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Lixiviación y recuperación hidrometalúrgica de Manganeso Universidad Autónoma Metropolitana Brito Ramos Victor Hugo Gutiérrez Muñoz Monserrat Pérez Anacleto Eduardo Alberto Pérez Cruz Edgar Ivan Asesora: Dra. Gretchen Lapidus Lavine
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Lixiviación y recuperación
hidrometalúrgica de Manganeso
Universidad Autónoma Metropolitana
Brito Ramos Victor Hugo Gutiérrez Muñoz Monserrat
Pérez Anacleto Eduardo Alberto Pérez Cruz Edgar Ivan
Asesora: Dra. Gretchen Lapidus Lavine
2
Contenido
CAPÍTULO I ______________________________________________________________ 5
1.1 Introducción _______________________________________________________________ 6 1.1.1 Generalidades del manganeso ____________________________________________________ 7
1.2 Justificación del proyecto ____________________________________________________ 7 1.2.1 Oferta y demanda ______________________________________________________________ 8 1.2.2 Producción nacional_____________________________________________________________ 9 1.2.3 Principales productores y consumidores _____________________________________________ 9 1.2.4 Panorama general de la industria _________________________________________________ 10
1.3 Descripción del mineral a tratar (lodos) ________________________________________ 12
1.4 Capacidad y ubicación de la planta ____________________________________________ 12 1.4.1 Evaluación por puntos __________________________________________________________ 13 1.4.2 Horas de operación de la planta __________________________________________________ 13
1.5 Procesos de extraccion _____________________________________________________ 14 1.5.1 Pirometalugia_________________________________________________________________ 15 1.5.2 Hidrometalurgia _______________________________________________________________ 15
1.6 Revision de procesos propuestos existentes para minerales de baja ley ______________ 17 1.6.1 Electro-extracción de manganeso _________________________________________________ 17 1.6.2 Lixiviación reductiva con solución de sulfato ferroso __________________________________ 20
1.7 Definicion del proyecto _____________________________________________________ 21 1.7.1 Objetivos ____________________________________________________________________ 22 1.7.2 Proceso propuesto _____________________________________________________________ 23
CAPÍTULO II_____________________________________________________________ 25
2.1 Metodología experimental __________________________________________________ 26 2.1.1 Lixiviación reductiva ___________________________________________________________ 26 2.1.2 Adición de sulfato ferroso _______________________________________________________ 28 2.1.3 Recuperación del Manganeso ____________________________________________________ 28
CAPÍTULO III ____________________________________________________________ 29
3.1 Resultados y discusión______________________________________________________ 30 3.1.1 Lixiviación reductiva____________________________________________________________ 30 3.1.2 Cinética de la reacción de reducción _______________________________________________ 36 3.1.3 Recuperación del manganeso ____________________________________________________ 40 3.1.4 Cinética de la reacción de oxidación _______________________________________________ 41
CAPÍTULO IV ____________________________________________________________ 43
4.1 Diseño del proceso ________________________________________________________ 44
4.2 Descripción del proceso ____________________________________________________ 45
3
4.3 Balance de materia ________________________________________________________ 47
4.4 Balance de energía ________________________________________________________ 49
4.5 Diseño de equipos _________________________________________________________ 49 4.5.1 Mezclador ___________________________________________________________________ 49 4.5.2 Reactor para la reducción y oxidación ______________________________________________ 49 4.5.3 Bombas _____________________________________________________________________ 50 4.5.4 Filtros _______________________________________________________________________ 51
CAPÍTULO V ____________________________________________________________ 53
5.1 Costos ___________________________________________________________________ 54 5.1.1 Consumo energético ___________________________________________________________ 54 5.1.2 Materia prima ________________________________________________________________ 54 5.1.3 Equipo ______________________________________________________________________ 55
5.2 Costo total de inversión ____________________________________________________ 56
5.3 Mano de obra ____________________________________________________________ 56
5.4 Costos fijos _______________________________________________________________ 57
5.5 Ingreso total anual _________________________________________________________ 58
5.6 Evaluación económica ______________________________________________________ 58
6. Sustentabilidad ____________________________________________________________ 59 6.1. Impacto ambiental ______________________________________________________________ 59 6.2 Impacto social ____________________________________________ ¡Error! Marcador no definido.
7. Conclusiones ______________________________________________________________ 60
REFERENCIAS ___________________________________________________________ 61
APÉNDICES _____________________________________________________________ 64
Apéndice A. Seguridad ________________________________________________________ 65 A.1 Almacenamiento de manganeso ___________________________________________________ 65 A.2 Residuos ______________________________________________________________________ 66
Apéndice B. Evaluación toxicológica ______________________________________________ 66 B.1 Ácido sulfúrico _________________________________________________________________ 66 B.2 Hidrogeno _____________________________________________________________________ 70 B.3 Sulfato de amonio_______________________________________________________________ 75
Apéndice C. Legislación ambiental _______________________________________________ 76
Apéndice D. Impuesto a la minería. ______________________________________________ 76
Apéndice E. Cálculo del análisis económico [22] _____________________________________ 77
4
Resumen ejecutivo
El presente trabajo, tiene el objetivo de diseñar una planta para la separación y
purificación del manganeso a partir de minerales de baja ley (15-25%), mediante
lixiviación y recuperación Hidrometalúrgica, ya que en los últimos años ha despertado
un gran interés debido a la elevada demanda que se ha generado en diversos países
por la falta de yacimientos.
. Para realizarlo, se propuso un proceso de reducción electroasistida en una
celda electrolítica, utilizando una solución de ácido sulfúrico como agente lixiviante
variando el porcentaje de sólidos en el lechado, el arreglo de la celda (en una celda sin
separar ó separando los compartimentos catódico y anódico). Obteniendo resultados
que demuestran que se extrajo selectivamente el 98% del manganeso en estado de
oxidación 2+ a la solución. También, se observó un efecto catalítico con el incremento
de porcentaje de sólidos debido a la mayor presencia de iones ferrosos, lo cual
consecuentemente produjo un aumento en la eficiencia en la corriente. Debido a este
efecto, se obtuvieron los mismos resultados en los diferentes arreglos de la celda, sin
embargo, se eligió la celda con compartimentos separados debido a que se tiene un
mayor ahorro de energía, ya que la energía suministrada al sistema es la misma para
la reducción y oxidación del manganeso. También, se logró la recuperación del 98%
del manganeso 2+, en el compartimento anódico de la celda añadiendo sulfato de
amonio, teniendo como producto pirolusita (MnO2).
La cinética de las reacciones se obtuvieron a partir del modelo del núcleo
decreciente en la reducción y, mediante la utilización de un reactor tanque agitado
intermitente para la oxidación; lo cual se utilizó para el diseño del reactor además de
la ley de Faraday.
Finalmente, se evaluó el proceso económicamente y resultó rentable,
recuperando la inversión inicial en un periodo no mayor a cinco años.
5
CAPÍTULO I
6
1.1 Introducción
El manganeso se encuentra a nivel mundial principalmente como la pirolusita
(MnO2), un mineral del grupo de los Óxidos. Puede presentar una gran cantidad de
hábitos, aunque en general, se presenta en forma de agregados cristalinos fibrosos. La
pirolusita tiene normalmente un origen sedimentario, formado por deposición de
manganeso en un ambiente de sedimentación lacustre o en ciénagas. También, en
otras ocasiones, se forma como producto de la oxidación, por factores climáticos, de
otros minerales del manganeso. Por ello, es frecuente encontrarlo asociado al cuarzo,
manganita (MnOOH)y otros minerales como óxidos de hierro y manganeso.
El manganeso es un metal muy valorado estratégicamente, porque es un
componente del acero y otras aleaciones tales como el bronce-manganeso. Por ser un
agente oxidante natural, también se usa para la fabricación de cloro y desinfectantes
(permanganatos). También se usa para la decoloración del vidrio, pues cuando se
mezcla con el vidrio fundido se oxida el hierro ferroso a hierro férrico, con lo que
desaparecen los colores verdosos y marrones que tendría el vidrio. Uno de sus
principales usos, una vez concentrado es, es la fabricación de ferroaleaciones. Las
ferroaleaciones son combinaciones de hierro con algún otro elemento, las principales
son de cromo, manganeso y silicio.
Los procesos para la recuperación de manganeso, incluyen la disolución
(lixiviación) en medio ácido, con agentes reductores como FeSO4, FeS, SO2, C, etc.; la
lixiviación en medio amoniacal con reductores como glucosa, carbohidratos, iones Cu+,
Fe2+, Mn2+, etc.; la lixiviación con ácido nítrico, seguido por extracción por solventes.
La tostación sulfatante con sulfato de amonio, sulfato y bisulfato de sodio ó ácido
sulfúrico en pasta, se utiliza para producir una fase soluble También, se puede pre
concentrar el mineral mediante la flotación con oleato [1, 5, 7].
7
1.1.1 Generalidades del manganeso
Para poder comprender mejor el comportamiento de los minerales que
contienen manganeso, es necesario considerar las características geológicas y
geoquímicas del manganeso, en especial las siguientes:
1. El Mn se comporta análogamente al hierro; en su forma primaria está ligado a
magmas básicos y de acidez media, y puede ser fraccionado y transportado
mediante soluciones acuosas.
2. La precipitación de los óxidos e hidróxidos de Mn sucede en forma escalonada,
de modo que primero precipitan fases precursoras transitorias que
gradualmente dan lugar a especies más estables como la Todorokita y
Vernardita de la forma 2MnO
3. El comportamiento de las soluciones acuosas ricas en Mn, presentes en
diversos ambientes geológicos fósiles y modernos, está condicionado por sus
características redox. El Mn es transportado en solución bajo condiciones
reductoras y ácidas.
4. La actividad biológica juega un papel muy importante en la precipitación del
Mn.
1.2 Justificación del proyecto
La industria siderúrgica, la principal consumidora de manganeso, mantiene un
proceso de crecimiento y a merced de esta tendencia, México muestra un incremento
en la producción de acero, que implica una mayor demanda de mineral de hierro y
manganeso a nivel nacional.
8
Los mercados de minera Autlán, el único productor en México, están
constituidos por la industria siderúrgica, por tal motivo tiene mucha importancia en el
desarrollo de esta industria, en especial del acero y, por lo tanto, constituye un recurso
potencial para el crecimiento de países en vías de industrialización. El manganeso es
un importante componente de aleaciones no ferrosas, principalmente aleaciones de
aluminio. También se alea con el cobre, actuando como agente desoxidante y
aumentando la resistencia de los productos finales[2]. Además, por sus diversos usos,
el manganeso presenta grandes posibilidades en el mercado internacional. El
crecimiento de la industria nacional requiere de un abastecimiento continuo de
metales y minerales.
El manganeso también es útil en la producción de cristal, pilas, cajas fuertes,
pinturas, barnices, hélices de barcos, torpedos, oxígeno, cloro y medicinas. Sirve para
teñir algodón, como oxidante y desinfectante.
1.2.1 Oferta y demanda
En México se pronostica continúe el crecimiento de la industria siderúrgica,
debido a la expansión de las acereras, el aumento de las inversiones, la reactivación de
hornos, al mayor consumo doméstico de acero, al crecimiento de las exportaciones y
al incremento en los volúmenes producidos de acero. Lo que se traduce en mayores
ventas potenciales para Autlán.
De acuerdo a la CANACERO, en el 2008, Minera Autlán tuvo una participación
de mercado del 69%, teniendo las empresas importadoras de ferromanganeso, el
mercado restante. En cuanto al mineral de hierro, como indicador adicional del
mercado de manganeso, los precios podrían seguir sujetos a incrementos
importantes[3].
Los Estados Unidos de Norteamérica importan el 98% de su demanda y obtiene
el 2% restante del reciclaje, debido a que sus reservas se agotaron en 1970.
9
En el mercado internacional se cotiza el manganeso entre U.S. $ 2300/t. y
2600/t.
1.2.2 Producción nacional
En lo referente a las reservas de mineral de manganeso, las cifras preliminares
del 2008 indican un total de 30 millones de toneladas de reservas probadas y 250
millones de toneladas de reservas probables. Minera Autlán es el único proveedor de
mineral de manganeso de Norte y Centroamérica, con reservas probadas para los
próximos 40 años.
Minera Autlán reporta que en el año 2008 se logró producir 386,000 t/año de
nódulos (concreciones subesféricas formadas de manganeso) y sinter y 16,000 t/año
de bióxidos y óxidos con contenido óptimo de manganeso[3].
1.2.3 Principales productores y consumidores
La compañía minera Autlán S.A.B. de C.V. es una empresa mexicana que forma
parte del Grupo Ferro Minero (GFM). Se dedica a la producción y comercialización de
diversas clases de minerales de manganeso y ferroaleaciones.
Minera Autlán cuenta con dos unidades mineras, la principal ubicada en
Molango-Edo. de Hidalgo, donde se extrae del subsuelo el mineral de manganeso
(carbonato) y se transforma en nódulo de manganeso mejorado en la zona industrial.
En cambio, minera de Nonoalco cuenta con una mina de cielo abierto para la
obtención de bióxido de manganeso.
La Compañía cuenta con tres plantas siderúrgicas de ferroaleaciones. La más
grande se encuentra en Tamós, Veracruz, y produce silicomanganeso, ferromanganeso
10
alto carbono y ferromanganesos refinados. Otra de ellas, es la planta de Teziutlán-
Puebla, donde se produce silicomanganeso. La tercera planta se encuentra localizada
en Gómez Palacio-Durango, que también fabrica silicomanganeso.
En Cd. Madero, Tamps., se encuentra localizada una terminal marítima de la
Compañía, para la facilitación de sus exportaciones e importaciones. En Tampico,
Tamps., se encuentran las oficinas de CORESA (Compañía Recuperadora de Escorias),
en donde a través de ella, Autlán ofrece escoria que puede ser reciclada como insumo
para la industria de la construcción.
Autlán tiene un centro de servicio y atención a clientes en Monterrey, N.L., y sus
oficinas corporativas se encuentran en San Pedro Garza García, N.L., con oficinas de
enlace en la Cd. De México.
Los mercados de minera Autlán están constituidos por la industria siderúrgica
(Sus principales clientes son Mittal Steel Lázaro Cárdenas, AHMSA, HYLSA, TAMSA,
DeAcero e ICH), y de las industrias de pilas secas, de cerámica, de micronutrientes
para animales y de fertilizantes.
En el mercado nacional minera Autlán es el principal productor de
ferroaleaciones. Autlán exporta sus productos a los Estados Unidos de América,
Canadá, Europa, América Latina y Asia, aunque el norteamericano es el mercado de
exportación más importante[3]
1.2.4 Panorama general de la industria
Durante el 2008 se estima que la producción mundial de acero fue de 1,330
millones de toneladas métricas, observando una disminución de 1.2% en comparación
con el año anterior, como resultado de la desaceleración económica global. En los
Estados Unidos se observó un decremento de 6.8%, mientras que México mostró una
11
reducción en su producción nacional del 2.3%. China por su parte, observó un
crecimiento de 2.6% en el 2008.
Tabla 1.1 Producción Mexicana de minerales de manganeso (miles de toneladas)[2]
Minerales de Mn 2007 2008 variación 2007/2008 Carbonatos 597 667 12%
Nódulos y Sinter 355 386 9% Bióxidos y Óxidos 16 16 -
El precio de las ferroaleaciones también se vio afectado por el entorno
macroeconómico, observando una reducción en promedio de 30% en el último
trimestre del 2008, sin embargo durante el año 2009 se observó un incremento en el
precio promedio de 80%. Se considera que los precios del acero han dejado de bajar,
como en el 2008 y se espera una recuperación tanto en consumo como en producción
de acero para la segunda mitad del 2009.
Asimismo, se prevé que también los precios de ferroaleaciones muestren una
recuperación paulatina durante el año, dado la estrecha relación entre oferta y
demanda a nivel mundial. Con respecto a la producción de ferroaleaciones, para el
2008 se obtuvo una producción total de 211 mil toneladas, lo que representó un
incremento del 15% anual
Tabla 1. 2. Producción de ferroaleaciones (miles de toneladas)[2]
Empresa 2007 2008 variación 2007/2008 FeMn (alto carbono) 31 34 9%
FeMn (refinado) 43 63 46% SiMn 109 114 5% Total 183 211 15%
12
1.3 Descripción del mineral a tratar (lodos)
Recientemente, se aprobó el Instrumento Técnico Normativo de la Semarnat y
Canacero que da la posibilidad de procesar residuos de las plantas para ahorrar
procedimientos de gestión y tiempos de implementación. El reciclado energético de
residuos y subproductos pueden ser aprovechados en la industria del acero,
permitiendo el ahorro de energía y preservación de los recursos naturales así como la
disminución de residuos.
Minera Autlán cuenta con material residual, el cual contiene 19% en
manganeso (principalmente en forma de pirolusita), 10% de hierro, 7.5% de calcio y
63.5% de silicatos. Tratar este material se convierte en un proyecto que posee un
fuerte enfoque ecológico y al mismo tiempo tiene potencial de ser rentable.
1.4 Capacidad y ubicación de la planta
Cerca de la localidad de Molango, al norte del estado de Hidalgo, se encuentra el
yacimiento de mineral manganeso mas importante de America del Norte y uno de los
diez mas grandes del mundo. La parte central de esta área, queda aproximadamanete
a 160 Km al norte de la Cuidad de México y a 170Km al suroeste del puerto de
Tampico, Tamaulipas.
El área explorada y que se pretende explotar comprende aproximadamente 1.5
km2 a lo largo del flanco oriente de la barranca de Tetzintla. Por lo anterior, es factible
ubicar la planta de extracción y recuperación de manganeso cerca de la localidad de
Molango, en Hidalgo.
13
1.4.1 Evaluación por puntos
Tabla 1. 3. Evaluación por puntos Ponderación Aspecto Tamaulipas Hidalgo
Calif. Calif. Ponderada Calif. Calif.
Ponderada 40% proveedores de materia prima 7 2.8 10 4 30% disponibilidad de servicios 6 1.8 10 3 30% comunicaciones y transporte 10 3 6 1.8
calificación total 7.6 8.8
Una vez ubicada la planta de extracción y recuperación de manganeso, se tiene
contemplado el tratamiento de 5 ton/día de mineral de pirolusita (lodo) para la
extracción de 1 ton/día de dióxido de manganeso..
Figura 1.1 Lado izquierdo: Ubicación de la planta (Molango, Hidalgo), lado derecho: Vista Minera Autlán.
1.4.2 Horas de operación de la planta
Se considera un proceso de extracción de manganeso continuo, la planta estará
en funcionamiento 320 días al año, considerando el mantenimiento preventivo del
proceso.
14
1.5 Procesos de extracción
Las vetas de minerales son una mezcla de compuestos inorgánicos de metales
con elementos como el azufre, el oxígeno, el calcio, el hierro, el silicio y otros. De
acuerdo a su origen, se pueden clasificar en metamórficos o sedimentarios. También
depende de su origen la proporción de cada uno de los compuestos de la veta, así
como su estructura cristalina.
La explotación minera de un yacimiento es el primer paso del proceso de
extracción de metales. Tiene un costo muy variado y depende de las características de
las vetas, y va desde unos cuantos centavos de dólar hasta cientos de dólares por
tonelada extraída. Una vez extraído de la mina, el material pasa por un proceso de
clasificación, por uno de separación y, finalmente, por uno de reducción de tamaño de
partícula para iniciar su procesamiento.
Ya seleccionado el material que entrará al proceso, y reducido su tamaño hasta
diámetros de partícula muy pequeños, los procesos de extracción mineral toman
diferentes caminos, en función de la composición y las características de cada uno de
los minerales que componen las vetas.
La separación, generalmente, se lleva a cabo mediante la flotación, técnica que
se lleva a cabo en un tanque agitado al que se burbujea aire para formar espuma. La
parte hidrofílica de los compuestos tensoactivos se adhiere a las partículas con las que
tengan alguna afinidad. El compuesto tensoactivo puede seleccionarse selectivamente
para los compuestos que se desean separar.
15
1.5.1 Pirometalugia
La Pirometalurgia es la rama de la metalurgia consistente en la obtención y
refinación de los metales utilizando calor, como es en el caso de la fundición; es la
técnica tradicional de extracción de metales base. Se trata principalmente de extraer
el metal del mineral, eliminar la fracción de silicatos o de otros minerales sin interés
económico del mineral y purificar los metales. Históricamente, este procedimiento fue
el primero en aparecer. Las operaciones se efectúan entre 950 y 1000°C.
Una gran cantidad de metales tales como el hierro, níquel, estaño, cobre, oro y
plata son obtenidos desde el mineral o su concentrado por medio de la
Pirometalurgia. La Pirometalurgia es utilizada en mayor proporción porque es un
proceso mucho más rápido; su desventaja es ser altamente contaminante para el
ambiente (polvos y gases tóxicos).
1.5.2 Hidrometalurgia
Hidrometalurgia es la aplicación del proceso de extracción y separación de una
sustancia soluble de otra insoluble, usando un solvente inorgánico u orgánico,
generalmente acuoso, a temperatura y presiones variables.
En la Hidrometalurgia se puede considerar los siguientes aspectos:
a. Preparación
Para lixiviar (ó disolver) un mineral es necesario conocer el tamaño adecuado de
partículas y densidad de pulpa para lograr una mejor eficiencia de extracción al menor
costo posible. Algunas veces es necesario cambiar la estructura química para hacer
una lixiviación preferencial.
16
b. Lixiviación
Es un proceso en que los valores metálicos contenidos en un mineral son
transferidos selectiva y completamente, tanto como sea posible, del estado sólido al
líquido, dejando la ganga ó residuo en forma sólida para la separación subsecuente. El
líquido que lixivia es normalmente una solución acuosa de un reactivo que reacciona
con facilidad con el mineral, pero no con la ganga.
La elección del reactivo para la lixiviación está controlada mayormente por los
factores de selectividad y costo. Aunque las condiciones para lixiviar un mineral son
determinadas por experimentación, ciertos factores son comunes en la lixiviación bajo
condiciones de presión ambiente, como son el tamaño de partícula, composición y
concentración del solvente, tiempo de contacto, temperatura, agitación.
c. Separación Sólido - Líquido
Para separar el líquido de los sólidos muchas veces es necesario pasar por las
etapas de sedimentación, espesamiento y filtración, y los requerimientos y costos de
planta y equipo para estas etapas son, muchas veces, mayores que para la etapa de
lixiviación.
d. Purificación o Extracción
En muchas casos, la solución madre ó rica, ya separada de los sólidos, que son en
mayor parte relaves o ganga, no están todavía en condiciones de ir a la etapa final de
recuperación de valores, porque contiene muchas impurezas que pueden precipitarse
juntos con el producto final deseado, contaminándolo y afectando su calidad. Por eso
la solución debe pasar por una etapa de purificación, que en la mayoría de los casos
consiste en: a) cambio de pH, b) agregado de reactivos, c) uso del intercambio iónico,
d) extracción de solventes, e) membranas permeables.
17
e. Recuperación Final de Valores
La recuperación de valores de la solución purificada se puede hacer en general de
dos maneras: a) Por precipitación o reducción química con diversos agentes
reductores a condiciones normales o bajo presión, b) Por Reducción Electrolítica. En
el caso del manganeso, es más conveniente oxidarlo a dióxido de manganeso ó
pirolusita más pura [4].
1.6 Revisión de procesos propuestos existentes para minerales de baja
ley
1.6.1 Electro-extracción de manganeso
El primer paso de este proceso consiste en la alimentación de un mineral que
contiene manganeso a un calcinador, con el objeto de fundirlo. Posteriormente, se
realiza una disolución selectiva (lixiviación) de los metales de valor con una solución
de H2SO4/ Fe2 (SO4)3, obteniendo como subproductos alunita (KAl(OH)6(SO4)2) y
jarosita (KFe3(SO4)2(OH)6). Este último mineral se forma en depósitos masivos de
agregados minerales por la oxidación de sulfatos de hierro. La alunita es un mineral
volcánico producido por las reacciones de acido sulfúrico en las rocas.
El licor de lixiviación se neutraliza con óxido de calcio (CaO) con un pH de 3-4,
recuperando hidróxido de hierro III de esta corriente. El licor lixiviado pasa a un
purificador donde se adiciona NaS2 con un pH de 6-7, obteniendo compuestos
sulfurados de Cu, