyecto orientado a la producción de plomo, toda vez que
se cuenta con la demanda en el país.
2.1.3. Producción estatal de plomo
En este contexto, resulta de gran importancia conocer las producción de plomo en
el estado en que se desea establecer la planta de lixiviación selectiva de galena
con cloruro férrico, para la obtención de dicho metal. Con tal propósito, se
muestra el comportamiento de la producción de plomo en Zacatecas durante el
periodo comprendido entre 1989 y 1994 (ver gráfica número 3). El
comportamiento en los primeros cuatro años registró ligeros altibajos: de 54 mil
toneladas en 1989 ascendió a más de 58 mil en 1990, para disminuir a 53 y 52 mil
toneladas en el siguiente bienio.
Lo que siguió fue una caída(cerca de 39 mil toneladas en el año de 1993) que fue
compensada en el año subsecuente, toda vez que la producción estatal ascendió
a 55 mil toneladas. Por otro lado, cabe destacar que la producción de este
mineral en el estado representa, de manera aproximada, el 30% del total
nacional.
2.1.3. Producción municipal de plomo
El municipio de Noria de Ángeles, lugar donde se propone el establecimiento de
la planta de lixiviación mantenía, hasta 1992, una producción relativamente
constante de plomo (alrededor de las 40 mil toneladas al año), misma que
representa aproximadamente el 80% de la producción estatal y, en consecuencia,
cerca del 22% de la producción nacional.
Dicha producción municipal se vio afectada a partir de 1992? con la pérdida
parcial de la producción en 1993 (sólo 26 mil toneladas), para restablecerse en el
8
siguiente año, para alcanzar una producción superior a las 46 mil toneladas (ver
gráfica número 4). De ahi la importancia del incremento en la producción
municipal por la puesta en operación de la planta, particularmente en lo que se
refiere a generación de fuentes de empleo en la zona.
Con base en la información anterior, y como resultado de un análisis muy somero,
se deduce que es posible una franca recuperación en la producción en el corto y
mediano plazo, como respuesta a un incremento en la demanda a nivel nacional;
creciente producción de la que puede formar parte el proyecto que aquí se
propone.
Asimismo, se puede asentar que la localización de la planta de lixiviación de
galena con cloruro férrico presenta grandes ventajas debido a que contará con
una segura fuente de materias primas para el proceso, dados los niveles de la
producción local de plomo.
Adicionalmente, cabe resaltar que la experiencia en los procesos de extracción
del mineral, así como en tratamientos previos a la lixiviación del concentrado de
galena y en su transportación, constituyen ventajas singulares para la realización
del proyecto.
Como también resulta una ventaja muy considerable el conocimiento de las
características sociales y económicas de la región, del desarrollo de la actividad
local de la industria minero-metalúrgica y de los costos alternos en mano de obra
y servicios de agua, luz, etc.
2.2. Exportaciones minero-metalúrgicas
Dentro de las exportaciones minero-metalúrgicas, las relativas al mineral de plata
fueron las que presentaron los mayores -aun cuando decrecientes- volúmenes,
9
1.26 millones de toneladas, en 1994, siguiéndole el zinc, el cual, en contrapartida,
ha registrado volúmenes crecientes en sus exportaciones, mismas que
ascendieron, para ese mismo año de 1994, a cerca de 433 mil toneladas.
Las exportaciones de cobre, por su parte, han registrado una fuerte disminución al
pasar de 31 7 mil 514 toneladas en 1989 a 81 mil 333 toneladas en 1994, mientras
que el plomo pasó de 101 mil 71 3 toneladas en 1989 a 62 mil 596 toneladas en
1994.
En términos comparativos, los volúmenes de las exportaciones de este mineral
representan aproximadamente la mitad de los volúmenes de exportación de plata
y cerca del doble de las exportaciones de fierro, las cuales pasaron de 53 mil 901
toneladas en 1989 a 31 mil 850 toneladas en 1994 (ver gráfica número 5).
2.2.1. Valor de las exportaciones minero-metalúrgicas
El comportamiento del valor de las exportaciones de los metales industriales de
cobre, fierro, plomo y zinc es heterogéneo, mientras que las exportaciones de zinc
están creciendo a partir de 1992, el cobre, el plomo y el fierro decrecen, sobre
todo el cobre que, con el brusco descenso presentado en 1993, ha perdido
alrededor de las dos terceras partes del valor de sus ventas al exterior, como
resultado de la contracción de la producción por la baja de los precios
internacionales del metal.
El plomo, metal cuya producción se pretende incrementar con la puesta en
marcha de este proyecto, muestra una tendencia en el valor de sus exportaciones
hacia la baja, a pesar de la recuperación de la producción nacional, en respuesta
a la disminución de los precios internacionales (ver gráfica número 6).
1
I
I
I
v) O LC a
Producción de Plomo en el Municipio de Noria de Angeles, Zac. (1989-1994)
1994
14
Gráfica 5
15
Gráfica 6
sosad ap sal!^
16
2.3. Principales procesadores
Los principales procesadores, en este caso, serían las fundidoras. Para poder
comparar si el proceso de lixiviación selectiva es rentable frente al de fundición es
necesario comparar los costos involucrados con cada una de las mismas. Es por
ello que en este apartado se presentan algunas tablas que incluyen los castigos
propuestos por las fundidoras al analizar un concentrado con características
similares al nuestro.
Para fines de este proyecto se contó con la colaboración de la fundidora
Industrias Peñoles S.A. de C.V., la cual proporcionó los siguientes valores de
liquidaciones:
LIQUIDACION PEÑOLES
FECHA DE COTIZACIONES 24 DE JULIO 1992
Mizacione
Precio
336.7r
3.8(
1.186:
0.3i
I Conc. Pb 1
52
8.314
25.00
466.20
Unidad
I
Conc. Pb 1 534.76
938.19
35.31
338.08
Unidad
$/ton
$/ton
$/ton
$/ton
17
Total 1 846.35 $/ton
I I
A raíz de lo anterior, surgen una serie de factores de pago y descuentos como los mencionados a continuación.
Elemento
Au
Ag
cu
Pb
As
2onver
0.0321 507
32.1507
2.205
2.205
Pago %
95
95
90
95
10.2835
1 16.064C
2.354;
0.7751
Jnidad
$/Kg
$/Kg
$/I O !
2onc. Pb
O
0.05
10
30
30.4378
18
Conc. Pb
Total
1 696.331 0.74 1 255.286
1 255.29 I I I
Elemento
Au
Ag
c u
Pb
Zn
Cd
Conc. Pb
52.000
8.264
1 5.000
4360.200
0.000
0.000
Unidad
glton
Kg/ton
Kglt on
Kglton
Kglton
Kg/ton
Elemento
As
lnsol
Maquila
Muestra
Total
Conc. Pb
O
O
O
140.01 36
10
2.5365
150.01 36
1
I
I
Unidad
$/ton
$/Kg
$/ton
$/ton
$/ton
$/ton
$/ton
19
Estos costos fueron reportados con el fin de analizar el peso que tienen los
castigos dados en el proceso de fundición sobre el contenido de Pb que presenta
el concentrado a procesar.
Lo anterior es de gran utilidad como punto de partida para el análisis económico
de la lixiviación selectiva de la galena con cloruro férrico.
Con base en la información anterior, se pretende delimitar un rango económico de
operación para el proceso propuesto. Lo anterior involucra directamente a
diferentes tipos de costos de proceso, tales como:
O Gastos de operación
O Evaluación de costos de los equipos, con base en su diseño
O Costos de instalación
O Costos de servicios fuera de limites de batería
O Análisis económico del tiempo de recuperación de la inversión
Es por ello que, conociendo los costos mencionados anteriormente - junto con el
rango económico permisible para el proceso de fundición - , se podría establecer
la rentabilidad del proceso de lixiviación selectiva.
20
2.4. Precio Internacional
COTIZACION DE LOS METALES PARA EL MES DE AGOSTO DE 1996
Pb
c u
Zn
Ag / onza Troy
814
1967
1 010.4
5.21
Precio : Dolares
Referencia: Bolsa de Valores
En relación con estos precios cabe señalar que están sujetos a cambios
constantes; a pesar de ello, se observa que, durante el mes de agosto de 1996, el
precio del plomo es más bajo que los precios registrados para el cobre y el zinc y
para hacer la comparación con la plata habría que hacer las conversiones
necesarias, toda vez que los valores se presentan en onzas troy y no en
toneladas. Lo anterior no debe afectar a los objetivos del proyecto, ya que los
precios reportados son de carácter internacional.
21
3. Definición del proyecto
3.1. El producto y sus características
El plomo es un metal gris azulado con las siguientes propiedades generales.
Pb
207.22
11.3437
327.35OC
1 525°C
29.5*1 O-4
20.648 microhms
0.081 cal/cm2/cm/0C/s
1.5 mohs
6.26 cal/gr
0.03046 cal/gr "C
22
En cuanto a sus propiedades, el plomo es maleable, dúctil y susceptible de alear,
además cuando se calienta a altas temperaturas, puede ser forzado, a través de
orificios o ranuras. Por otro lado, posee baja tensión superficial y suele ser un
conductor de electricidad pobre. Además, presenta un brillo plateado al cortar la
superficie del metal, mismo que, al transcurrir un momento, adquiere el
característico color gris azulado. En presencia de aire tiende a recubrirse de una
capa opaca de óxido que lo protege de ulteriores ataques.
El plomo es resistente a la mayoría de los ácidos inorgánicos, soluble en ácido
nítrico pero no es afectado por ácido sulfúrico o por ácido clorhídrico a
temperatura ambiente. En presencia de aire, reacciona lentamente con agua para
formar hidróxido de plomo, el cual es ligeramente soluble. Otro aspecto
importante es el hecho de que el plomo se encuentra en ocho diferentes formas
isotópicas, de las cuales cuatro son estables y el resto son radioactivas. (Plomo,
1980)
El plomo se encuentra distribuido en varias partes del mundo en forma de
sulfuros, sulfatos y carbonatos. Entre los más conocidos, el mineral más
importante y prácticamente el Único usado para la extracción del metal es la
galena o sulfuro de Pb (PbS), además se conocen la cerrusita y la anglesita.
Por otro lado, conviene destacar que este elemento es generalmente utilizado en
la manufactura de acumuladores, como recubrimiento para un cierto tipo de
cables, en tuberías, en pipas, tanques, aparatos de rayos X, así como en la
fabricación de numerosos compuestos (plomo tetraetilo, antidetonante para
gasolinas, óxido salino Pb304, para pinturas antiherrumbre y para pigmentos).
Además aisla ruidos, vibraciones y radiaciones.
En cuanto a aleaciones, suele formarlas con: estaño, para soldaduras, con
arsénico para perdigones de caza y con antimonio para moldes fotográficos. Uno
23
de los usos más interesantes del plomo está relacionado con su alta densidad y
sus múltiples propiedades nucleares, ya que tiene propiedades especiales que
permiten utilizarlo como escudo protector para materiales radioactivos.
Cabe mencionar que el plomo se comporta generalmente en sus compuestos
como divalente electropositivo; siendo su hidróxido de naturaleza anfótera. Otro
detalle es que son raros los compuestos con grado de oxidación +4, los cuales
suelen tener un fuerte carácter oxidante. Por ejemplo, el Pb02 tiene
características anfóteras con preponderancia del comportamiento de óxido no
metálico. En relación con los cloruros, el PbCI2 es poco soluble en agua, aunque
más soluble que el sulfato PbS04. (Microsoft, 1994).
Acumuladores
Oxidos
artes gráficas
Conductores.
Placas de acumuladores
Oxidos para placas
positivas y negativas de
baterías. Productos
químicos. Vidriado en
cerámica. Pigmentos para
pintura.
Tipos para imprenta.
Moldes para plásticos.
Recubrimiento de cables
Industria automotriz
Industria Química
4rtes gráficas
Zonducción
dectricidad,
:omunicaciones
de
24
Municiones.
Soldaduras
Tubería y lámina
Tetraetilo
Otros
Municiones
Tuberías, pailería,
fontanería.
Tubos, lámina,
conexiones, válvulas y
accesorios.
Aditivo antidetonante para
combustibles.
Fundiciones, aditivo para
grasas lubricantes en
maquinaria pesada,
aislantes de materiales
radioactivos.
Industria militar
Industria de I2
construcción.
Industria metalmecánica.
Industria del transporte
Varios
A continuación se presentan las características del cloruro de plomo, PbCI2, ya
que el mismo figura como producto en el proceso. Este cloruro posee un peso
molecular de 374.12 g/mol del cual el 25.49% es de CI y el resto es de Pb. Es
interesante mencionar que en la naturaleza se encuentra en forma de un mineral
conocido como cotunita. (PARKER, 1990)
Por lo general se encuentra en forma de polvo blanco, el cual es venenoso. En
relación con sus propiedades, se reporta que este cloruro hierve a 950°C y que se
funde a 501 "C. En cuanto a la solubilidad, el mismo tiende a solubilizarse más en
agua caiiente que en agua fría; es parcialmente solubie en soluciones de: NH4CI,
25
NH4N03, hidróxidos alcalinos
mencionar que este cloruro
y es poco soluble en alcohol. Por último, se puede
suele ser utilizado para preparar sales de plomo,
pigmentos de cromato de plomo y como reactivo analítico. (Windholz, 1980).
3.2. Ubicación y capacidad de la planta
La empresa minera FRISCO S.A. de C.V., perteneciente al grupo CARSO, es
propietaria de diversas minas dentro de la República Mexicana, entre las que se
encuentra la mina de interés:
Real de Angeles.- Localizada en Noria de Angeles, Zacatecas, que colinda con
Aguascalientes y está cerca de Loreto, Zacatecas. Productora principalmente de
Plomo, Plata, Zinc y de subproductos como el Cadmio.
Es por ello que este proyecto será llevado a cabo en una locación cercana a
dicha mina. Además, cabe mencionar que la construcción de la planta de
lixiviación se tiene contemplada en un predio colindante con la planta de flotación;
el yacimiento proveerá la materia prima que es el concentrado de galena, el cual
será transportado en camiones desde la planta de flotación a la de lixiviación.
Asimismo, cabe señalar que la planta esta diseñada para tratar 750 Kg/h de
concentrado primario (galena de la segunda flotación). La composición de dicho
concentrado se menciona a continuación: 30% de Pb, 2% de Zn , 0.2 % de Cu y
700 ppM de Ag (según datos proporcionados por Frisco).
También destaca el hecho de que se cuenta con terreno suficiente para la planta
y el almacenamiento, tanto de materia prima como de productos. Además se
dispone de red hidráulica, luz eléctrica, teléfono y demás servicios necesarios
para la ubicación de este tipo de industrias. (FRISCO, 1996)
26
3.3 Horas de operación de la planta
Debido a que la planta en construcción considera un proceso de producción
continuo, el horario previsto será de 24 horas al día. Cabe resaltar que la planta
estará en funcionamiento 330 días al año, y los restantes se contemplan para
mantenimiento preventivo ylo correctivo.
3.4. Consideraciones preliminares sobre seguridad
En este proceso no suelen originarse accidentes graves. A pesar de ello, existen
normas de seguridad, las cuales deben ser acatadas por cualquier persona, ya
sea trabajador o directivo. Aunque no se podrán reportar rigurosamente dichas
normas, se mencionarán algunos de los cuidados que deben de tenerse dentro de
la planta:
Los polvos de Pb y PbCI2 que se desprenden hacia la atmósfera son
sumamente tóxicos (en especial para la población infantil). Es por ello que se
deberán tener precauciones, como es el caso de la utilización de máscara.
Para evitar esto se recomienda el uso de procesos cerrados.
Habría que evitar la posibilidad de que algún trabajador sufriera quemaduras
causadas por soluciones cáusticas, calientes o bien por substancias
corrosivas. En relación con la acidez del FeC13, no existe problema alguno,
puesto que el mismo es neutralizado con NaOH antes de su desecho.
En relación con el punto anterior, se debera vigilar el manejo de las
temperaturas del proceso, así como la seguridad eléctrica, ya que las mismas
pueden causar quemaduras por descargas.
27
m Aunque los cloruros no ocasionan mayor contaminación, resulta conveniente
cuidar las emisiones de los mismos hacia el medio ambiente.
Los trabajadores deberán estar protegidos con los siguientes dispositivos:
casco, overol, guantes y lentes protectores con el fin de evitar exposiciones a
los peligros antes mencionados.
Como se puede apreciar, al haber enlistado los puntos anteriores, esta planta
podría considerarse como una planta segura debido a que no muestra otro tipo de
riesgos. Sin embargo, siempre es útil estar consciente de los posibles efectos
que los reactivos pueden llegar a provocar. Es por ello que se reportan detalles
tanto de la intoxicación causada por el plomo, como la del cloruro férrico.
(FRISCO, 1996).
Intoxicación por Plomo
La intoxicación por plomo (Plumbismo) es un proceso crónico (6 enfermedad), a
veces intercalado por episodios sintomáticos agudos recidivantes, que puede
ocasionar efectos irreversibles (por ejemplo deficiencias cognositivas y
enfermedades renales progresivas en el adulto). Es importante mencionar que
dichas enfermedades se presentan después de periodos largos, posteriores a
exposición y, por lo tanto, a acumulación en el cuerpo.
A continuación se presenta una tabla con el grado de los diferentes tipos de
riesgos que se pueden llegar a presentar en caso de estar expuestos a dicho
elemento:
Clase I I I 111 IV v
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Riesgo Normal Moderado Alto Urgente Encefalopatía
inminente
Hallazgos d e PbS 5 - 29 30 - 49 50 - 69 Asintomático Cualquier (Sangre completa) paciente con
70 - 100 PbS > I O 0
Síntomas y signos:
En el adulto puede aparecer una secuencia característica de síntomas en un
plazo de varias semanas o más tiempo: cambios de personalidad, cefaleas, gusto
metálico, anorexia, molestias abdominales vagas que culminan en vómitos,
constipación y dolor abdominal de tipo cólico, encefalopatía aguda y presión alta.
Además, puede llegar a observarse anemia hipocrónica. Por otro lado, el
diagnóstico de presunción puede establecerse basándose en los aspirados de
médula ósea que muestran un punteado basofílico en más de 60% de los
mormoblastos, en las pruebas urinarias para la coproporfirina y el ácido &-amino
levulínico. (PLUNKETT; 1980).
Tratamiento:
Para la encefalopatía aguda por plomo (clases IV , V), se recomienda un
tratamiento combinado de dimercaporol (BAL) y EDTA cálcico . El plomo será
removido del cuerpo mediante el desplazamiento del calcio del EDTA, formando
un complejo estable, el cual ser6 desechadc en la orina. (BERKOW: 1985)
29
Toxicidad del Cloruro férrico
En el caso de una posible ingestión de Fe& se presenta una patología irritante,
siendo los malestares más comunes: irritación de boca y faringe, náuseas y
vómito, gastritis hemorrágica, disnea, albuminuria y hematuria, etc.
