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

28

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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-1%¡__1.1128926

~.___ - ~-

-___ -" ___ "" . .. .~ ____~ .. _____.~~ 0.00487958 0.00487873 8.51 E-O7 0.00487873 0.00487873 2.86E-OE

"" _ _ ~ ___-._ ~

-.-_____ _ _ ~ ~~ -

I

I

lSLSPP 1O'LE

=P!J 36ZSO8S9'P 1 ___

I Io

-___-.

ZOPLPSBOE' 1 SooSsP~!2- 89Z66PO'SP 1 66ZS08S9 'P 1 D 6SLEZZ9'9E8 SZPSOEO'PLL SZELOZ'ELSP -____.

~ " _ _ _

I SEEEZZSE'L6

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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