En cuanto a los signos y síntomas causados por el contacto con el mismo, se
pueden mencionar los siguientes: conjuntivitis, irritación en la piel; también puede
producir una pigmentación permanente cuando se pone en contacto con las áreas
de piel erosionada. (PLUNKETT; 1980).
3.5 Fecha de terminación del proyecto
La fecha estimada para la terminación del proyecto es el mes de mayo de 1997.
Esta fecha fue propuesta al considerar que el proyecto debe ser distribuido en
tres trimestres, durante los cuales, se irán desarrollando diferentes partes del
mismo.
Para fines del primer trimestre, la propuesta consiste en adentrarse en el proceso,
llevar a cabo el análisis de la viabilidad del mismo.
Para fines del segundo trimestre desarrollo experimental para el conocimiento de
variables de diseño.
Para fines del tercer trimestre diseño de la planta e Ingeniería económica
(Rentabilidad).
30
4. Revisión de procesos existentes y síntesis preliminar
de nuevos esquemas de procesamiento
4.1. Procesos existentes (literatura)
Para los fines de este proyecto se busca comparar dos procesos; uno, ya
existente, la fundición, y el otro, el proceso propuesto para la obtención del plomo
a partir de la lixiviación del concentrado de galena. Así, mediante el proceso de
fundición se extraen varios tipos de metales (tanto preciosos como no preciosos)
a partir del mineral proveniente de las minas.
Lo anterior se apoya en que, tradicionalmente, el plomo se obtiene de la fusión
del mineral galena en un alto horno a temperaturas sumamente elevadas
(aproximadamente de 1300 "C). Sin embargo, ese proceso es potencialmente
contaminante debido a la producción de grandes cantidades de SO2, lo que obliga
a la construcción de una planta de ácido sulfúrico para la transformación de este
gas tóxico en H2S04.
De ahí que, desde hace aproximadamente veinte años, se han realizado
investigaciones de una ruta hidrometalúrgica (alternativa) para la recuperación de
plomo. Dicha ruta consiste en la lixiviación del concentrado de galena con
soluciones acuosas de cloruro férrico y cloruro de sodio; la cristalización de
cloruro de plomo y la electrólisis de esta sal para producir el metal puro.
Cabe mencionar que las ventajas del proceso residen tanto en la reducción de
emisiones de plomo hacia la atmósfera (altamente tóxico), como en la eliminación
de la generación del SO2 . Esto se debe a que en presencia de FeC13: el PbS
31
reacciona para formar azufre elemental (So) y no ocurre el desprendimiento de
gases como el SO2.
La operación de fundir un concentrado en un horno de fundición, es el método
clásico mediante el cual se obtiene un metal a partir de su concentrado. Este
concentrado es el resultado de un proceso de flotación de sulfuros, en el que se
obtiene el metal en mayor concentración, en forma de sulfuro, por medio de la
formación de una espuma selectiva.
Un detalle interesante a mencionar es el hecho de que el nombre de este proceso
en inglés es “smelting”, el cual difiere del término de fusión, “melting” solamente
en una S, la cual podría implicar, además de un cambio físico, un cambio químico.
AI hablar de tal cambio químico se hace referencia a la ocurrencia de la reacción
del óxido del metal con la ayuda de carbón, o bien, mediante el uso de una serie
de reacciones oxidación-reducción.
Para originar una velocidad de reacción alta, se emplean reacciones sólido-gas
del tipo:
M0 + CO ------ M + COZ
co* + c -””“ 2co
donde M es el metal de interés.
Por lo general, este proceso se lleva a cabo utilizando el sulfuro de plomo. Dicho
sulfuro, no puede ser alimentado directamente al horno, ya que no es reducido
adecuadamente por el carbón. Para poder llevar a cabo la reducción a plomo
metálico, se requiere una calcinación o sinterización que disminuye el contenido
de azufre a menos de dos porciento. En relación con la reacción específica para
el caso de la obtención del plomo se reporta lo siguiente:
32
PbS + 0 2 ------- Pb + SO2
La reacción anterior indica que una vez formado el óxido proveniente del sulfuro
inicial, el mismo reacciona con oxígeno para la obtención del plomo metálico y de
dióxido de azufre, el cual es liberado en forma de gas.
En lo que respecta a los equipos indispensables para llevar a cabo la fundición, la
unidad utilizada con mayor frecuencia es el alto horno. Este tipo de horno
consiste en una pieza larga y estrecha, de 15 a 30 ft. de largo y 5 ft. de ancho.
Estos hornos suelen estar recubiertos ya sea de ladrillo refractario (en sus partes
superiores) o de acero (enfriado por agua); Se encuentran abiertos en su parte
superior para permitir el escape de los gases, los cuales son conducidos desde el
horno hasta un “dedal”, (que en sí, vendría siendo un FLUE con el fóndo abierto
para admitir a los gases provenientes del horno) el cual se prolonga hacia los
lados del horno para permitir la recolección en un FLUE exterior al mismo.
Es por ello que, una medida importante para evitar que el humo escape hacia la
atmósfera, es el hecho de que la parte superior del dedal está abierta para
permitir la entrada de aire, el cual es inducido desde la parte superior de la carga
hasta la parte baja del dedal.
Los hornos se alimentan por la parte superior, por una mezcla del óxido del metal
y de coque; y por la inferior (por las toberas), por una corriente de aire.
Posteriormente, el metai ya fundido es recolectado en compartimentos similares a
albercas, mientras que los gases SOz, N2, CO y COZ abandonan el horno por la
parte superior, llevándose con ellos parte de polvos finos y de vapores, los cuales
deberán ser recuperados posteriormente.
En cuanto a las impurezas en el concentrado del metal, las mismas son
absorbidas en la ganga o escoria en la parte baja del horno, la cual está
33
conectada desde la parte superior del área de recuperación del óxido del metal
(alberca). Es por ello que los flujos son alimentados en la parte superior del
horno para permitir que la ganga entre al horno y que la misma se mantenga en
estado líquido a la temperatura que prevalece en la parte inferior del mismo.
34
35
En lo que concierne a los requerimientos de energía del proceso, se sabe que la
reacción (1 ) no provee el calor suficiente para la segunda (2), por lo que es
común utilizar carbón en exceso (para que la quema del mismo proporcione el
calor requerido). Por otro lado, el azufre, suele transformarse en un óxido, gases
de SOz, los cuales abandonan el horno por la parte superior.
Posterior al calcinado, se forma un aglomerado de las partículas finas para que
las mismas permitan que los gases fluyan hacia la parte superior del horno. Se
agregan, tanto el coque como otros flujos en diferentes proporciones
(principalmente se utilizan flujos de: silicatos, fierro metálico, ganga recirculada y
carbonato de calcio), para favorecer el sinterizado, o bien, para facilitar la
reducción, a temperaturas razonables, para la separación final del metal de la
ganga.
De ahí, tanto el metal como la ganga se escurren en un compartimento, en el que
se lleva a cabo una separación, debido a una diferencia de gravedades
específicas (el plomo líquido tiene una gravedad específica de 10 mientras que la
ganga tiene una de 4). Es común que el proceso de escurrimiento sea por lotes,
aunque ya ha habido propuestas para que el mismo se realice de manera
continua.
Es así como surgen una serie de propuestas para el tratamiento de la ganga final;
entre las que se encuentran mandar este producto a una fundidora de zinc
(siempre y cuando la ganga tenga contenidos altos de zinc y el mismo pueda ser
recobrado en forma de óxido de una manera sencilla), o bien, simplemente
arrojarlo al vertedero.
En cuanto al metal de interés, el mismo es depositado en contenedores, para la
eliminación posterior de impurezas de cobre, para su final envio a las refinerías.
Por último, cabe mencionar que los gases san enfriados mediante un proceso de
disolución, radiación de FLUES o mediante la inyección a presión del agua, para
que los mismos puedan ser enviados a lugares en los que se recoleta el humo.
Por último, en relación con la efectividad del proceso, la misma está relacionada
con la máxima tasa de producción del metal y depende de la disminución en las
pérdidas de plomo en la ganga y de, a su vez. un consumo mínimo de coque.
Para ello se han tratado de trabajar los hornos con oxígeno, debido a que los
mismos ayudan a reducir el consumo de coque y también incrementan la
velocidad de fundición.
Por otro lado, se pueden mencionar algunos tipos de hornos: hornos eléctricos,
hornos en los que se substituye el proceso de calcinado por otro consistente en la
transformación de los sulfuros a otras especies (para la alimentación al horno),
hornos de combustible o de gas, hornos de reverbero, etc. (WEISS, 1985).
Blast Furnace
m
38
Para poder realizar una comparación entre los procesos se hará una somera
descripción de la lixiviación del concentrado de galena con cloruro férrico para la
obtención de cloruro de plomo y azufre. A continuación, y con el propósito de
describir el mencionado proceso de la lixiviación, se presentará la reacción
misma:
PbS + 2 FeCI3 ------ PbCI2 + 2FeCI2 + So
Aunque la conversión en esta reacción es elevada, la solubilidad del cloruro de
plomo es baja. Las condiciones en las cuales se llevaría a cabo un porcentaje de
extracción alto para el proceso (que el 99% del PbS se transforme y se solubilice)
serían trabajar a una temperatura de 100" C por aproximadamente 15 minutos.
Posteriormente, la solución lixiviante -que contiene FeCI3 en exceso más NaCI-
disuelve el PbCI2 , dejando un residuo de S y de inertes (ganga).
De ahí se efectúa una filtración, de la cual se separa el residuo de la solución
lixiviante. Dicha solución se deja enfriar para propiciar la cristalización de PbCI2,
misma que se obtiene con un alto grado de pureza. Posteriormente, la electrólisis
con la sal fundida conduce a la obtención del plomo con una pureza mayor al
99.94%.
A su vez, la solución lixiviante es regenerada (recirculada) para su uso posterior
en el proceso:
2FeCI2 + C12 ------ 2 FeCI3
Cabe mencionar que la reacción suele ser llevada a cabo con el cloro obtenido
durante la electrólisis del PbCI2. Otras impurezas metálicas como Ag, Cu, Zn y S*
se obtienen mediante el tratamiento posterior de la solución lixiviante.
39
El proceso presentaría varias ventajas si se trabajara con Fe2(S04)3, pues se
forma el PbS04 insoluble, haciendo posible la extracción de la mayor parte de las
impurezas mientras el plomo se queda como precipitado insoluble (el cual es
tratado después). Sin embargo, la velocidad de reacción se ve incrementada al
utilizar PbS con FeCI3 , además de que el producto de la lixiviación se presta para
la electrólisis.
Para tratar de optimizar el proceso se realizaron varias pruebas acerca de los
efectos que producen las variaciones de los parámetros de operación sobre el
proceso. Algunas de las propiedades analizadas fueron: tamaño de partícula,
temperatura y acidez. De estas pruebas se concluyó que la lixiviación de la
galena durante 15 minutos era benéfica.
AI incrementar la proporción de Feel3 a PbS no se observa efecto alguno en la
tasa de reacción y se tiene un efecto mínimo en la extracción del resto de los
metales. En relación con la temperatura, el calentamiento no sólo incrementa la
tasa de reacción sino que mejora las características del filtrado del residuo de la
solución lixiviante.
Por último, referente a la acidez, se encontró que al bajar el pH se incrementa la
velocidad de la reacción. Se concluyó que las condiciones óptimas obtenidas de
tales estudios son: el concentrado deberá ser tamizado al 90% - 325 mesh y
deberá ser lixiviado con la cantidad teórica de FeCI3 por un lapso de 15 min. a
100" C. (HAVER, 1976).
40
4.2 Condiciones de operación de los diferentes procesos
existentes
El primer proceso a describir consiste en el uso de una solución lixiviante de 400
g. de FeCI3 6 H20 con 2 It. de una solución saturada de NaCl y de PbCI2. Con
tales cantidades de solución se tratan aproximadamente 200 g de concentrado.
(HAVER, 1976)
Concentrado de Galena
1 Torre de Absorción
FeC13NaCI soluc. lixiviante 7 C12 fresco
G m a - .1
-c12
: - _;= .. Y
Celda eledrolitica
V Centrifuga Cristalizador
El diagrama muestra la secuencia a seguir para llevar a cabo este proceso.
Como se puede observar, el concentrado se envía al tanque de lixiviación en
donde permanecerá el tiempo adecuado para completar la extracción; de ahí es
pasado por un filtro y la solución proveniente del mismo se manda a un
cristalizador después de haberla enfriado.
El producto del cristalizador se envía a una centrífuga de la cual, la corriente
líquida se dirige hacia la torre de absorción y la otra (sólida) hacia la celda
electrolítica. De la celda se obtienen tanto el plomo metálico (producto deseado),
41
como una corriente de Clz, la cual se dirige hacia la torre de absorción para la
regenerar y recircular la solución lixiviante hacia el tanque de lixiviación:
2 FeCI2 + C12 ------ 2 Fe&
Por su parte, las cantidades de materias primas y productos obtenidos a partir de
este proceso se refieren a que los 200 g. de concentrado producen 182 g. de
PbCI2, a 100 "C en 2.5 It. de solución de FeCI3/NaCI.
Para corroborar la efectividad de estas cantidades se realizaron varias pruebas,
las cuales demostraron que dicha efectividad no decrecía con el tiempo. Además,
las mismas indicaron que el contaminante principal en la solución lixiviante era el
Zn.
En el producto no se registraron contaminantes mayores, aunque se detectó la
presencia de una capa fina de anglesita (PbS04) como producto de la oxidación.
Este contaminante fue removido de la solución puesto que acarrea problemas a la
etapa de electrólisis. Una vez terminadas todas las pruebas se ha determinado
que se podían obtener aproximadamente 1.352 g de Pb con una eficiencia de 95
% y un requerimiento de energía de aproximadamente 0.30 kW-hr/lb.
En relación con el ya mencionado consumo de energía, se puede decir que la
mayor parte del mismo es ocasionado por el calentamiento de la solución
lixiviante. Si se utilizara gas natural para llevar a cabo el calentamiento, se
necesitaría una alimentación de calor de .aproximadamente 1,825 BTU/lb de Pb,
con un costo de aproximadamente $ 0.002 dlls.
Por otro lado, a pesar de que se requieren grandes volúmenes de la solución
lixiviante (14 m3/ton de concentrado, debido a la baja solubilidad del PbCI2), el
tiempo de lixiviación es corto, por lo que los equipos tienen un tamaño razonable.
42
Para terminar la descripción de este proceso, se reportan los porcentajes en peso
de cada uno de los metales recuperados en el residuo al finalizar la operación:
METAL PORCENTAJE
Pb 99.9
89.3
c u 73.5
Zn 92.7
Sb 3.6
Cd 95.8
Estos porcentajes se obtuvieron considerando el análisis de 2 Kg de concentrado,
la lixiviación de los cuales produjo 464 g de residuos. Además, es importante
mencionar que los sólidos restantes contenían 222 g (47.8 O h ) de So.
Otro proceso registrado en la literatura (LEE Y., 1986) es el llevado a cabo
mediante el uso de agua oxigenada (H202), óxido de plomo (Pb02) y ácido
fluosílico (H2SiFs reutilizado, a 95 "C) para producir una solución de fluosilicato de
plomo (PbSiFs) y un residuo rico en So; este producto es sometido posteriormente
a electrólisis a 35°C para obtener un 99% de metal de Pb y H2SiF6. Por último, se
recurre a una extracción de S? dejando un residuo de Cu y Ag, entre otros
metales. De ahí la importancia de reportar la reacción correspondiente:
43
Después de la separación sólido-líquido se obtienen tanto el PbSiF6 como el
residuo rico en S. De ahí que se efectúe la electrólisis de la solución de PbSiF6 a
35 “C, para producir el Pb metálico y el H2SiFti:
PbSiF6 + 2H’ + 2e- ----- Pb + HzSiF6
El H2SiF6 es recirculado para la lixiviación posterior del PbS y el azufre se recobra
del residuo mediante el método de extracción de solventes.
AI igual que el proceso anterior, este se caracteriza por la eliminación tanto de
emisiones de SO2 como de Pb. Por lo cual sería ventajoso ponerlo en práctica
para obtener Pb metálico. El diagrama siguiente muestra el proceso mencionado
anteriormente:
Concentrado de Celda Galena electrolitica
Oxidante Electrolito
_ . lixiviación
Metal de Pb (99.99%]
Lixiviado (PbSiF6 + H2SiF6)
Solvente Filtrado
” - . _ . - - - . - _ . .
Residuos + ” - - . . _ _ - - - . T.. ”- -
Solvente con S S
Este diagrama incluye procesos tales como la lixiviación oxidante, la electrólisis
del Pb, el uso del carbón activado para el tratamiento de los electrolitos y la
remoción de S mediante extracción con solventes.
44
Para comenzar, se mezclan en el tanque de lixiviación el concentrado de galena,
el oxidante (Pb02), el H2SiF6 y la corriente proveniente del tanque con carbón
activado. La corriente se pasa a un filtro, mismo que separa la solución de los
sólidos (el S y los residuos) que se mandan a un tanque de extracción por
solventes, sacando así por un lado los residuos y por el otro el S (que aún incluye
solvente). Este azufre es filtrado y los solventes se recirculan al tanque de
extracción por solventes.
Por otro lado, la corriente líquida (una solución de H2SiF6 + PbSiF6) del primer
filtro se envía directamente a la celda electrolítica en la que se lleva a cabo la separación del Pb metálico. La solución electrolítica restante se trata en un
tanque con carbón activado y la solución obtenida mediante esta operación, se
envía de nuevo al tanque de lixiviación.
Por otro lado, a pesar de que no es exactamente el mismo proceso que se
considerará para fines de este proyecto, se cree importante presentar las
reacciones comunes para la lixiviación del PbS en solución ácida:
PbS + 2H' + % 02----- Pb" + Sg + H20 (A)
PbS + 8H' + 4 O2 ----- PbS04 + 4 Hz0 (B)
PbS + 2H' ----- Pb2' + H2S
La reacción A muestra que la lixiviación oxidativa del PbS dará como productos el
Pb en forma de sal y azufre elemental, mientras que la reacción B sugiere que el
PbS04 se formará siempre y cuando el potencial redox de la solución sea muy
alto. AI contrario de la anterior, la reacción C, indica que el H2S será resultado de
la lixiviación siempre y cuando el potencial sea muy bajo.
45
4.3 Posibilidades de innovación y/o modificación de los procesos
ya existentes
En este apartado se busca mencionar las diferencias entre los procesos ya
existentes y el proceso elegido para el desarrollo del proyecto. En relación con el
primer proceso (HAVER, 1976), el mismo difiere en que después del primer filtro
(que existe en ambos procesos); en el proceso propuesto, el mismo está seguido
de una cementación (precipitando Ag y Cu), y posteriormente se recurre a la
cristalización; mientras que en el otro, se procede directamente a la cristalización.
En cuanto a la celda electrolítica, en el proceso elegido no se utiliza debido a que
se obtiene directamente como producto final el PbCI2,
Otra de las diferencias radica en que la torre de absorción se ha substituido (en el
proceso propuesto) por la etapa de regeneración, en la que se requieren mayores
cantidades de C12 para obtener la nueva solución lixiviante a recircular.
En relación con el proceso que utiliza el H2SiFs (DUTRIZAC, 1984), uno de los
problemas ocasionados por el mismo, reside en que las reacciones involucradas
no llegan a su totalidad, provocando bajas conversiones de los productos
deseados. Una de las soluciones para dicho problema sería elevar la presión,
aunque esto implicaría un incremento en los costos del proceso. Además, una de
las reacciones produce un gas tóxico, H2S, lo cual provoca un alto riesgo en su
manejo.
En cuanto a las etapas de ambos procesos, se observan varias diferencias,
siendo una de las más notables el uso de carbón activado para el tratamiento de
los electrolitos (DUTRIZAC, 1984), a diferencia del proceso propuesto en el que
no se requiere esta etapa puesto que no se utiliza la celda electrolítica. Por otro
lado, se hace uso de solventes en la extracción para la remoción de S.
46
Por último, es de suma importancia señalar que la mayor innovación del proceso
elegido consiste en el uso de la lixiviación selectiva en lugar de la fundición. Lo
anterior se propuso debido a que se buscaba encontrar un proceso mediante el
cual se eliminara la generación de gases tóxicos y el alto costo que el tratamiento
de los mismos representa. Asimismo, se buscó una opción en la que los
requerimientos energéticos fueran más bajos, teniendo en cuenta las
temperaturas tan altas requeridas por los hornos para llevar a cabo la fundición.
4.4. Selección de un proceso o desarrollo de nuevos esquemas de
procesamiento
A continuación se procederá a comentar el proceso propuesto para la obtención
de Pb a partir de la lixiviación de concentrado de galena. Para comenzar la
descripción del proceso: es importante señalar el tratamiento previo para obtener
el concentrado de galena a utilizar en la lixiviación selectiva.
El mineral extraído de las minas es triturado, pasado por una etapa de molienda,
luego es sometido a flotación y por último, en caso de así requerirlo, suele ser
espesado, filtrado y secado. Partiendo del mineral (que contiene PbS, ZnS, Cu2S,
FeS, CuFeS, Ag2S, cuarzo, ganga), el mismo es transportado a la planta de
flotación en la cual se realiza un proceso de lavado en tanques que contienen una
“solución jabonosa“ preparada a base de colectores que rodean a la galena y
otros sulfuros, atrapando la misma, causando así que la misma flote con burbujas
de aire y termine en forma de espuma. Cuando se l e extraen los minerales de la
espuma se obtiene un concentrado que se denomina “bulk”. Posteriormente, se
somete el bulk a una nueva flotación con reactivos que selectivamente flotan la
galena, obteniendo como producto el concentrado “primario”. (FRISCO, 1996).
47
En cuanto a los problemas referidos en los procesos antes mencionados, es
importante señalar que, en algunos casos por intercrecimiento mineralógico, el
PbS y el ZnS no se pueden separar en la flotación, lo cual acarrea fuertes costos
debidos a los "castigos" del proceso de fundición.
Una vez obtenido el concentrado de galena, se procede a introducir el mismo al
tanque de lixiviación selectiva. Es importante mencionar que esta etapa está
relacionada con las anteriores, puesto que tanto la trituración como la molienda
de los sólidos acelera la acción de lixiviación al permitir un mayor acceso al
disolvente a las porciones solubles.
Además, cuando la substancia soluble se encuentra distribuida más o menos
uniformemente en el sólido, la lixiviación suele proporcionar canales para el paso
del disolvente fresco, para dar lugar a las siguientes reacciones características de
la lixiviación:
Después, se procede a separar el producto de dicha lixiviación, un lechado
sólido-líquido, por cualquiera de los procesos de separación existentes. En este
caso se recomienda usar filtrado a temperaturas mayores a los 8OoC, para
mantener alta la solubilidad de plomo en la solución. Los productos de la
operación fueron una corriente sólida (la cual se desecha o se continúa
48
procesando para recuperar otros metales) y una líquida, la cual es sometida a una
cementación con plomo metálico con el fin de separar los siguientes metales: Ag
y cu.
Se filtra el producto obtenido, a las mismas condiciones especificadas para el
filtrado anterior. Asimismo, se obtendrán dos corrientes, de las que se mandará a
purificación la sólida y la líquida será enfriada para poder llevar a cabo la
cristalización.
Se recomienda dicha operación a una temperatura de 25"C, para favorecer la
formación de la mayor cantidad de cristales de buen tamaño y de características
óptimas. Después, se envia la mezcla a otra filtración para separar los cristales
de cloruro de plomo contenidos en la misma.
Es entonces cuando se utiliza una etapa de regeneración de la solución, para su
uso posterior recirculación al tanque de lixiviación. Esta consiste en una
oxidación del ión ferroso a férrico por la reacción de cloro. AI igual que en la
cristalización, se recomienda realizar la regeneración a 25°C dado que la
absorción de C12 se favorece a bajas temperaturas.
Posteriormente, se procede a calentar hasta 80°C la solución regenerada
mediante la introducción directa de vapor sobrecalentado, alimentado a la misma
corriente. Es entonces cuando la solución obtenida se hace recircular hacia el
tanque de lixiviación. En dicho trayecto se reponen los reactivos consumidos 6
salidos del sistema, NaCl y FeCI3. (FRISCO, 1996).
49
4.5 Reacciones y diagrama del proceso
A continuación se hace referencia a las reacciones involucradas en el proceso:
reacciones de lixiviación. cementación, electrólisis y regeneración.
0 Lixiviación
PbS + 2 FeC13 ___3
ZnS + 2 FeCI3 - Ag2S + 2 FeCI3 - cu2s + 2 FeCI3 ______)
PbC12
ZnCI2
2AgCI
2CuCI
0 Cementación
Pb + 2 AgCl ”-+ 2 A g
Pb + 2 CUCI - 2 cu
2 FeCI2
2 Feci2
2 Feci2
2 FeCI2
+ PbC12
+ PbC12
+
+
+
+
SO
SO
SO
So
Electrólisis
PbC12 Pb + CIZ
50
0 Regeneración
FeClz + 112c12 - Fe&
Además se presenta el diagrama de flujo, indicando cada una de las operaciones
unitarias requeridas para lograr obtener el plomo a partir de la galena, así como
las corrientes involucradas. Es por ello que se hace una pequeña descripción de
las composiciones de cada una de dichas corrientes.
Para comenzar, se menciona que en la corriente 1 se alimenta el producto de las
flotaciones, es decir que se trabaja con el concentrado de galena. Una vez que el
mismo ha sido lixiviado, la corriente 2 se pasa a un filtro, en el que se separan las
fases líquido y sólido.
La solución proveniente de dicho filtrado (corriente 3) es sometida a una etapa de
cementación con plomo metálico (corriente 5) con el fin de separar la plata (Ag) y
el cobre (Cu). Después de la cementación, se vuelve a filtrar (corriente 6)
recuperando de nuevo la parte sólida (corriente 8) y enfriando la líquida para el
siguiente proceso (corriente 9).
Para continuar se realiza una cristalización, la cual se ve favorecida al emplear
temperaturas de aproximadamente 25" C. Después de haber obtenido los
cristales deseados (corriente 1 O), se procede a un nuevo filtrado (corriente 12) al
cual se le añade C12 (corriente 13) para favorecer la regeneración de la solución
lixiviante (al igual que en los otros filtrados, el sólido es cosechado en la corriente
11).
51
La solución regenerada es enviada al tanque de lixiviación para tratamientos
subsecuentes. El producto de esta etapa (corriente 15) es calentado hasta 80" C
por intercambio de calor. De ahí que la solución lixiviante sea recirculada
(corriente 16), mencionando que deberá agregarse al mismo una cantidad
necesaria de H20(corriente 14) ,FeCI3 (corriente 17) y de NaCl (corriente 19)
previo a la llegada de la solución al tanque de lixiviación (corriente 20).
80 o c CEMENTACI~N CRlSTALlZAClON
I
A pesar de que en el diagrama no se contempla la electrólisis que se realizará en
la parte experimental, se hace mención de la gran utilidad del cloruro de plomo
(PbCI2) para la obtención del Pb en su forma metálica a partir del producto de la
lixiviación.
Es importante remarcar el hecho de que lo que se pretende mediante el desarrollo
de este proceso es comparar dos procesos; uno, ya existente, la fundición, y e1
52
otro, el proceso propuesto para la obtención del plomo a partir de la lixiviación del
concentrado de galena. Así, mediante el proceso de fundición se extraen varios
tipos de metales (tanto preciosos como no preciosos) a partir del mineral
proveniente de las minas.
Lo anterior se apoya en que, tradicionalmente, el plomo se obtiene de la fusión
del mineral galena en un alto horno a temperaturas sumamente elevadas
(aproximadamente de 1300 "C). Sin embargo, ese proceso es potencialmente
contaminante debido a la producción de grandes cantidades de SO2, lo que obliga
a la construcción de una planta de ácido sulfúrico para la transformación de este
gas tóxico en H2S04.
De ahí que, desde hace aproximadamente veinte años, se han realizado
investigaciones de una ruta hidrometalúrgica (alternativa) para la recuperación de
plomo. Dicha ruta consiste en la lixiviación del concentrado de galena con
soluciones acuosas de cloruro férrico y cloruro de sodio; la cristalización de
cloruro de plomo y la electrólisis de esta sal para producir el metal puro.
Cabe mencionar que las ventajas del proceso residen tanto en la reducción de
emisiones de plomo hacia la atmósfera (altamente tóxico), como en la eliminación
de la generación del SO2 . Esto se debe a que en presencia de FeCI3, el PbS
reacciona para formar azufre elemental (So) y no ocurre el desprendimiento de
gases como el SOz.
53
4.6 Fuentes de materias primas y su calidad
La principal fuente de obtención de materias primas es la mina que se encuentra
en la población en la cual se desea establecer la planta piloto, (junto a la planta
de Real de Angeles, Zacatecas). Es importante comentar que los principales
productos extraídos de esta mina son: plomo, plata, zinc y cadmio.
En relación con la calidad de la materia prima, la misma es tratada mediante una
serie de procesos preliminares para poder utilizarla en el proceso de interés en la
forma deseada, “primario”.
El primero es la trituración; posteriormente, se manda a un proceso de molienda
para facilitar la posterior flotación. De ahí que, dependiendo del número de
flotaciones, se obtengan:
la materia bulk (1 flotación),
el primario (2 flotaciones) y
el secundario (3 flotaciones).
Por último, se envía a los procesos de espesamiento, filtrado y secado (se
muestra un diagrama con los procesos mencionados). Se reportan las
composiciones de los metales en los concentrados, bulk, el primario y secundario:
METAL BULK PRIMARIO SECUNDARIO
Pb 12% 28% 63.5%
54
Zn
c u
Ag
2.7%
0.5%
500 ppM
2%
0.2%
700 ppM
2.5%
TRATAMIENTOS PRELIMINARES A LA LIXIVIACI~N
MOLIENDA - - i ESPESAMIENT - m
'URACIÓN 1
'O, FILTRADO Y SECADO
43 7 FLOTACI~N
AGLOMERACION
En cuanto a las características de la materia prima, sulfuro de plomo (PbS),
comúnmente conocido como galena, es de forma cúbica hexaquisoctaédrica. La
estructura se asemeja a la del cloruro de sodio: cada átomo de Pb está
circundado por seis átomos de S en coordinación octaédrica y viceversa.
Por lo general se presenta en cristales cúbicos y octaédricos, a veces de
discretas dimensiones, o bien en masas compactas o granulares, de peso
55
específico igual a 7.5 y de dureza igual a 2.5. En cuanto a su color, el mismo
tiende a ser gris plomo con brillo metálico. Lo anterior se debe a que la galena
contiene cantidades no desdeñables de plata, por lo que constituye mena de
dicho material (galena argentífera).
En referencia con su comportamiento en presencia de otros minerales, la misma
suele alterarse con facilidad en presencia de minerales secundarios como la
cerusita y la anglesita, que la acompañan casi constantemente en sus depósitos.
Por otro lado, es un típico producto de deposición de soluciones hidrotermales.
Por lo general se encuentra en vetas, en varios tipos de rocas, en especial
sedimentarias como las calizas. (Galena, 1980).
Además del concentrado de galena se requiere de reactivos tales como: FeCI3 y
NaCI. En cuanto al cloro (elz), adicionado en exceso, obtenido de tales cloruros
será utilizado para regenerar FeCI3 para su rec;rculación como solución lixiviante
(FeCI3-NaCI). Por lo regular estos reactivos se consiguen en droguerías, tales
como la Droguería Cosmopolita, Merck de México, Reactivos Químicos Monterrey,
Bayer, etc. La calidad de cada uno de los mismos será reportada mediante la
siguiente tabla de características de pureza y contenido de otras substancias:
CARACTERíSTICA FeC& 6H20
PM 270.30 g/mol
NaCl
58.43 g/mol
Pureza
PH
99.28 %
2.18
99.5 %
5 - 8
56
En relación con los costos de los reactivos, se consultó a la Droguería
Cosmopolita. Los resultados fueron los siguientes:
REACTIVO PUREZA PRECIO (+ IVA)
FeCI3. 6Hz0 Industrial $ 0.187 Dls / Kg
NaCl Grado puro $ 0.05 D M Kg
Cabe mencionar que, en avances posteriores, se requerirá tener el precio de los reactivos por tonelada y no por kilogramo. Dicho factor se ha considerado y se
incluirá en el trabajo posteriormente.
4.7 Productos y subproductos
Los productos obtenidos en este proceso son los siguientes: cloruro de plomo
(PbCI2), el cual será separado por medio de una electrólisis para poder obtener
plomo puro (una parte del mismo es recirculado para el proceso de cementación).
Con respecto a posibilidades de innovación, en cuanto a estos productos se
refiere, se podría recomendar vender directamente el PbCI2 al mercado.
Por otro lado, los subproductos obtenidos son: plata, plomo, cobre y zinc (aunque
este último es considerado como contaminante) provenientes de la cementación
(cabe mencionar que una opción para su separación es la fundición). Asimismo,
como residuos de desecho se obtienen ganga y azufre elemental (por lo regular
suele ser almacenado o inclusive devuelto a la mina) provenientes de! filtrado.
4.8 Contaminantes en los desechos y en los productos
El principal contaminante en los productos y en el circuito es el Zn. La cantidad
del mismo, es determinada por el tiempo de lixiviación puesto que, aunque
57
tiempos cortos de
considerar tiempos
lavado.
lixiviación reducen la
de contacto menores
extracción de zinc! no es práctico
a 30 minutos debido a la etapa de
Por lo general estas impurezas suelen ser tratadas mediante extracción por
solventes, siendo el extractante elegido el DEHPA, a pesar de que el mismo es
poco selectivo en presencia de un exceso de ión férrico.
Por otro lado, en el proceso, otro de los contaminantes
más importantes es el FeC13 cuando hay una purga El
mismo es causante de serios problemas ambientales
según lo especificado por las instituciones ecológicas.
El procedimiento más utilizado para la neutralización del
mismo (según las normas), consiste en la titulación con
sosa, aunque en realidad es más económico neutralizarlo
saturándolo con cal, para precipitar óxido de fierro.
58
5. Experimentación
5.1. Marco conceptual
Como parte de todo proyecto se debe realizar una etapa de evaluación del mismo
en la cual debe incluirse un apartado para . la experimentación a escala
laboratorio. Esta etapa es de gran importancia ya que revela una serie de
parámetros (propiedades físicas, la determinación de la cinética de la reacción,
datos de equilibrio y posibles condiciones de operación, entre otros) a ser
considerados, si se desea llevar el estudio a planta piloto antes de comenzar a
pensar en construir la planta industrial.
En el caso del proyecto de lixiviación de galena con cloruro férrico para la
obtención de plomo, se pretende obtener una serie de datos que son necesarios
en la siguiente fase, el diseño de la planta. En esta etapa se tomarán los datos
aquí recopilados para poder caracterizar los equipos a emplear, es decir, se
usaran los resultados experimentales para dar mayor credibilidad a la ingeniería
de detalle.
Asimismo, las condiciones de operación determinadas durante la experimentación
servirán para implementar las variables de operación óptimas en el proceso real.
Además se podrá simular la planta, por medio de lay-out (planeación del acomodo
de todas las áreas de importancia dentro de la planta), facilitando, a la vez, la
determinación previa de los requerimientos de- energía y servicios externos
necesarios.
Por último, cabe mencionar que es por todo lo anteriormente mencionado que no
se puede prescindir de un análisis detallado de los resultados de la
experimentación.
59
5.2. Calendario de la experimentación
En relación al esquema de trabajo, la siguiente planeación es aproximada de
acuerdo con el plan trimestral, contemplando la duración del mismo en 12
semanas:
SEMANA
1
2
3
4 Y 5
a
9 a 1 2
Aprendizaje del manejo del espectrómetrc
de absorción atómica
Fusiones y caracterización de la muestra de
concentrado
1 O Lixiviación
Optimización de la Lixiviación
Cementación
Optimización de la cementación
Cabe señalar que debido a algunas dificultades en la experimentación, fue
imposible completar el esquema de trabajo planteado en un inicio. Es por ello
que se mencionan las actividades pendientes por realizar:
0 Electrólisis
60
O Escalamiento a planta piloto
A continuación, se procede a presentar los objetivos de cada una de las fases de
Oexperimentación propuestas con el fin de esclarecer su utilidad dentro del
desarrollo del proyecto.
1. Espectrometría de absorción atómica
Este es un método que consiste en el análisis de soluciones muy diluidas
mediante el uso de una solución de referencia, la cual es esparcida a una flama
compuesta de acetileno-aire o de acetileno-óxido nitroso, que en ese instante,
provoca que se liberen los átomos y que los mismos sean excitados. Es entonces
cuando esa energía se registra y se pueden analizar los rangos de absorbancia
contra los de concentración para poder cuantificar las cantidades de cada metal
presente en la solución estudiada.
2. Fusión
Este método se utiliza con el fin de preparar soluciones diluidas a partir del
concentrado de galena (PbS). Se funden los sólidos con la finalidad de poder
conocer las composiciones de los metales presentes en el concentrado mineral y
con ello poder predecir la cantidad de los mismos en las corrientes del proceso.
También se puede conocer la cantidad de las impurezas que estarán presentes
en cada una de las corrientes así como en la solución lixiviante.
Una vez elaboradas las soluciones antes mencionadas, se procede a realizar un
análisis de las mismas mediante los espectros de absorción atómica previamente
descrita. Esta operación consiste en tomar muestras del sólido en crisoles, los
61
cuales serán sometidos a fusión en hornos, obteniendo así un líquido del cual se
podrá preparar la solución requerida.
3. Lixiviación
En esta etapa es de gran importancia optimizar las conversiones de las
reacciones anteriormente señaladas, haciendo énfasis en las reacciones del Pb y
del Zn ya que una de estas corresponde al producto de interés y la otra al
contaminante principal del proceso.
Para llevar a cabo las diferentes pruebas se propone realizar la lixiviación a
temperatura constante en un baño maría utilizando agua; aunque esto presenta
una limitación considerable ya que no se alcanzan temperaturas mayores a 85" C.
debido a la presión atmosférica del D.F. (apróx. 585 mm Hg.).
4. Optimización de la lixiviación
Uno de los objetivos de la optimización de la lixiviación es minimizar la presencia
de impurezas en la solución lixiviante (misma que es regenerada durante el
proceso para disminuir el consumo de algunos de los reactivos). Es por ello que
se busca instrumentar nuevos métodos para la remoción de dichas impurezas de
cobre, sulfato, magnesio, calcio y de zinc en la solución lixiviante.
5Cementación
La etapa de cementación, dentro del proceso global, se refiere a un método
mediante el cual al introducir Pb metalico en excesc en la corriente 5 se hace que
62
se precipiten cantidades estequiométricas de Cu y Ag con base en las reacciones
anteriormente mencionadas. Es por ello que en esta etapa se recupera una parte
de las impurezas metálicas existentes en la solución.
A nivel experimental, esta operación no presenta un resultado satisfactorio , ya
que las cantidades de materia prima que se utilizan son relativamente pequeñas
(al considerar un litro de solución lixiviante), por lo cual se tienen cantidades
insignificantes del resto de los metales. No obstante eso, se puede monitorear la
cementación desde los cambios en las concentraciones de estos metales en la
solución. Esto es relevante en el análisis a nivel planta piloto , ya que a esa
escala se recuperan cantidades considerables de los metales antes mencionados.
6. Electrólisis
Esta separación se realiza por medio de celdas electrolíticas en las que se
deposita el compuesto fraccionado y se lleva a cabo una separación por afinidad
en los electrodos (catodo ó anodo ).
Debido a que en la corriente 11 se obtiene PbC12 , se hace uso de la electrólisis
separando el Pb y el Clz. Este último se utilizará para regenerar la solución
lixiviante a ser recirculada (corriente 13), transformando el cloruro de ferroso a
férrico.
Cabe mencionar que en esta parte del proceso, que no había sido contemplada,
anteriormente en el presente proyecto, se requiere un análisis previo del material
a emplear así como de los electrodos y los electrolitos resultantes.
63
7. Escalamiento a planta piloto
En la mayoría de los casos es de gran utilidad poder experimentar en condiciones
similares a las provistas para el diseño de la planta, es por ello que se
recomienda escalar todos los experimentos realizados a nivel laboratorio a una
planta piloto, la cual -si no es del todo igual que la planta industrial estudiada-,
genera resultados más certeros que los obtenidos en el laboratorio.
Sin embargo, este tipo de escalamientos requieren de una gran inversión de
capital, puesto que debe invertirse en una serie de equipos casi tan costosos
como los de la planta a diseñar. Es por ello que muchos de los proyectos carecen
de este tipo de referencias.
En el caso particular del proyecto de lixiviación de galena con cloruro férrico para
la obtención de plomo, se ha contado con la valiosa colaboración del grupo
minero CARSO, en específico de la industria FRISCO, ya que esta empresa
actualmente recurre al método convencional de fundición para la obtención de
plomo a partir de concentrados de galena y tiene así gran interés en probar el
proceso hidrometalúrgico.
Lo anterior se basa en que se emplearán métodos alternativos que sobretodo no
requieren de tantos cuidados relacionados con las reglas de seguridad ambiental
debido a las emisiones tóxicas generadas, como se observa en la fundición
convencional.
64
5.3. Técnicas analíticas empleadas
O Espectrometría de absorción atómica
La técnica de absorción atómica, utilizada para el análisis de los metales en el
proceso, se fundamenta en tres principios básicos:
0 Todos los átomos pueden absorber luz
0 La longitud de onda absorbida por un elemento químico en particular es
específica y conocida para cada uno
0 La cantidad de luz absorbida es proporcional a la concentración de
átomos absorbidos
Por otro lado, la relación entre la luz absorbida y la concentración del compuesto
analizado esta definida por la ley de Beer-Lambert por medio de la siguiente
ecuación:
lo = It exp(abc)
donde : lo, It
C
b
es la radiación incidente y transmitida respectivamente
es la concentración de los átomos que se absorben
es una constante de la longitud de absorción
65
a es coeficiente de absorción (absorbancia).
En relación con el equipo empleado para el análisis del contenido de metales en
varias etapas del proceso, se hizo uso del espectrómetro Varian SpectrAA 20,
cuyo funcionamiento se basa en la ley antes mencionada.
La determinación de la absorbancia y la constante se lleva a cabo mediante el
empleo de estándares, los cuales son soluciones de concentración conocida. Los
estándares se eligen de tal forma que las composiciones buscadas estén
contenidas dentro del rango elegido lineal, ya que el factor exponencial produce
un error muy grande en la lectura de una concentración fuera de dicho rango.
El procedimiento desarrollado es el siguiente:
La muestra sólida se funde y se disuelve en ácido nítrico al 5 % y se afora hasta
obtener una solución homogénea y libre de elementos sólidos que podría
modificar la lectura. Es así como tal muestra recibe el nombre de solución
problema. A la vez, el solvente empleado es agua desionizada o HNOS al 5 %,
misma que en la dilución anterior es considerada como el "blanco" y este mismo
se emplea para preparar las soluciones estándar que se usan en la calibración
del aparato.
Es por ello que tanto los estándares como el blanco son atomizados en el
espectrómetro para poder medir la respuesta de los mismos. Con tales
respuestas se obtiene un gráfico (absorción vs. concentración) de los estándares,
que se utiliza para interpolar la respuesta (absorción) de la muestra problema. Es así como, finalmente, la solución problema se atomiza y se lee la respuesta que,
referida a la gráfica anterior, arrojará la concentración de la solución analizada.
66
5.4. Procedimientos experimentales
O Lixiviación
Durante el tiempo de reacción se toman muestras de la solución con el fin de
determinar la rapidez de la reacción. Posteriormente, se analizan tales muestras
de la forma antes descrita y se determina la cantidad de metales lixiviados.
Asimismo, se analizan los residuos para determinar el porcentaje de metal
extraído.
0 Filtración
Se efectúa un filtrado del residuo proveniente de la lixiviación. Estos sólidos son
removidos del proceso, dejando únicamente la solución lixiviada rica.
0 Precipitación
Aquí se precipitan los metales cobre y plata por medio de una cementación la
cual es una precipitación oxidativa con plomo en polvo.
67
0 Filtrado
Se filtran en esta parte el sólido obtenido debido a la cementación, el cual
contiene los metales antes mencionados.
0 Enfriamiento
Se enfría la solución lixiviada a medio ambiente para precipitar el plomo en forma
de cloruro y se filtran los cristales formados.
3.5. Objetivos alcanzados durante las semanas
Durante la primera y la segunda semana se procedió con la preparación de
soluciones muestra con el fin de practicar el manejo del AA. Para ello se
utilizaron dos métodos diferentes para el análisis de las composiciones de los
elementos principales presentes en el proceso, Pb, Cu, Fe, Zn, y Ag. Las dos
técnicas empleadas para la preparación de tales soluciones, fueron las
siguientes:
0 Preparación de soluciones a partir de soluciones patrón de cada uno de
los elementos antes mencionados
0 Preparación de soluciones a partir de fusión del concentrado de galena
A continuación se describe la metodología empleada para cada una de las
anteriores. En el caso de la fusión, se utilizó 1 gr. de muestra de concentrado de
galena y se le adicionaron 1.4 gr. de metaborato de litio (agente fundente que es
indispensable para llevar a cabo la fusión con mayor eficiencia). Se mezclaron
68
ambos y se introdujeron al horno en un crisol de grafito (material hidrofóbico) a
una temperatura de aproximadamente 980° C, durante veinte minutos.
Una vez transcurrido el tiempo, se vertió el producto de la fusión en 50 ml. de
ácido nítrico (5 % en volumen) con el fin de disolver el botón de vidrio que se
obtuvo de la fusión.
Posteriormente se procedió a agitar la solución durante 15 minutos y a su término
se realizaron lavados del vaso de precipitados con agua destilada, posterior a Io
cual la solución fue aforada en otro matraz a 100 ml.
La solución antes obtenida constaba de 1000 partes por millón (ppm) de todos los
sólidos en la muestra original. Por otro lado, para evitar que se presentaran
interferencias en la AA debidas a la presencia del metaborato de litio, se procedió
a preparar una fusión de 1.4 g de metaborato a la misma temperatura pero sin
sólido, para servir de blanco. AI igual se realizó una dilución en ácido nítrico y se
aforó a 1 O 0 ml. AI realizar la AA se restó el efecto del metaborato presente en la
solución del concentrado de galena con la solución de metaborato puro.
En cuanto a las soluciones preparadas a partir de las soluciones patrón, las
mismas fueron elaboradas teniendo en cuenta el número de ppm que se
requerían dentro del rango de la AA para cada uno de los elementos a analizar.
De esa manera se prepararon tres soluciones patrón distintas para cada elemento
presente en el proceso: Pb, Cu, Fe, Zn y Ag. En relación con la AA, la misma
debe ser realizada para una cierta longitud de onda característica de cada
elemento. Para fines del proyecto se reportan las longitudes de onda y los rangos
en los que se trabaja para cada una de las anteriores:
69
Longitudes de onda
Elemento
cu
cu
Fe
Pb
L.0 (nm) Rango (ug
/mi)
328.1 O d e l a 5
324.7 I d e 2 a 8 1 327.4 Ide6 a 24 I
392 de 800 a
3200
261.4 de 200 a
800
Por otro lado, pasando a la tercer semana (y durante la cuarta y quinta), se
comenzó a realizar la lixiviación. Para iniciar dicho proceso se montó el equipo
mostrado a continuación, el cual consiste en un reactor de 1 It. (y su respectiva
brida) con cuatro orificios (uno para tapon con termómetro, otro para agitación con
flecha,' el tercero para el condensador y el último para poder verter tanto el
concentrado de galena como la solución lixiviante y tomar muestras durante el
70
Taladro
Flecha
Una vez instalado el equipo anterior, se comenzó a calentar el baño maría con la
finalidad de que el sistema (reactor y solución) alcanzara una temperatura de 80°
C. Una vez alcanzada tal temperatura, se procede a colocar dentro del reactor
100 g. del concentrado de galena en la solución lixiviante (consistente en una
solución 1 M de FeCI3 y NaCI), de la cual previamente se ha tomado una muestra
de 1 ml, para analizarla posteriormente en el AA. En ese momento se comienza a
tomar el tiempo, considerando que se deberán de tomar muestras de 1 ml. de
lixiviado cada 10 min. hasta que haya transcurrido media hora.
Es importante señalar que las muestras anteriores deben de ser tomadas
procurando que todo el material de vidrio esté previamente calentado, es decir,
que tanto las pipetas como los matraces a utilizar, estén a la temperatura del
71
baño ya que de otra forma se comenzaría a precipitar la solución antes de haber
diluido las muestras.
Una vez transcurridos los treinta minutos de la lixiviación, se procede a filtrar el
lixiviado, procurando mantener tanto el reactor, el embudo como el matraz
kitazato calientes para evitar lo anteriormente descrito. Una vez filtrado todo el
lixiviado, se procede a lavar el reactor con un litro de solución salina saturada,
apartando estos lavados de la solución Jixiviante anteriormente obtenido en el
filtrado.
AI igual, se procede a tomar muestras de estos filtrados previos a la cristalización.
Es importante mencionar que los productos provenientes del primer filtrado son
ganga en estado sólido y una solución lixiviante rica en metales.
AI enfriar la solución la solución lixiviante rica y la solución de lavado se cristaliza
PbC12. Posteriormente se procedió a su filtración con la finalidad de recuperar los
cristales de cloruro de plomo (PbCI2) formados. Por último, se analizaron cada
una de las soluciones obtenidas a partir de la lixiviación por medio de absorción
atómica, para encontrar la composición de cada elemento en las soluciones
provenientes de distintos tiempos de lixiviación y etapas del proceso. De esa
manera, se compara como varía la composición de acuerdo al tiempo de
lixiviación y la recuperación del PbCI2.
Durante las semanas consecuentes (seis y siete) se tuvieron algunos conflictos
con el material disponible para realizar las fusiones - crisoles- así como con el
gas para las A A . Fue por ello que el calendario de actividades se vio afectado,
teniendo que ajustar el desfase ocasionado.
72
La octava semana se procedió a analizar las muestras obtenidas a partir de la
lixiviación, obteniendo así resultados de gran utilidad para la siguiente etapa del
proceso, la cementación.
En relación con esta etapa (semana nueve), durante la misma se busca cementar
la mayor cantidad posible de cobre y de plata mediante la adición de plomo en
exceso a la solución proveniente de la lixiviación. Para cuantificar resultados se
realizaron una serie de pruebas variando los tratamientos realizados al plomo en
el polvo cementante. Dichos tratamientos consistieron en lavar con distintos
ácidos el plomo necesario para la cementación del Cu y la Ag. Los ácidos
empleados para los lavados fueron: ácido clorhídrico (HCI), ácido sulfúrico
(H2S04) y ácido nítrico (HN03).
Además cabe mencionar que se realizaron varias pruebas con cada uno de los
ácidos antes mencionados, en las que variaba solamente la cantidad de plomo
adicionada. De ahí que se hayan elaborado nueve pruebas distintas, partiendo
de una cantidad de solución lixiviante similar. Se generaron tres pruebas por
cada uno de los tres ácidos utilizados en el lavado. A cada una de las anteriores,
se le agregaron 0.03 g, 06 g y 0.09 g de plomo respectivamente.
Dichas pruebas fueron sometidas a un periodo de 30 minutos en un baño con
agitación, a una temperatura aproximada de 75 O C. Cada 10 minutos, se tomó
una muestra de 2 ml. de cada matraz y se diluyó hasta aforar un matraz de 25 ml.
AI finalizar los 30 minutos se analizaron las muestras mediante AA (semana diez),
con la finalidad de conocer la composición de Cu y Ag en la solución después de
haberse llevado a cabo la cementación.
Posterior a las determinaciones por AA se realizó una segunda medición pero
ahora utilizando una técnica diferente para tratar de minimizar la interferencia
presente en las pruebas anteriores (semana once). De ahí que se hayan
73
efectuado determinaciones en el AA mediante la técnica de adiciones. Dicha
técnica consiste en tomar un pequeño volumen de las soluciones a analizar y
agregarles cantidades diferentes a cada una de estas de solución estándar.
Para los fines deseados, se tomaron 4 muestras idénticas de 5 ml. de cada una.
Y a cada una de las tres muestras se le añadieron, 1 ml., 2 ml. y 3ml. de 20 ppm.
De Cu respectivamente y la última muestra se dejó sin agregar solución estándar.
Se realizaron nuevas lecturas, para determinar las composiciones de reales de
cobre .
Posteriormente, para el siguiente experimento de cementación se propuso
preparar una solución lixiviante rica modelo para no tener que repetir todo el
proceso de lixiviación para la obtención de la misma (semana doce). Lo anterior
se realizó tomando en cuenta el contenido de cada uno de los elementos
presentes en tal solución, como resultado de los datos provenientes de las AA efectuadas a las pruebas de la lixiviación.
Una de las posibles causas de tal interferencia es el hecho de que al llevarse a
cabo reacciones de oxido-reducción durante la cementación, en lugar de que el
cobre sea cementado, es el Fe3' presente en la solución lixiviante el que se
reduce a Fe2' impidiendo la cementación antes mencionada. Para disminuir el
efecto anterior, se efectuó otro experimento, el cual a diferencia del anterior,
consistió en elaborar siete muestras de 100 ml. de solución lixiviante
añadiéndoles cantidades estequiométricas de cloruro ferroso (FeCI2) y de Pb en
diferentes cantidades. Cabe mencionar que a partir de los resultados mas
acertados, se eligió utilizar el tratamiento de Pb con HCI.
Por otro lado para la A A , en lugar de preparar las adiciones correspondientes se
tomaron las lecturas directamente para corroborar la efectividad de las
modificaciones efectuadas. Lo anterior se efectuj para el análisis de Cu:
74
tomando en cuenta que en la cementación anterior este elemento fue el que
presentó mayor interferencia. De ahí que la combinación dela serie de soluciones
en las que se variaba tanto el Pb como el FeCI2 dio como resultado un total de 63
muestras a analizar.
Durante la semana doce se procedió a analizar la composición de la ganga
proveniente de la lixiviación. Para poder realizar tal análisis se hizo uso del
método de fusión anteriormente descrito.
Por último, cabe señalar que a excepción del plomo, que forzosamente requiere
de una fusión para conocer la composición del mismo en los residuos, en el caso
del resto de los metales presentes se puede emplear un método alternativo de
digestión con ácido nítrico.
75
6. Resultados y discusión
6.1. Absorción atómica
Así mismo, los resultados de la lixiviación presentaron problemas en cuanto a que
las lecturas variaban en algunas ocasiones, lo cual fue atribuido a la falta de
limpieza interior del espectrómetro, lo cual se traduce en las interferencias
mencionadas. Para corregir dichas fluctuaciones, se hizo pasar ácido nítrico (5 %
volumen) antes de continuar con las lecturas, para que de esa manera se
eliminaran las posibles impurezas presentes. Fue así como, una vez realizado lo anterior, se obtuvieron lecturas mas consistentes.
En el caso de las soluciones de plomo provenientes de la lixiviación, las mismas
fueron acertadas considerando el hecho de que se esperaba un incremento en la
concentración de plomo conforme el tiempo de lixiviación avanzaba, efecto que se
reflejó en las lecturas.
En relación con el análisis efectuado para las soluciones del cobre, el mismo
presentó un comportamiento de incremento lineal tal y como se tenia previsto. De
ahí que los resultados obtenidos, después de la corrección anterior, hayan sido
satisfactorios al compararlos con el comportamiento esperado (es decir, que la
concentración es directamente proporcional al tiempo de lixiviación).
Cementación
Pasando a los datos resultantes del proceso de cementación, los mismos
requirieron del análisis mediante el método de Adición de estándares, debido a
76
que la interferencia impedía la lectura de las composiciones de plata en las
soluciones resultantes de la cementación.
Detrás a haber preparado las soluciones necesarias para este análisis se
obtuvieron datos tanto para Cu como para Ag para el tratamiento con ácido
clorhídrico para cada una de las distintas composiciones de plomo en exceso. Se
observó que la cementación de plata es mayor del porciento en la mayoría de los
casos, sin embargo, no se observó cementación del cobre.
En general, los resultados se vieron favorecidos al llevar a cabo la corrección de
la interferencia mediante las diferentes adiciones. Sin embargo, para poder
corroborar que los resultados fueran correctos, se procedió a realizar otra
cementación, pero en este caso variando la concentración de cloruro férrico con
el fin de observar si esta substancia competía para los electrones del Pb, al
estarse reduciendo primero el Fe 3+ a Fe 2+ en lugar de que el cobre lo hiciera en
primera instancia.
Por otro lado, los resultados de la cementación de plata, aparentemente se
cumple con el comportamiento esperado llevandose a cabo la cementación en los
primeros 10 minutos, notandose así que la concentración de este elemento vaya
disminuyendo conforme el tiempo avanza. A pesar de ello, en algunas pruebas
se observó el efecto contrario, originado posiblemente por interferencia.
Adición de estándares para cobre
En cuanto a los resultados obtenidos por el método de adiciones, se observó que
los mismos estaban libres de interferencias. Fue por ello que se concluyó que el
método de adiciones de estándares es de gran utilidad para el análisis de
soluciones que presenten anomalías.
77
O Resultados de la experimentación
Análisis para varios elementos (base 100 g. de concentrado)
Corrientes
1 (galena)
2
3
4
5
6
7
8
11
12
Pb Zn Ag c u
48.1 O 0 0 1 .I 38E 0.0030 0.2864
37.8800 0.4575 0.0438 0.21 88
20.4800 0.348E 0.0376 O. 1057
0.0000 0.004e 0.2498 0.0259
0.0900 o. oooc 0.0000 o. O000
O. 1338 0.0423 O. 0043 0.0146
o. O000 O. 0084 0.0055 0.0267
0.0226 0.021 8 o. O000 0.01 12
0.0659 0.01 22 0.0000 O. 0423
6.6600 0.41 75 0.0299 O. 1267
c.001 o 0.0000 0.0001! 0.0000
78
21 0.01 69 0.01 44 0.01 59 6.2300
22 1.3788 0.0000 O. 5654 0.0205
29 0.021 3 0.01 14 0.01 87 1 .8000
30 0.01 46 0.0000 0.01 05 O. 0640
A pesar de que los datos de la tabla anterior se reportan en gramos, se
presentarán a continuación dos tablas correspondientes a las conversiones de los
metales para el proceso de lixiviación y para el de cementación:
Conversiones de Lixiviación
Metal %
I 100.00~
71 . O 0
39.00
79
Conversiones Cementación*
de
Metal %
Cristales de PbC12
Característica %
Pureza 1 OO. O 0
De sol ‘n lixiviante
77.60
I
lDel lavado 1 62.78
En relación con los resultados de la lixiviación, los mismos presentan porcentajes
aceptables de recuperación de Pb, ya que una conversión del 80% a nivel
laboratorio (es decir, con algunas limitaciones para alcanzar las condiciones
óptimas) es muy buena. En cuanto a las conversiones de la Ag y el Cu, las
mismas caen dentro del rango esperado, sin embargo en el caso del Zn se
tendrán problemas de acumulación en el proceso (punto discutido en las
conclusiones).
80
Por otro lado, la cementación de Ag fue mucho mayor que la de cu. LO anterior
trató de ser explicado mediante el análisis de los resultados de las variaciones
realizadas a cada una de las muestras para cementación. De ahí que se haya
observado que tal efecto es independiente tanto del porcentaje de Pb añadido
como del tipo de lavado (pretratamiento) del Pb. Es así como en las conclusiones
y perspectivas, se ha planteado una alternativa para la resolución de este
problema.
Por último, cabe mencionar que los cristales obtenidos de PbCI2, presentaron
100% de pureza, ya que no se encontró la presencia de ninguno de los otros
metales en las soluciones estudiadas. Además, se encontró que un porcentaje
favorable de estos cristales provinieron de la solución lixiviante y que otro
porcentaje, aunque un poco más bajo, fue el que procedía del lavado.
6.2. Conclusiones en base al análisis experimental
Una de las pruebas realizadas se efectuó al considerar que posiblemente el error
en la cementación radicaba en la calidad del Pb añadido, ya que su área
superficial puede haber estado oxidada, impidiendo así que se lleve a cabo el
proceso. Fue por ello que se realizaron distintas pruebas como son, lavados con
HCI, HNOS (5% vol) y H2S04.
Además se efectuó otra serie de pruebas en base a la cantidad de Pb añadida en
exceso, tales como son agregar a las muestras 0.03 g , 0.06 g. y 0.099 de este
elemento. Las pruebas anteriores, alternadas entre estos dos casos llevaron a
concluir que ninguna de las dos ejercía efecto alguno en el bajo rendimiento de la
cementación.
Otra de las pruebas realizadas fue preparar una solución estándar para la
cementación a base de cloruro ferroso (FeCI2), variando la cantidad en moies de
81
dicho reactivo para monitorear el efecto que presenta en la cementación. De esa
manera se obtuvo que la cementación óptima se alcanzaba en ausencia de FeCI3.
Fue así como se propuso la alternativa de variar la cantidad de cloruro férrico,
debido a que posiblemente al tener una cantidad en exceso de este cloruro en el
momento de la cementación los Fe'3 que no reaccionaron en la lixiviación serán
los que reaccionarán con el Pb quedando así como Fe'* impidiendo que el Cu y la
Ag sean cementados.
Otro de los problemas presentes en el proceso es el arrastre de Zn a lo largo de
este, provocando así complicaciones con el transporte y en consecuencia
incrementando los costos y la energía requerida para llevar a cabo el proceso. Lo
anterior se traduce en una deficiencia del proceso. Este Zn, como se observa en
la tabla de resultados, no tiene una línea de salida, por lo cual se encuentra cada
vez en cantidades mayores. Este problema con lleva a buscar soluciones o
alternativas que minimicen tales efectos. Una de las soluciones podría ser
implementar purgas dentro del sistema, y en específico en la corriente de
regeneración de la solución lixiviante.
Lo anterior daría como resultado una disminución del Zn, pero acarrearía
problemas relacionados con la pérdida de solución lixiviante aunado a su
correspondiente pretratamiento para su desecho (tratamiento con sosa o con cal,
es decir en medio básico). Así mismo, se estaría desechando el PbCI2 disuelto en
la solución antes mencionada, lo cual se reflejaría en porcentajes menores de
recuperación.
La solución mas factible radica en el porcentaje de conversión de Pb obtenido al
final de la lixiviación, ya que este indica que el concentrado, al ser agregado en
exceso, provoca una conversión pequeña debido a su solubilidad. Lo anterior es
82
factible al considerar que al añadir un porcentaje menor de concentrado se tendrá
un porcentaje menor de Zn.
La solución más viable sin necesidad de purgas adicionales es por medio de los
separadores SA ya que estos reportados en literatura nos presentan distintos
porcentajes de humedad respecto a cada equipo.
Debido a que en el proceso se cuenta con tres separadores: separador de ganga
(sólidos de la lixiviación), separador de Ag, Cu (producto de cementación) y
separador de cristales PbCI2 (producto de la cristalización). Con ayuda del
simulador (ver apartado 8.1 ) se hicieron diferentes pruebas de humedad para
eliminar el exceso de Zn en el circuito, considerando los siguientes puntos:
*Si se saca la cantidad de solución lix. requerida en el separador de cristales
estos estarían altamente contaminados por Zn contenido en la humedad lo que no
se quiere
*Por la cantidad de sólidos que se recupera en el separador de la cementación se
tendría una humedad pequeña y un producto relativamente contaminado.
Por lo que la alternativa mas factible es obtener una humedad mayor en el
separador de la ganga , dándole a este la humedad mayor para un separador que
es de 60 O h
6.3 Parámetros estudiados
Es importante considerar los efectos de las variaciones de algunos parámetros en
la disolución de la galena, entre los cuales destacan; la velocidad de agitación, el
83
tamaño de partícula, la concentración de NaCI, la temperatura, la concentración
de iones [H'] y el porcentaje de sólidos presentes.
De ahí que a continuación se mencione brevemente algunos de los
comportamientos registrados para cada una de las anteriores.
O Velocidad de agitación: De los estudios reportados, se ha observado que a
velocidades de agitación mayores de 750 rpm (Re = 6.7" 105), ésta deja de
tener efecto, disminuyendo así la resistencia ofrecida por la película estancada
alrededro de las partículas. (Morin, 1985)
O Tamaño de partícula: Los estudios anteriores han encontrado que la
disminución del diámetro de partícula, es inversamente proporcional a la
velocidad de disolución, es decir , el área superficial de las partículas aumenta
al disminuir su diámetro y por tanto la velocidad de lixiviación aumenta.
(Dutrizac, 1986)
0 Concentración de NaCI: La adición de [NaCI] > 0.5M incrementa la velocidad
de disolución, debido a que aumenta la solubilidad de clorocomplejos de
plomo, que a la vez dependen de la actividad del ión cloruro libre, como es de
esperarse. (Fuerstenau, 1986)
O Temperatura: Las energías de activación se encuentran reportadas entre un
intervalo aproximado de 34 a 53 kJ/ mol, sin embargo, cuando se toma en
consideración la dependencia de la solubilidad del PbC12, con la temperatura,
la energía de activación disminuye. (Dutrizac, 1986)
O Efecto del pH: La concentración de iones hidrónio, mantiene el estado de
oxidación del FeCI3, pero no afecta la velocidad, en concentraciones menores
de 3 M de HCI, Por arriba de dicha concentración, hay un incremento en la
84
velocidad de lixiviación, debido al cloruro añadido con el ácido, si se añade
HCI. (Dutrizac, 1986)
Porciento de sólidos: Todos los estudios reportados han tomado de un 1 % a
un 2.5 % en sólidos, lo anterior con la finalidad de no llegar al límite de
saturación del PbC12 y para mantener en exceso el ión férrico. Lo anterior
permite tomar la suposición de estado pseudo-estacionario, que exige la
solución analítica del modelo de núcleo decreciente. Sin embargo en
condiciones industriales, el porcentaje de pulpa va de 20% a 30 , para lo cual
no se tienen reportes. (Morin, 1985)
85
7. Obtención de datos sobre propiedades para el diseño
7.1 Propiedades Físicas
Esta sección tiene como objetivo reportar algunas propiedades, tanto de los
reactivos como de los productos, ya que las mismas serán de gran utilidad en
etapas posteriores del proyecto, puesto que serán requeridas para la experimentación y para la resolución de los balances de materia y energía.
Def FeCI3 en galena = 3*1 O" cm2/s
p FeCI3 (lOO°C) = I . I 3 g/ml
p FeCI3 (1 OOOC) = 20 cp
mineral de -200 a +325 mallas
Dp = 7.62 *IOe5 m
a = 180 cm2/gr
A 65°C:
K = 0.34 BTU/h ft2 "F/ft
p68.67 Ib/ft3
p.= 5 cps
86
8. Balances preliminares de materia y energía del
esquema seleccionado
8.1. Balances de materia y energía en el proceso.
Debido a que la acumulación de Zn representa una variable en los balances de
materia que solo puede ser conocida iterando, se procedió a la creación de un
simulador que comprendiera variables de proceso para la solución de los
balances.
Esto se realizo con el fin de conocer un resultado de todas las corrientes a
determinados cambios realizados.
8.2 Descripción del simulador.
Este simulador fue creado dentro del ambiente windows en específico en la
plataforma de Excel, en lenguaje de programación Visual Basic, dando como
resultado una hoja de gráfico donde se encuentra el diagrama del proceso
mediante el cual se obtiene la manipulación de las variables así como los
resultados en cada equipo, por medio de botones con los siguientes nombres:
a7
ALIMENTACION. Solicita los porcentajes de los metales contenidos en el
concentrado. Así como los kilogramos de galena a tratar
LlXlVlACION. Solicita los porcentajes de conversión de cada metal,
así como la temperatura a la cual se lleva a cabo la lixiviación.
Sol'n Lix. Solicita el volumen en litros de la solución lixiviante con
la cual se va a tratar, así como también las concentraciones de FeCI3 y de NaCl .
CEMENTACION. Solicita los porcentajes de conversión del cobre y la plata.
CORRIENTE 5 Solicita la cantidad de Plomo añadido.
CRISTALIZACION. Presenta una nota en la cual especifica que la
temperatura a la cual se lleva a cabo la cristalización es de 25 "C.
REGENERACION. Solicita el porcentaje de conversión de la solución
lixiviante en la regeneración.
SIL
CORRIENTE 13
para la regeneración.
Solicita el porcentaje de humedad en base sólida
Reporta la cantidad estequiometrica de cloro añadido
88
CORRIENTE 14,17 y 19
CORRIENTES RESTANTES Reportan cantidades de sólidos y líquidos
presentes en cada corriente del proceso.
SECCION DE MENU DE MANDO En el cual se realizan las principales
funciones como son:
EJECUTAR Después de especificar todas las
variables dentro del gráfico, este botón realiza los cálculos sobre los balances y
los guarda en la hoja de resultados. AI presionar este botón aparecen una serie
de ventanas como siguen:
Ventana 1 Solicita el nombre de la hoja en la que se van a guardar los resultados.
Ventana 2 Ofrece las opciones de estado estacionario o método de arranque.
Ventana 3 Solicita tolerancia para un estado estacionario.
89
RESULTADOS Visualización de la hoja de resultados completa ,
en una presentación de formato minero en el que se especifican las corrientes de
proceso así como las cantidades sólidas y liquidas en tales puntos .
IMPRIME Realiza una impresión de la hoja de resultados .
8.3 Algoritmo ,gráfica y hojas de resultados del programa
A continuación se presentan las hojas de resultados en base a las cuales se
realizo el diseño así como el algoritmo y la hoja iterativa que maneja.
90
Proced ejecuta-AIHacerclic()
Dim Ferrico, d, t, sal QueSea Entero Dim concentrado, Pbp, Cup, Agp, Znp, ganga, Pb, Ag, Cu, Zn, FeC13, ZnC12, H20, Vol, NaCl QueSea Simple Dim PbSc, PbSf, PbCI2p1, PbC12f, ZnSc, ZnSf, ZnC12p, ZnC12f, FeC13c1, FeC12pl QueSea Simple Dim Spl, Ag2Sc, Ag2Sf, AgClp, CU~SC, CuSf, CuClp, FeC13c2, FeC13f, FeC12p2, FeC12f QueSea Simple Dim Sp2, Sf, a, b, c, e QueSea Simple
Re = "Resultado2"
cues = CuadroMsj("Queres llegar a una determinada recirculación ' I , vbSíNo)
Si cues = vbSí Entonces vuelta = CuadroEntr("¿No. de la recirculación") HojasCálculo(Re).Celdas(40, "e") = vuelta HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = O
to1 = 0.001 HojasCálculo(Re).Celdas(34, "e") = to1
Preg = vbSí
Fin Si
Si cues = vbNo Entonces Preg = CuadroMsj("Quieres Si Preg = vbSí Entonces
solo resultado en edo. estacion ario", vbSíNo)
to1 = CuadroEntr("¿Que porcentaje de tolerancia?") HojasCálculo(Re).Celdas(34, "e") = to1 HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = O Fin Si Fin Si
Hacer
Si cues = vbNo Entonces
Si Preg = vbNo Entonces
resp = CuadroMsj("¿Con recirculacion?", vbSíNo) Si resp = vbNo Entonces HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = O SiOtro HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = HojasCálculo(Re).Celdas(28, "9") + 1
91
Fin Si
Si HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = O Entonces ZnCI2 = O SiOtro ZnCI2 = HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "u").Valor Fin Si
Fin Si Fin Si
Si Preg = vbSí Entonces Si HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g") = O Entonces ZnCI2 = O SiOtro ZnCI2 = HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "u").Valor Fin Si Fin Si
Pbp = Val(HojasDiálogo("Cali").CuadrosEdición(l).Texto) Cup = Val(HojasDiálogo("Cali").CuadrosEdición(2).Texto) Znp = Val(HojasDiálogo("Cali").CuadrosEdición(3).Texto) Agp = Val(HojasDiálogo("Cali").CuadrosEdición(4).Texto) concentrado = Val(HojasDiálogo("Cali").CuadrosEdición(5).Texto) a = Val(HojasDiálogo("Clix").CuadrosEdición(l).Texto) e = Val(HojasDiálogo("Clix").CuadrosEdición(2).Texto) b = Val(HojasDiálogo("Clix").CuadrosEdición(3).Texto) c = Val(HojasDiálogo("Clix").CuadrosEdición(4).Texto) t = Val(HojasDiálogo("Clix").CuadrosEdición(5).Texto)
'Corriente 1 'Sulfuros a partir de fracciones de concentrado de entrada Pb = (Pbp / 100) * (239.27 / 207.21) * concentrado Cu = (Cup / 100) (159.2 / (2 * 63.57)) * concentrado Zn = (Znp / 100) * (97.44 / 65.38) * concentrado
'De ppm a fraccion de Ag Ag = (Agp / 1000000) (247.82 / (2 * 107.88)) * concentrado ganga = concentrado - Pb - Cu - Zn - Ag Vol = Val(HojasDiálogo("Cres").CuadrosEdici6n(l).Texto) Ferrico = \/al(HojasDiálogo("Cres").CuadrosEdic1ón(2).Texto) sal = Val(HojasDiálogo("Cres").CuadrosEdición(3).Texto)
92
'Corriente 20
'Recirculacion FeC13 = (Vol * Ferric0 * 162.209) / 1000 NaCl = (Vol sal * 58.442) / 1000
' Se puede corregir por el volumen final de la Solution PbC12 = (3.13 * Vol) / 1 O 0 0
'Densidad a T en "C dado d = 0.95838
H20 = Vol * d
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo 'I Resultados "
HojasCálculo(Re).Celdas(3, "B").Valor = concentrado HojasCálculo(Re).Celdas(4, "B").Valor = Pb HojasCálculo(Re).Celdas(5, "B").Valor = Ag HojasCálculo(Re).Celdas(6, "B").Valor = Zn HojasCálculo(Re).Celdas(7, "B").Valor = Cu HojasCálculo(Re).Celdas(8, "B").Valor = ganga
1 L I X I V I A C I O N 'Corriente 2
'Plomo que reacciono PbSc = Pb (a / 100)
'Plomo que no reacciono saliendo con la ganga PbSf = Pb - PbSC
'Cloruro de Plomo producido PbC12pl = PbSc * (278.1 16 / 239.27)
'Cloruro de Plomo producido mas el de recirculacion que no cristalizo PbCI2f = PbC12pl + PbC12
'Zinc que reacciono ZnSc = Zn * (b / 100)
'Zinc que no reacciono saliendo con la ganga ZnSf = Zn - ZnSc
'Cloruro de zinc producido ZnC12p = ZnSc * (1 36.276 / 97.44)
93
'Cloruro de zinc producido mas el proveniente de la recirculacion
ZnC12f = ZnCI2 + ZnC12p
'FeC13 consumido en las reacciones de Iixiviacion del Pb y el Zn FeC13cl = (PbSc * (324.418 I 239.27)) + (ZnSc * (324.418 / 97.44))
'FeC12 producido en las reacciones de Iixiviacion del Pb y el Zn FeC12pl = (PbSc * (253.506 / 239.27)) + (ZnSc * (253.506 / 97.44))
'Azufre producido en las reacciones de lixiviacion del Pb y el Zn Spl = (PbSc * (32.06 1239.27)) + (ZnSc * (32.06 197.44))
'Plata que reacciona Ag2Sc = Ag * (c I 100)
'Plata que no reacciona saliendo con la ganga Ag2Sf = Ag - Ag2Sc
'Cloruro de plata producido AgClp = Ag2Sc * ((2 143.333) / 247.82)
'Cobre que reacciono Cu2Sc = Cu (e I 100)
'Cobre que no reacciono saliendo con la ganga Cu2Sf = c u - cu2sc
'Cloruro de cobre producido CuClp = Cu2Sc ((2 * 99.023) / 159.2)
'Cloruro ferrico consumido en la reaccion de lix. de Cu y Ag FeC13c2 = (Ag2Sc * (324.418 I 247.82)) + (Cu2Sc (324.418 / 159.2))
'Cloruro ferrico sobrante ( en exeso ) FeC13f = FeC13 - FeC13c2 - FeC13cl
'Cloruro ferroso producido en la reaccion de lix. de Cu y Ag FeC12p2 = (Ag2Sc * (253.506 / 247.82)) + (Cu2Sc (253.506 I 159.2))
'Cloruro ferroso Total Producido FeC12f = FeC12p2 + FeC12pl
'Azufre producido en las reacciones de lix. de Cu y Ag Sp2 = (Ag2Sc * (32.06 1247.82)) + (Cu2Sc * (32.06 / 159.2))
'Azufre Total producido Sf = sp2 + Spl
94
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo 'I Resultados "
HojasCálculo(Re).CeIdas(4, "C").Valor = PbSf HojasCálculo(Re).Celdas(5, "C").Valor = Ag2Sf HojasCálculo(Re).Celdas(6, "C").Valor = ZnSf HojasCálculo(Re).Celdas(7, "C").Valor = Cu2Sf HojasCálculo(Re).Celdas(8, "C").Valor = ganga HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, "C").Valor = H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "C").Valor = FeC13f HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "C").Valor = NaCl HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "C").Valor = FeC12f HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "C").Valor = PbC12f HojasCálculo(Re).CeIdas(l6, "C").Valor = ZnC12f HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "C").Valor = AgClp HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "C").Valor = CuClp HojasCálculo(Re).Celdas(22, "C").Valor = Sf
I F i l t r a c i o n de l a l i x i v i a c i o n
Dim hum, SS, Soli, X2H20, X2FeC13, X2NaC1, X2FeC12, X2PbC12, X2AgC1, X2CuC1, X2ZnC12 QueSea Simple Dim m4H20, m4FeC13, m4NaC1, m4FeC12, m4PbC12, m4AgC1, m4CuC1, m4ZnC12 QueSea Simple Dim m3H20, m3FeC13, m3NaC1, m3FeC12, rn3PbC12, m3AgC1, m3CuC1, m3ZnC12 QueSea Simple
' YO de humedad en peso de solido hum = Val(HojasDiálogo("Cfill").CuadrosEdición(l).Texto) SS = (hum / 100) * (PbSf + ZnSf + Sf + ganga + Ag2Sf + Cu2Sf)
'Sol. Inicial Soli = PbC12f + FeC12f + H20 + NaCl + AgClp + CuClp + FeC13f + ZnC12f
'Fracciones en la solucion X2H20 = H20 / Soli X2FeC13 = FeC13f / Soli X2NaCI = NaCI / Soli X2FeC12 = FeC12f / Soli X2PbC12 = PbC12f / Soli X2AgCI = AgClp / Soli
X2ZnC12 = ZnCl2f / Soli X2CuCI = CuClp / Soli
'corriente 4 'Humedad en el solido m4H20 = SS * X2H20 m4FeC13 = SS * X2FeC13 m4NaCI = SS * X2NaCI
95
m4FeC12 = SS * X2FeC12 m4PbC12 = SS * X2PbC12 m4AgCI = SS * X2AgCI m4CuCI = SS * X2CuCI m4ZnC12 = SS * X2ZnC12
'corriente 3 m3H20 = H20 - m4H20 m3FeC13 = FeC13f - m4FeC13 m3NaCI = NaCl- m4NaCI m3FeC12 = FeC12f - m4FeC12 m3PbC12 = PbC12f - m4PbC12 m3AgCI = AgClp - m4AgCI m3CuCI = CuClp - m4CuCI m3ZnC12 = ZnC12f - m4ZnC12
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo I' Resultados 'I
HojasCálculo(Re).Celdas(4, "E").Valor = PbSf HojasCálculo(Re).Celdas(5, "E").Valor = Ag2Sf HojasCálculo(Re).Celdas(6, "E").Valor = ZnSf HojasCálculo(Re).Celdas(7, "E").Valor = Cu2Sf HojasCálculo(Re).Celdas(8, "E").Valor = ganga HojasCálculo(Re).Celdas(ll, "E").Valor = m4H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "E").Valor = m4FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "E").Valor = m4NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "E").Valor = m4FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "E").Valor = m4PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "E").Valor = m4ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "E").Valor = m4AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "E").Valor = m4CuCI HojasCálculo(Re).Celdas(22, "E").Valor = Sf
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1 , "D").Valor = m3H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "D").Valor = m3FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "D").Valor = m3NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "D").Valor = m3FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "D").Valor = m3PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "D").Valor = m3ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "D").Valor = m3AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "D").Valor = m3CuCI
I C E M E N T A C I O N
Dim m6PbC12, m6Pb, mSPb, PbC12p2 QueSea Simple Dim AgClc, CuClc, Ago, Cu", Pbc, f, g QueSea Simple
'convercion de cementacion
96
g = Val(HojasDiálogo("Ccem").CuadrosEdición(l).Texto) f = Val(HojasDiálogo("Ccem").CuadrosEdición(2).Texto)
AgClc = m3AgCI * (f / 100) CuClc = m3CuCI * (g / 100)
'Porcentaje de plomo necesario estequiometricamente para cementar Pbc = (AgClc (207.21 / (2 * 143.333))) + (CuClc * (207.21 / (2 * 99.023)))
I
PbC12p2 = (AgClc * (278.116 / (2 * 143.333))) + (CuClc * (278.1 16 / (2 * 99.023)))
'corriete 6 Ago = AgClc * (107.88 / 143.333) Cu" = CuClc (63.57 / 99.023) m6AgCI = m3AgCI - AgClc m6CuCI = m3CuCI - CuClc m6PbC12 = m3PbC12 + PbC12p2
'Porcentaje de plomo en exeso m5Pb = Val(HojasDiálogo("Cañade").CuadrosEdición(l).Texto) HojasCálculo(Re).Celdas(21, "f").Valor = m5Pb m6Pb = m5Pb - Pbc
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo 'I Resultados I'
HojasCálculo(Re).Celdas(ll, "g").Valor = m3H20 HojasCálculo(Re).CeIdas(l2, "g").Valor = rn3FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "g").Valor = rn3NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "g").Valor = rn3FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "g").Valor = rn6PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "g").Valor = rn3ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "g").Valor = m6AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "g").Valor = m6CuCI HojasCálculo(Re).Celdas(21, "g").Valor = rn6Pb HojasCálculo(Re).Celdas(23, "g").Valor = Ago HojasCálculo(Re).Celdas(24, "g").Valor = Cu"
1 F i l t r a c i o n d e l a C e r n e n t a c i o n
Dim huml, Ssl , Soh, X6H20, X6FeC13, XGNaCI, X6FeC12, X6PbC12, XGAgCI, XGCuCI, X6ZnC12 QueSea Simple Dim m8H20, m8FeC13, m8NaC1, m8FeC12, m8PbC12, m8AgC1, m8CuC1, m8ZnC12 QueSea Simple Dim m7H20, m7FeC13, rn7NaC1, m7FeC12, m7PbC12, m7AgC1, m7CuC1, m7ZnC12 QueSea Simpie
97
' YO de humedad en peso de solido huml = Val(HojasDiálogo("Cfil2").CuadrosEdición(l).Texto) Ssl = (huml / 100) * (Ago + Cu" + m6Pb)
'Sol. Inicial Soh = m3H20 + m3FeC12 + m6PbC12 + m3NaCI + m6AgCI + m6CuCI + m3FeC13 + m3ZnC12
'Fracciones en la soiucion X6H20 = m3H20 / Soh X6FeC13 = m3FeC13 / Soh X6NaCI = m3NaCI / Soh X6FeC12 = m3FeC12 / Soh X6PbC12 = m6PbC12 / Soh X6AgCI = m6AgCI / Soh X6CuCI = m6CuCI / Soh X6ZnC12 = m3ZnC12 / Soh
'corriente 8 'Humedad en el solido m8H20 = Ssl * X6H20 m8FeC13 = Ss l X6FeC13 m8NaCI = Ssl * X6NaCI m8FeC12 = Ssl * X6FeC12 m8PbC12 = Ssl X6PbC12 m8AgCI = Ssl X6AgCI m8CuCI = Ssl * X6CuCI rn8ZnC12 = Ssl * X6ZnC12
'corriente 7 m7H20 = m3H20 - m8H20 m7FeC13 = m3FeC13 - m8FeC13 m7NaCI = m3NaCI - m8NaCI m7FeC12 = m3FeC12 - m8FeC12 m7PbC12 = m6PbC12 - m8PbC12 m7AgCI = m6AgCI - m8AgCI m7CuCI = m6CuCI - m8CuCl m7ZnC12 = m3ZnC12 - m8ZnC12
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo 'I Resultados
HojasCálculo(Re).Celdas(ll, "h").Valor = m7H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "h").Valor = m7FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "h").Valor = m7NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "h").Valor = m7FeC12 HojasCálculo(Re).CeIdas(l5, "h").Valor = m7PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "h").Valor = m7ZnC12 HojasCálcuio(Rej.Celdas(l7, "h").Vaior = m7kg21 HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "h").Valor = m7CuCI
98
HojasCálculo(Re).Celdas(21, "¡").Valor = m6Pb HojasCálculo(Re).Celdas(23, "i").Valor = Ago HojasCálculo(Re).Celdas(24, "¡").Valor = Cu" HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, "¡").Valor = m8H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "¡").Valor = m8FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "¡").Valor = m8NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "¡").Valor = m8FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "i").Valor = m8PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "i").Valor = m8ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "¡").Valor = m8AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "i").Valor = m8CuCI
'corriente 9
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1 , "j").Valor = m7H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "jj").Valor = m7FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "j").Valor = m7NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "jj").Valor = m7FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "jj").Valor = m7PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "jj").Valor = m7ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, ')'').Valor = m7AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "jj").Valor = m7CuCI
I C R I S T A L I Z A C I O N
Dim V4, V8, V7, mlOPbC12, cristales QueSea Simple
'liquido que sale en la corriente 4 V4 = SS I d
'liquido que sale en la corriente 8 V8 = Ssl I d
'Balance de materia de la solucion V7 = Vol - V4 - V8
'Corriente 1 O
mlOPbC12 = (V7 * 3.13) / 1000
'cristales de PbC12 cristales = m7PbC12 - mlOPbC12
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo I' Resultados "
'corriente 1 O
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, %").Valor = m7H20
99
HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "k").Valor = m7FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "k").Valor = m7NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "k").Valor = m7FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "k").Valor = mlOPbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "k").Valor = m7ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "k").Valor = m7AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "k").Valor = m7CuCI HojasCálculo(Re).Celdas(30, "k").Valor = cristales
I F i l t r a c i o n d e l a C r i s t a l i z a c i o n
Dim hum2, Ss2, Solnl, X10H20, XlOFeC13, XIONaCI, XlOFeC12, XlOPbC12, XIOAgCI, XIOCuCI, XIOZnClZ QueSea Simple Dim m1 1 H20, m1 1 FeC13, m1 1 NaCI, m1 1 FeC12, m1 1 PbC12, m1 IAgCI, m1 ICuCI, m1 1ZnCIZ QueSea Simple Dim m12H20, m12FeC13, ml2NaC1, m12FeC12, m12PbC12, ml2AgC1, ml2CuC1, m12ZnC12 QueSea Simple
' O/O de humedad en peso de solido hum2 = Val(HojasDiálogo("Cfil3").CuadrosEdición(l).Texto) Ss2 = (hum2 / 100) (cristales)
'Sol. Inicial Soh1 = m7H20 + m7FeC12 + mlOPbCI2 + m7NaCI + m7AgCI + miCuCI + m7FeC13 + m7ZnC12
'Fracciones en la solucion XIOH20 = m7H20 / Soh1 X1 OFeC13 = m7FeC13 / Solnl XIONaCI = m7NaCI / Soh1 XlOFeC12 = m7FeC12 / Solnl X1 OPbC12 = m1 OPbC12 / Soh1 XIOAgCI = m7AgCI / Soh1 XIOCuCI = m7CuCI / Solnl XlOZnC12 = m7ZnC12 / Soh1
'corriente 11 'Humedad en el solido m1 1 H20 = Ss2 * X10H20 m1 1 FeC13 = Ss2 X1 OFeC13 m1 1 NaCl = Ss2 * X1 ONaCl m1 1 FeC12 = Ss2 * XlOFeC12 m1 1 PbC12 = Ss2 * X1 OPbC12 m1 1AgCI = Ss2 * XlOAgCl m1 1 CuCl = Ss2 * XlOCuCl m1 1ZnC12 = Ss2 * X1 OZnCI2
1 O 0
'corriente 12 m12H20 = m7H20 - m1 1 H20 m12FeC13 = m7FeC13 - m1 1FeCJ3 ml2NaCI = m7NaCI - m1 1 NaCl m12FeC12 = m7FeC12 - m1 1 FeC12 m12PbC12 = mlOPbC12 - m1 1PbC12 ml2AgCI = m7AgCI - m1 1AgCI ml2CuCI = m7CuCI - m1 1 CuCl m12ZnC12 = m7ZnC12 - m1 1ZnC12
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo " Resultados "
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, "I").Valor = m1 1 HZ0 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "I").Valor = m1 1FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "I").Valor = m1 1 NaCl HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "I").Valor = m1 1FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "I").Valor = m1 1 PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "I").Valor = m1 1ZnCI2 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "I").Valor = m1 1AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "I").Valor = m1 1CuCI HojasCálculo(Re).Celdas(30, "I").Valor = cristales
HojasCálculo(Re).CeIdas(ll, "m").Valor = m12H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "m").Valor = m12FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "m").Valor = ml2NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "m").Valor = m12FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "m").Valor = m12PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "m").Valor = m12ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "m").Valor = ml2AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "m").Valor = ml2CuCI
I R E G E N E R A C I O N
Dim x, j, z, k, m14H20, m16H20, ml7NaC1, ml8NaC1, m19FeC13, m20FeC13 QueSea Simple
'convercion de regeneracion
k = Val(HojasDiáfogo("Creg").CuadrosEdición(l).Texto) 'Cloruro Ferroso a regenerar mlSFeC12c = m12FeC12 * ( k / 100) 'Cloruro ferroso sin regenerar m15FeC12 = m12FeC12 - m15FeC12c 'Cloruro ferric0 regenerado m15FeC13 = (m15FeC12c * (162.209 / 126.753)) + m12FeC13 'Cloro necesario estequiometricamente para la regeneracion m13C12 = m15FeC12c (70.906 / (2 * 126.753))
1 o1
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo Resultados 'I
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, "p").Valor = rnl2H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "p").Valor = rn15FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "p").Valor = rnl2NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "p").Valor = rn15FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "p").Valor = rn12PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "p").Valor = rn12ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "p").Valor = rnl2AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "p").Valor = rnl2CuCl HojasCálculo(Re).Celdas(27, "n").Valor = rn13C12
'corriente 14 'Alirnentacion de agua de proceso rn14H20 = H20 - rn12H20
'corriente 16 rn16H20=rn12H20+m14H20
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo " Resultados I'
HojasCálculo(Re).Celdas(l 1, "o").Valor = rn14H20
HojasCálculo(Re).CeIdas(l 1, "q").Valor = rn16H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "q").Valor = m15FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "q").Valor = ml2NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "q").Valor = rn15FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "q").Valor = m12PbC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "q").Valor = rn12ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "q").Valor = rnl2AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "q").Valor = ml2CuCI
'corriente 17 'Alirnentacion de NaCl rnl7NaCI = NaCl - ml2NaCI 'corriente 18 rnl8NaCl= rnl2NaCI + rnl7NaCI
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo " Resultados 'I
HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "r").Valor = rnl7NaCI
HojasCálculo(Re).Celdas(Il, "s").Valor = rn16H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "s").Valor = rn15FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "s").Valor = m1 8NaCI HojasCálculo(Re).CeIdas(l4, "s").Valor = rn15FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, %").Valor = rn12PbC12
102
HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "s").Valor = m12ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "s").Valor = rnl2AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "s").Valor = ml2CuCI
'corriente 19 'Alirnentacion de FeC13 m 19FeC13 = FeC13 - m 15FeC13 'corriente 20 m20FeC13 = m19FeC13 + m15FeC13
'Vaciado de resultados en la Hoja de calculo Resultados Si HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor = O Entonces x = o HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "v").Valor = x j = O SiOtro x = HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "u").Valor HojasCálculo(Re).CeIdas(l6, "v").Valor = x Fin Si
j = (4.3 * Vol) Si x > j Entonces CuadroMsj ("No se puede ir mas alla de la solubilidad del Zn que es de " & j) CuadroMsj ("Paro en la Recirculacion No. I' & HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor) Salir Proced Fin Si
HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "t").Valor = m19FeC13
HojasCálculo(Re).Celdas(ll, "u").Valor = m16H20 HojasCálculo(Re).Celdas(l2, "u").Valor = m20FeC13 HojasCálculo(Re).Celdas(l3, "u").Valor = m1 8NaCI HojasCálculo(Re).Celdas(l4, "u").Valor = m15FeC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l5, "u").Valor = m12PbCl2 HojasCálculo(Re).Celdas(l6, "u").Valor = ml2ZnC12 HojasCálculo(Re).Celdas(l7, "u").Valor = rnl2AgCI HojasCálculo(Re).Celdas(l8, "u").Valor = rnl2CuCI
Si Preg = vbNo Entonces Si HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor = O Entonces CuadroMsj ("A finalizado la ejecucion sin recirculacion ") SiOtro CuadroMsj ("A finalizado la recirculacion No." & HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor) Fin Si z = -10 Fin Si
Si Preg = vbSí Entonces z = ((m12ZnC12 - x) / m12ZnC12) * 100
103
Si cues = vbSí Entonces Si HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor = HojasCálculo(Re).Celdas(40, "e") Entonces CuadroMsj ("Concluyó Recirculacion No. I' & HojasCálculo(Re).Celdas(40, "e")) Salir Proced Fin Si Fin Si
HojasCálculo(Re).Celdas(34, "d") = z Bucle Mientras z > HojasCálculo(Re).Celdas(34, "e").Valor
Si Preg = vbSí Entonces CuadroMsj ("A finalizado el ed. estacionario en la recirculacion No. 'I & HojasCálculo(Re).Celdas(28, "g").Valor - 1) Fin Si
Fin Proced
"o
- O
1
104
MATERIA CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE CORRIENTE 1
CONC.(Kg/h) ~ - ~ - 750 .
PbS 416.5660562 0.025843298
Z"S 12.74261 242 cu,s 2.72345446
Ganga 317 942033E
8oI'n H2o
Feci3 NaCl FeCI,
ZnCI, AgCl CUCl
Sblldos Pb S
__.
PbCI, -
-
-
-
______ -______
2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
_____-
4791.9 4601 .O1 3694 190 8863063 __ ." -~ ""
4601.013694 4600.21 1708 0.801985448 4600.21 1708 4600.21 1708 27.00437924 344.3268104 330.6104822 13.71632818 330.6104822 330.5528548 0.057627474 330.5528548 330.5528548 1.94042692í 876.6300049 841.7092712 34.92073365
0.06103750~1356;11^8926~
350.1128926 2.055249175 _" 841.7092712 841.562556 0.146715187 841.562556 841.562556 4.940180117 364.7019043 350.1739301 14.52797416 398.1651978 382.3042065 15,86099123 383.7220032 383.6551 18 0.0668851 44 383.6551 18 14.74460748 0.086554465 151.9862758 145.931 8695 6.054403782 145.9318695 145.9064331 0.025436837 145.9064331 145.9064331 0.856506766 0.029894258 0.028703414 0,001 190844 2.40547842 2.3096557 " ." 0.09582272 . 1.316503732 1.316274258 0.000229475 1.316274258 1.316274258 00G726856
- " ". - -
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I
I
lSLSPP 1O'LE
=P!J 36ZSO8S9'P 1 ___
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ZOPLPSBOE' 1 SooSsP~!2- 89Z66PO'SP 1 66ZS08S9 'P 1 D 6SLEZZ9'9E8 SZPSOEO'PLL SZELOZ'ELSP -____.
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COPLPSBOE' I 5OOS8POO'O_ 39Z66PO'SP 1 56ZSO8S9'P 1 ___..
"___
3LZPZ19'8ZE ~ _ _
107
8.4 Conclusiones y resultados del programa
Con base al análisis realizado que anteriormente fue descrito se determino la que
seria nuestra hoja de resultados , para proceder al calculo de diseño basados en
los resultados de dicha hoja .
Estos resultados fueron determinados en base a datos experimentales,
reportando separadores de 60,l O, 1 O % de humedad respectivamente.
Teniéndose así una tabla especificando que es lo que se contiene en cada una de
las salidas y entradas así como las cantidades de regeneración como las
estequiometricamente necesarias para obtener las conversiones especificadas
* Las conversiones utilizadas para la lixiviación , cementación y datos de
porcentajes de los metales en la alimentación son los encontrados
experimentalmente ( Cap 7 ).
Ver pag 105 y 106
108
9. Diseño y concepción de la planta
9.1 Capacidad de producción de la planta
Para dar una idea de las dimensiones de la planta, es necesario presentar la
capacidad de producción de la misma:
Productos Cantidad (Ton / año)
Pb
c u
Ag
Materia Prima
PbS
FeC13
NaCl
21 76.1
5.050
O. 142
5940
293.97
317.74
1 o9
9.2 Diagrama de la planta
En base a los diseños realizados y la obtención de las dimensiones de 10s
equipos, se formo un diagrama de planta considerando a estas para la
distribución mas favorable .
L Pb
H2 O
'bC12
211 , ;
j
110
9.3 Diseño de equipos principales
0 9.3.1 Reactor de lixiviación
Galena
Sol'n lixiviante 4 Productos
J
Tipo de reactor : autoclave con 4 RCTA
Para disetio se considera como una serie de reactores continuos tanque agitado.
Reacción heterogénea : interfase líquido - sólido
La difusión es la etapa controlante
a r = km am (CI-Cs)
reacción rápida c s -+ o
a r = km am CA
111
Ec. De diserio de un CSTR
para reactores en serie
reacción de primer orden
sustituyendo
Como el volumen es el mismo para cada reactor, el tiempo de residencia es el
mismo para cada reactor.
sustituyendo
112
TN - -
Con los da
reactor
Datos:
,tos obtenidos y las ecuaciones de diseño calculamos el volumen de
Def FeCI3 en galena = 3*1 O-7 cm2/s
p FeCI3 (1 OOOC) =l. 13 g/ml
p Feci3 (1 OOOC) = 20 cp
mineral de -200 a +325 mallas
Dp = 7.62 m
a = 180 cm2/gr
E = 0.43 fracción típica de lecho
ZN - 30 minutos -
VN =zN *v - 2.5 m3 -
Vi = 0.625 m3
h = 0.796 m
a, = 44881.89 m2/m3
km = 88.293 * 10 -6 m/h
volumen de la autoclave
volumen de cada reactor
altura del reactor
113
Se elige un agitador de turbina debido a que giran a altas velocidades sobre un
eje montado centralmente en el tanque con 6 palas.
Del Mc. Cabe (Según Rushton et. al) tomamos las relaciones debidas entre las
dimensiones del agitador.
Da
E
W
L
113 m
113 m
1/15 m
1/12 m
De la fig 9.20 del Mc.Cabe para calcular la potencia necesaria para suspención
completa de sólidos en tanques agitados con turbina.
114
P = 2 h p
El material es acero con recubrimiento de Kainar.
0 9.3.2 Decantador
En su forma más simple, un recipiente de decantación por gravedad consiste en
un recipiente horizontal, cuya longitud es suficiente para que el sólido o el líquido
disperso se separe de su fase continua conforme fluye suavemente de un extremo
al otro.
El material empleado es acero inoxidable con recubrimiento de Kainar.
En relación con el diseño:
El tiempo de residencia del decantador esta definido de la siguiente manera
115
D e = - 2 ut
El Ulrich recomienda para nuestro sistema una relación de L/D = 3 , con esta
relación y un tiempo de residencia de 10 min conocemos las dimensiones del
decantador.
La Ut la leemos del nomograma de la fig. 4-40 del Ulrich
9.3.3 Reactor de cementación .
Pb
L
a filtro prensa
116
Para poder dimensionar el reactor, se consideró el modelo de un reactor continuo
tanque agitado, con enchaquetado. De ahí que se haya partido de la ecuación de
diseño de la forma:
donde: z = tiempo de residencia
V = Volumen del reactor
U = Caudal
En este caso se cuenta con el tiempo de residencia, ya que el mismo fue
propuesto para fines del experimento. Así mismo se tiene el valor del flujo
volumétrico, por lo que se puede calcular directamente el volumen del reactor.
U = (6654.08 Kg/h) * (1 m3 / 1 130 Kg) = 5.89 m3 / h
z = 10 min. = 0.1666 h
Calculando así el volumen:
V = (5.89 m3 /h ) (0.1666 h) = 0.98 m3
Ahora se procede a efectuar el cálculo de las dimensiones de dicho reactor, su
diámetro, altura y en consecuencia su área:
V = A * H
donde: A=7cD2/4
117
Un criterio útil para proponer un diámetro del rector, es considerar que debe
cumplirse la siguiente relación: H / D = 1. De ahí que se presenten las siguientes
propuestas:
1 . O 0 0 0.7850 1.2480 1.248
1 .O50 0.8659 1.1318 1 .O70
1 .O75 0.9076 1 .O790 1 .o00
Una vez con las dimensiones antes señaladas, se procede al diseño del agitador,
que para fines de las condiciones se propone un agitador de turbina:
w
118
A u = 6 ( l - € ) / d p = 6 ( 1 -0.43)/1.46*10'4=23424.66m2/m3
Para encontrar el coeficiente de transferencia Km:
Km = (XA *u) / (a, * (1 - XA) * V)
= (0.83*5.89 m3/h) / (23424.66 m2/m3 *O. 1 7*0.98m3) = 1.253 * 1 O -3 m / h
Por otro lado, se calcula GL:
G L = ( V * p ) ( x D 2 / 4 )
=(58901/h*1.13g/ml*(103ml/l I t ) ) / (3.1416*1.0752/4)
= 7.33 *IO6 g/m2h
Algunos datos necesarios para el cálculo de la velocidad de agitación:
Sc = (p / pD) = (0.2 g / cm S) / (1.13 g / cm3 * 3.0*107 cm2/s) = 5.90 * I O 5
j, = K, SC*'~ p / GL
= (5.90 * I 05) u3 * 1.13 g /cm3 * 1.253 * 1 O -3 m / h* I OO' cm3/ I m') /
7.33*1 O6 g/m2 h = 1.36
119
Con estos valores es posible obtener un valor para el Re:
Re =( j, / I 77) -1 10.44 - - (0.36 / 177)- 1 10.44 = 63904.68
Para la velocidad:
= (63904.68 * 0.2 g /cm s*(1 O 0 cm / I m) * 0.57) / (1.46*1
m * l . I 3g/cm3*1 * I O6 cm3/l m3) = 441 5.17 m/s
Para calcular la potencia del motor del agitador:
P N = 12 hp/ 1000 gal
P = (12 hp / 100 gal)* (264.2 gal / 1 m3) * (0.98m3) = 3.1 hp
En cuanto a las dimensiones del agitador:
Da= 1/3 D = (1/3 * 1.075 m) = 0.358 m
W = 1/5 Da = (1/5 * 0.358 m) = 0.0716 m
L = 1/4 Da = (1/4 * 0.358 m) = 0.0896 m
E = Da = 0.358 m
Por último se procede al diseño de la chaqueta del reactor:
120
Diámetro (m) Altura (m) Tamaño de Motor (hp) Chaqueta
turbina
1 .O75 1 .O79 0.358*0.0716
m 9.3.4 Filtro Prensa
Lavado
Ali mentad ón I 3.1
Filtrado
Lavado
121
Este agente de separación se utiliza con la finalidad de separar la corriente
líquida de los sólidos provenientes del reactor de cementación. Por lo general, se
tiene una ecuación de la siguiente forma para el diseño de filtros:
dV/de= A / a'p( W/A)
donde: V= volumen de filtrado = 1 It
0= tiempo de filtrado = 1 min
p= viscosidad de la solución = 20 cp
a'= constante = 1
W= cantidad de sólidos en la torta = O. 1365
A= área de filtrado
Efectuando el cálculo para el área de filtrado:
A = 1.6521 m* = 17.78 ft2
En relación con el número de placas y marcos:
Metal: 43 % placas y marcos o placas con receso y sin empaques
CGR: 36 placas con recesos y empaques (espesor mínimo de cámaras 1 '/4 in)
122
O 9.3.5 Cristalizador (Foust)
Agua T = 5OoC -
1 Corriente 1 O
T = 25OC
123
O Corriente 7
La mezcla contiene los siguientes porcentajes de cada componente:
Hz0 = 92 %
FeC13 = 0.73 %
NaCl = 5.19 %
FeCI2 = 0.99 %
PbC12 = 0.497 %
ZnC12 = 0.381 O h
AgCl = 0.0048 %
Así mismo, se presentan otras propiedades necesarias para el diseño de este
equipo:
m=153441.3773 Ib/h
PM=23.966 g/g-mol
Cp=0.7069 BTU/lb O F
124
O En relación con las propiedades de la mezcla a 65OC:
K = 0.34 BTU/h ft2 O F / f t
p=68.67 Ib/ft3
p.= 5 cps
Vel. media = O. 17867 ft/s
Tubo de 8in , Cedula 40
A sección transversal de tubo interno = 0.3474 ft2
D interno de tubo = 0.665ft
N R e = 2539.626
N p r = 25.157
hiD/K=32.0436
hi=4115.28BTU/h ft O F
A asociada =2.0881 ft2 /ft
Ri=O.OOO116372
125
e Propiedades del agua de enfriamiento 35 OC
K = 0.381 BTU/h ft2 OF/ft
~ ~ 6 5 . 3 I b/ft3
p.= 0.8 cps
Vel. media = 5 ftls
Tubo de 1 Oin , cédula 40
A sección Transversal de tubo interno = 0.3474 ft2
D interno de tubo externo = 0.835ft
D externo de tubo interno = 0.71875ft
S=O. 148 ft2
P=4.88ft
D equivalente( Deq)= O. 1 1628ft
NRe = 70520.2
N pr= 5.081
126
hoDeq/K=333.6
ho=lO93.1 5BTU/h ft OF
A asociada =2.258 ft2 /ft
Resistencia de la pared
k =IO
Rw=0.0019169
1 /UA= R =O.O316ft O F / BTU
ATml = 26.81
qft = 849.4 BTU / h ft
L necesaria = 187Oft = 570 mts
A de transferencia =4222.5 ft2 = 391.7 m*
Por lo tanto se requeriría un cristalizador de 5mts de alto con 114 tubos
distribuidos en un diámetro de 3.6 mts.
127
9.3.6 Filtro de discos al vacío
I
U U
Para entender el principio de esta operación se dará una breve descripción
acerca de la teoría de la filtración al vacío. Los filtros al vacío se limitan a una
presión máxima de filtración de una atmósfera. La bomba al vacío, es un
accesorio importante para este tipo de filtros, puesto que es la fuente de la fuerza
impulsora de filtración y en muchas instalaciones, el dispositivo de mayor costo
operacional.
Dentro de los filtros al vacío por lotes se encuentran:
128
0 filtros de succión al vacío
0 filtros de hoja al vacío
0 filtros Sparkler
Los filtros continuos al vacío se clasifican en tres categorías: de tambor, de disco
y horizontales. Su característica común es una superficie de filtración que se
desplaza de un punto de aplicación de la lechada en donde se deposita la torta
bajo el impulso de un vacío a un punto de separación de sólidos, donde se
descarga la torta por métodos mecánicos y neumáticos y de ahí de regreso al
punto de aplicación de la lechada; una válvula que regula la presión por debajo
de la superficie en varias etapas de su recorrido; un ciclo aparentemente continuo
de funcionamiento que de hecho es una serie sin fin de eventos estrechamente
espaciados por lotes que se aproxima a un patrón continuo.
Las ventajas de este tipo de filtros son:
Se pueden diseñar como filtros continuos eficaces
Como tales, utilizan poca mano de obra y son adiciones eficientes para los
procesos continuos
La superficie de filtración se puede abrir a la atmósfera, y por consiguiente, es
fácil llegar a ella para efectuar inspecciones y reparaciones
Por lo común, los costos de mantenimiento son reducidos
Por otro lado, se presentan desventajas tales como:
0 Se debe mantener un sistema al vacío
129
0 No se pueden usar filtros al vacío para filtrados volátiles, ya sea debido a un
punto normal de ebullición bajo o a una temperatura de operación elevada
La mayoría de los filtros al vacío no pueden manejar sólidos compresibles,
cuya filtración es difícil
0 Los filtros continuos al vacío son inflexibles y no ofrecen un buen desempeño si
su corriente de alimentación cambia con respecto a la velocidad, la
consistencia o el carácter de los sólidos
Una vez mencionados los principios de la filtración, se procede a la recolección
de los datos experimentales involucrados en el diseño de este medio de
separación. Cabe mencionar que para cada tipo de filtro se requerirán
parámetros diferentes.
Tiempo de filtrado = Smin
p.= 20 cps
Vol de filtrado = 1 lit.
Peso de el filtrado ( Cristales ) = 30.226gr
Con los anteriores se obtiene una área de filtrado:
A de filtración = 11 m2 =I 18.4 ft2
Con unas dimensiones aproximadas de 6ft de diámetro y 1 Oft de longitud.
130
O 9.3.7 Celda electrolíitica
Salada CIZ PbCI2 Sifon
I
Ladrlllo alslanta
".
Barra de a c e r o Catodo P b Fundtdo
131
O 9.3.8 Torre de enfriamiento
Agua de enfriamlento T = 23O C
Flujo de - e ai re
132
Para este equipo se propone una torre de tablillas de madera , tiro forzado y flujo
en contracorriente, con las siguientes características adicionales:
Agua de 50 OC a 23OC
Flujo de agua por secc. transversal ( L/ S) = 900 mol
/hm2
Aire ambiente de 32°C bulbo humedo de 15OC
Por lo tanto Hv l =I 200 J/mol
Flujo de aire del doble del mínimo requerido
AI igual que en el diseño del resto de los equipos, se requieren una serie de
parámetros para fines del cálculo de las dimensiones de los mismos. De ahí que
tales propiedades se enlisten a continuación:
hLa/Kya =600 J/mol°C
Kya =0.2 V / S (mol / h m*)
Para el flujo minimo de aire
Lprom cl / V'min = 212 J / mol OC
de la gráfica HI2 = 6925 J / mol
133
Para el doble (de la grafica)
l- "C
23
25
30
35
40
45
50
Hv
1200
1400
1950
2500
3000
3550
41 O 0
Hi
1800
2000
2700
3500
4400
5500
6600
Hi-Hv
600
600
750
1 O 0 0
1400
1950
2500
De donde se obtiene una altura de 14.082 mts
Vel de liq = 5ft/s
pS5 .3 I b/ft3
A=0.567ft2
L=37054 mol/h
S=41.1 7m2
Base de la torre de 7 x 6 mts
~~ ~
V'/ Skya (Hi-Hv)
0.008333
0.008333
O. 00666
O. 005
0.00357
0.00256
o. 002
1 34
O 9.3.9 Clorador
135
O 9.3.1 O Condensador
de a 100° C
En relación con este tipo de equipo, o condensador de superficie (reservado para
aparatos tubulares empleados en la condensación de vapor de agua), se puede
decir que cualquier vapor saturado puede ser condensado mediante rocío directo
de agua fría bajo condiciones apropiadas de temperatura y presión, siempre que
la contaminación del condensado por agua no sea objetable.
Las partes principales de un condensador de este tipo, además de la coraza y las
cajas de agua, son su gran entrada de vapor de escape, salidas a los lados para
eliminar el aire y un pozo caliente con su salida de condensado y de aire.
En cuanto a las convenciones empleadas en los condensadores
136
de superficie,
estas raramente son violadas, puesto que pocas veces se diseñan estos
condensadores para operar a presiones absolutas de menos de 0.7 in. abs. Hg.,
con una diferencia termical de menos de 5OF, con un contenido de oxígeno
disuelto en el condensado de menos de 0.03cm3/lt, o con una carga de vapor que
exceda a las 8 lb/ (h) (ft'). Por otro lado, no se usan velocidades en el agua
menores de 3 pps y la cantidad de fugas de aire en el sistema debe estimarse
para la selección de la bomba de aire, ya sea del tipo mecánico o de eyector.
0 Diseño calentador de la mezcla-condensador de vapor intercambio de
calor en contracorriente (Kern)
Para comenzar, se puede mencionar que por lo general las industrias utilizan
calderas a presiones aprox. de 2501b/in2 . De ahí que para poder obtener un
vapor a 204 O C con un flujo de 250001b/h, se requieren los siguientes parámetros
para el diseño:
Mezcla entrante a 25OC =102.6 OF=tl
Tubos de 7/8 in , 18 BWG Con un factor de limpieza de 85%
Carga máxima 8 Ib/h ft'
Flujo = 0.0585 ft3/s
Area de flujo por tubo ( a't ) = 3.298E-3 3'
137
Vel. de la solución = 17.73 ft / S
Ccl=O.85
Ct=l
CI=l
Ud=941.4
A=31 25ft2
Ts=426.6 O F
De tablas se obtuvieron los siguientes datos:
a"=0.229 ft2/ft
DI=0.777in
at'=0.475 in2
t2=(Ts-tl) / antilog (0.000279 Ud L n a" / Va't )
Para obtener las dimensiones del equipo se recurre a un método de prueba y
error, para de esa manera poder encontrar el largo L , para una t2 = 237.49 OF
que garantice una salida de mezcla de 100°C. Los resultados de la aplicación del
método antes mencionado, se muestran a continuación en la siguiente tabla.
Long. De tubo ( ft ) t2 (OF )
6
20
30
35
32.7
1 33.03
193.39
228.74
244.35
237.49
De la aproximación se concluye que se requerirá un condensador de aprox. 10
mts
139
9.3.1 1 Caldera necesaria para el condensador
140
O 9.3.12 Triturador
Ali
0 Engraje impulsor
Salida de productos
Cono de desc
Parrilla de acero
U
Estos equipos suelen ser de gran utilidad en ocasiones en las que se trabaja con
reactivos sólidos, que a grado industrial, suelen estar petrificados, o bien son
difíciles de pulverizar por medios mas comunes. En el caso del proyecto, se
propone el diseiío de uno de estos equipos, ya que se trabaja con FeCI3 en grado
industrial, volviendo esto difícil la introducción del mismo en la etapa de
regeneración de la solución lixiviante si este no es triturado previamente. Es por
ello que se considera indispensable la introducción de este equipo dentro de la
planta.
141
A continuación se enlistan algunas características requeridas, para en función de
las mismas, poder determinar las dimensiones del equipo:
FeCI3=888Kg/dia ( 8-18 Perry)
Por medio de algunas tablas, se llegó a que se requiere un molino de 3x2 ft
0 9.3.13 Mezclador
r c
142
O 9.3.14CaIdera flujo de vapor necesario para las chaquetas de
calentamiento (condensacion del vapor en estas )
Como se mencionó con anterioridad, este proceso requiere de cambios de
temperatura drásticos, y a la vez, requiere que se pueda mantener la temperatura
alta en algunos puntos con la finalidad de evitar que los cristales deseados se
comiencen a formar en las tuberías, obstruyendo así el flujo de la solución. De
ahí que, tanto en la autoclave como en el reactor de cementación, se haga uso de
enchaquetamiento de los tanques para mantener la temperatura constante.
Es así como, en este apartado se procede a enumerar una serie de parámetros
involucrados en el diseño de estas chaquetas:
AHvap ( 1 O 0 OC ) =40.656 KJ/mol
O Para el tanque de cementación
AH=39.29 ft2
Q=12729.9 BTU /h = 1341 9 KJ/h
n = 330moVh = 5941 Ib/h
0 Para el tanque de iixiviación
AH=96.42 ft2’
Q=31290.08 BTU /h = 32985.5 KJ/h
n = 812.45moVh = 12952 Ib/h
143
Requerimento total = 18893 Ib/h
Es así como se necesitará una caldera con este flujo de vapor a 100°C.
Caldera necesaria
144
9.3.15 Tubería, accesorios y bombas
Bomba Codo 90
Costo de 3 bombas = 204,000
145
a) Materiales para tubería
Resinas fenólicas
I I
o o
Poliésteres o o
Polietileno o
PVC
Caucho (natural, GR-S) o o
Caucho. butilo o o
Cementos de silicatos o o
3esinas asfálticas o o
3esinas epoxi o o
Tesinas de furano o 8
Los materiales marcados anteriormente son resistentes a la corrosión de la
solución lixiviante.
146
El material mas recomendable son los cementos de silicatos, ya que es un
material resistente a la alta corrosión y a las temperaturas de la solución
manejada. Lo anterior es un factor importante en el costo de la planta ya que hay
otros materiales más económicos pero que nos poseen la resistencia requerida.
La tubería no tiene costura y se hace de óxido de silicio y cemento Portland,
compactados a una presión muy elevada, reforzados uniformemente con fibra de
asbesto y curados con cuidado. La superficie interior es lisa, no se corroe ni
desarrolla protuberancias. Esta tubería se utiliza ampliamente para sistemas de
aguas subterráneas, para desechos y lechadas de fábricas de papel y para aguas
de minas.
No existen válvulas y accesorios de asbesto o cemento; pero se pueden obtener
accesorios de acero embridados con segmentos de tuberías de asbesto o
cemento y accesorios de hierro colado recubierto de cemento con campanas en
los extremos para juntas de introducción por compresión a las tuberías de
asbesto-cemento. También existen adaptadores para los accesorios regulares de
hierro colado. Cuando se instalan estas tuberías por encima del suelo, se
recomiendan dos soportes de guía por tramo y cuando se emplean juntas de
introducción por compresión, se deben reforzar con abrazaderas los impulsos de
presión interna en los cambios de dirección , los reductores, los extremos muertos
y las válvulas. Cuando se usan bridas vaciadas: se deberán utilizar juntas de
expansión, también con abrazaderas, para resistir los impulsos correspondientes
de presión.
147
b) Distribución de tuberías
*3 Tramos rectos
Ubicación Dirección (HN) Longitud (m)
Autoclave - decantador 0.5 H
Decantador - cementador H I V I H 0.5 I 1.5 10.5
Cementador - filtro pren. H 0.5
A cristalizador V O. 5
Cristalizador a filtro vac. H 0.5
Filtro vac. - regenerador H I V I H 3.5 I 8 10.5
Regenerador - I 0.5 I 17 V I H
nezclador
Mezclador - autoclave 4 I 1 12.5 H I V I H
Donde: Las separaciones con diagonal marcan los cambios de dirección.
H: horizontal v : Vertical
148
c ) Accesorios
Ubicación
Autoclave - decantador
Decantador - tanque de cementación
Cementador -filtro
Filtro prensa - cristalizador
Cristalizador - filtro al vacío
Regenerador - mezclador
Mezclador - autoclave
Mezclador - autoclave
5 Válvulas
I
Tipo de accesorio
Contracción - ensanchamiento
-
-
-
-
Contracción- e. brusco - 2 codos 90°
Contracción
Contracción- e. brusco - 2 codos 90°
Contracción
Con. Brusca - e. brusco - 1 codo 90"
I
Contracción - 4 codos 90°
Contracción - 4 codos 90"
Como ya se mencionó se utilizarán accesorios de acero embridados con
segmentos de tuberías de asbesto o cemento, o bien utilizar accesorios de hierro
colado recubierto de cemento, con campanas en los extremos, para las juntas de
introducción por compresión a las tuberías.
149
9.3.16 Balances de energía mecánica para el sistema
Para perfil plano y teniendo p= cte pues se considera fluido incompresible:
De ahí que la ecuación quede como:
1 1 A - ( v ) ~ + A ~ + - A P + u + E u = o
2 P
Donde el primer término de la ecuación corresponde a los tramos rectos y la
segunda a los accesorios. En relación con las pérdidas de fricción, la ecuación
se puede separar la ecuación en dos partes, considerando que D= 4Rh:
B
1 2 4L 1 EV = C ( - (Y\ - f ), + ( --(v\~ e , ) ,
Datos requeridos para resolver los balances anteriores:
150
Concepto l eu
Entrada normal de tubería O. 05
Contracción brusca 0.45 (1 - p)
Ensanchamiento brusco (up - I)*
Codos 90' 1.3 - 1.9
Válvula de compuerta (1 00% abierta) 0.2
Acoplamiento o conexión 0.04
Unión de válvula O. 04
151
9.4 Personal de la planta
Además de contemplar el costo del equipo de la planta, se considera
indispensable hacer un balance del dinero que será empleado en el pago de
nóminas a los empleados. De ahí que se presente una lista aproximada de las
personas requeridas, así como de los salarios que estos recibirán. Esto, aunado
al costo total del equipo, ayudará al cálculo de la rentabilidad de la planta.
No. de individuos Puesto
1 Gerente General
1 Director de Producción
y Control de Calidad
Salario ($)
1 5,000
10,000
1 Director de 10,000
Mercadotecnia
1 Director de Recursos
Humanos y Relaciones
Industriales
1 Gerente de Ingeniería
8,000
10,000
152
y Procesos
1
15
1
1
1
Investigador “A”
Investigador “B”
Jefe de Compras y
Coordinador
Administrativo de
ventas
Gerente de
Contabilidad y Costos
Jefe de Mantenimiento
Eléctrico y Servicios
Jefe de Mantenimiento
Preventivo
Ingeniero en Turno
Jefe de Almacén
Secretaría de la
Gerencia Gral.
Jefe de Control de
10,000
10,000
8,000
10,000
6,000
6,000
5,000
2,000
2,500
5,000
153
Producción
1
I
5
1
9
21
6
66
Gerente de 5,000
Capacitación Y
Desarrollo
Técnico Laboratorista 3,000
Secretaria “A” 1,500
Supervisor de I ,500
Vigilancia
Auxiliar de 1,000
Contabilidad
Secretaria “B”
Recepcionista
Vigilante
Operario “A”
Electricista
Operario “B”
1,000
800
1,000
2,500
2,000
2,000
154
6
4
10
Mecánico
Chofer
Operario de Limpieza
2,000
1,000
1,000
155
I O . Rentabilidad de la planta.
10.1 Costos de materia prima
FeCI3 * 6 H20
NaCl
Total
$ 0.187
O. 05
293 969.845 Kg
317 739.99 Kg
91 507.84 Dls
15 887 Dls
625 Dls
108 O 1 9.84 Dls
10.2 Evaluación Económica
Como se mencionó con anterioridad, este proyecto tiene como uno de los
objetivos, realizar un análisis comparativo con el proceso actual de fundición. De
a ; - Í que, en parte se haga referencia a algunos parámetros relacionados con esta
operación, con la finalidad de resaltar cual de los dos procesos presenta mayor
rentabilidad, al considerar que se estarán produciendo 5940 toneladas de galena
por año.
156
10.2.1. Liquidación de Peñoles
Peñoles es una fundidora reconocida a nivel nacional. Por lo general, al enviar
un mineral, esta empresa lo procesa y al momento de devolverlo al proveedor, le
entregará un reporte con los pagos y castigos hechos; si procesamos nuestro
concentrado por peñoles el reporte sería el siguiente::
Elemento
c u
Pb
Zn
Conc. Pb
4.021
7.492
392.424
403.937
A raíz de lo anterior, surgen una serie de factores de pago y descuentos como los mencionados a continuación.
157
Elemento
Ag
c u
Pb
Total
Pago %
95
90
95
0.201 05
0.7492
19.621 2
20.571 45
%
5
10
30
Sonc. Pb
20.19685
43.0937
129.281 1
192.57165
Unidad
$/ton
$/ton
$/ton
$/ton
I Conc. Pb I 21 7.794 $/ton I 5940 I I 293 696.36 I
Obteniendo el total de la liquidación, como la suma de los valores remarcados al
final de ambas tablas:
Liquidación:
Pago del concentrado de Pb
Cuota
Castigos
403.937 $/ton
- 20.57145 $/ton
- 192.57165 $/ton
21 7.794 $/ton
158
10.2.2. Evaluación económica del proceso de lixiviación.
Producción de 368.910522 Kg/h de PbCh siendo una producción anual de 2
921.771 toneladas, lo que equivaldría a
2 176 ,0998 toneladas de Plomo / año
Cálculo de la utilidad bruta.
Pb
Ag
2 176.0998 ton
142.014 Kg I
cu 5 049.6 Kg
S 365 294.16 Kg
81 4 Dls/ton
5.21 Dls/oz
1 967 Dls/ton
0.5 Dls/Kg
I
Utilidad bruta anual
1 771 345.237
26 096.052
9 932.564
182 647.08
1 990 02.933
159
10.2.3. Comparación de ganancias
Fundición
ingresos anuales 1 293,696.36 Dlslaño
Lixiviación
ingresos anuales 1’990,020.933 Dlslaño
ganancia adicional
696,324.573 Dlslaño
Diferencia de precios en cotización
Pb 81 4 $/ton
392.424 $/ton
42 1 .576 $/ton
Bolsa de valores
Fundidora Peñoles
Pérdida
160
10.2.4. Cálculo del Capital Fijo y mano de obra.
En relación con la mano de obra, la misma puede ser calculada como:
Mano de obra = O. 15 (Inversión total)
Costo de arranque = 0.1 (Capital fijo)
ICT = CF + CTR + CA
Donde: ICT: Inversión de capital total
CF: Capital fijo
CTR: Capital de trabajo
CA: Costo de arranque
161
Substituyendo los valores para la mano de obra y el costo de arranque en ICT:
KT= CF + 0.15 ICT + 0.1 CF
ICT = I.ICF / 0.85
0 Inversión dentro de límites de batería.
Reactor de lixiviación
Decantador
Reactor de cementación
Filtro prensa
Cristalizador
Filtro de discos al vacío
Clorador
Mezclador
$3 1 O, O 0 0
200,000
180,000
70,000
220'000
300,000
350,000
1 2,000
3 Bombas con recubrimiento 204,000
Condensador 8.000
1 '854,000
162
En cuanto al capital fijo:
CF= 1.18125 * ISBL
= 1.18125 * ( I ’854,000) = 3‘360,375
CI = 0.145 * ISBL
= O. 145 * (1 ’854,000) = 268,830
Donde CI: Cargos indirectos
Por lo cual, recalculando la inversión de capital total:
ICT = 1 .I /0.85 *(3’360,375) = 4 348,721
Mano de obra = 0.15 + (4’348,721) = $652,308
163
11. Estados de situación financiera.
Compra de materia prima
Materia prima usada en la producción
mano de obra
costo primo
cargos indirectos
Costo de producción
$1 08,019.84
108,019.84
387,000
$495,019.84
268,830
$763,849.84
164
Ventas netas
Costo de vts
Utilidad Bruta
Gastos de operación
3astos de venta
Sueldos y Salarios
Servicios
3astos de administración
Sueldos y Salarios
Servicios
Jtilidad del ejercicio
mpuestos por pagar
I.S.R.
I.A. F.
:lujo después de impuestos
I
$300,000
21 5,064 I
$87,000
53,760
$5 1 5,064
$1 40,760
193,915.97
60,486.75
$1'990,020.5
763,849.8L
$1 '226,171.1
$655,83C
$570,341 .O9
$254.402.72
$31 5,938.37
165
12. Cálculo de la Tasa Interna de Retorno (TIR):
Para calcular la TIR aplicamos el Valor Presente Neto y cuando este tiende a cero
el interés es la TIR
?I S, VPi?=-s,+~- (1 + t)'
Donde: So = Inversión de capital total + costo de materia prima
En el caso de que el valor presente neto, VPN, sea nulo i=TIR
n(3 15,93 S)
Calculando So:
So = 4'348,720 + 108,019 = $4'456,740
Los flujos anuales son los flujos después de impuestos que nos arrojan los
estados financieros (estado de pérdidas y ganancias).
166
Resolviendo la ecuación anterior iterativamente encontramos que, para 10 años la
TIR será de aproximadamente 70.5 por ciento.
Es decir, que en 10 años habremos recuperado la inversión inicial. Tomando en
cuenta que a partir de este tiempo las ganancias adicionales serán de la minera,
bien vale la pena invertir en este proyecto, ya que siendo nosotros quienes
procesen el mineral, venderemos nuestros metales al precio que se cotiza en la
bolsa mexicana de valores.
.. .
167
Conclusiones
A partir del análisis realizado en este trabajo, se puede concluir que el proceso
propuesto, la lixiviación selectiva de la galena con cloruro férrico, presenta varias
ventajas sobre el proceso convencional de la fundición de dicho mineral para la
obtención del plomo. Lo anterior puede justificarse al mencionar algunas de tales
ventajas: la eliminación de emisiones de gases tóxicos y de plomo a la atmósfera
-lo cual resulta de gran importancia para evitar el deterioro del medio ambiente-,
la reducción de gastos en requerimientos energéticos para el proceso global, la
disminución de los riesgos de operación para los trabajadores en la planta y la
facilidad de operación de los procesos unitarios involucrados al ser comparados
con los relacionados con la fundición. Además permite la venta directa del
producto sin intermediarios ( fundidoras ).
Este proceso permite una alto porcentaje de recuperación de Pb , así como de Ag
y c u .
En cuanto a los contaminantes originados en la lixiviación selectiva, los mismos
no son tan difíciles de tratar, ya que como por ejemplo, el azufre elemental
producido, puede ser fácilmente almacenado en las minas, o inclusive, puede ser
vendido para la producción de fertilizantes, lo cual no puede hacerse con los
productos no deseados del proceso de fundición. Como ejemplo de lo anterior se
puede mencionar que el SOz generado, debe ser tratado en una planta para su
transformación en ácido sulfúrico lo cual origina costos extras en el proceso.
Por otro lado, se puede mencionar que los resultados obtenidos a partir de los
balances de materia realizados fueron satisfactorios, por lo que el proceso
propuesto es adecuado para las'tantidades de plcjmo procesado esperadas. ". c-. .
168
El Único problema aparente, al haber realizado los balances de materia
mencionados, fue el hecho de que se obtienen cantidades considerables de Zn en
las corrientes del proceso, debido al tiempo de lixiviación, lo cual origina
contaminación en algunas etapas del proceso. Este fue resuelto con los .
porcentajes de humedad en cada separador de acuerdo a su diseño 60% (
decantador ) , 10% separadores convencionales de lotes ( filtro prensa ) y
continuo ( de discos al vacio ).
Del análisis económico concluimos que el proyecto es rentable ya que la Tasa
Interna de Retorno ( TIR ) , es de 70.5% a un tiempo de recuperación de la
inversión de 10 años.
169
Anexo experimental
Cálculos
Para fines de este trabajo , los cálculos se encuentran incluidos en las tablas de
los resultados experimentales . Tales cálculos fueron realizados periódicamente
en la bitácora .
Gráficas
Estas fueron determinadas por datos de conversión experimentales
170
.-
Curva de lixiviaición para Pb
Conc. (ppm) 400
300
200
100
O O
/
I I
10 20
t (min) 30
171
Curva de lixiviación para Ag
t ( m i d 20
15
10
5
O O 10 20
Conc. (ppm) 30
172
Curva de Iixiviación para Cu
conc. (ppm) 250
200
150
100
50
O O 10 20
t (min) 30
173
Curva de lixiviación para Zn
120
IOOC
800
600
400
200
O
Conc.
I h O 10 20
t (min) 30
174
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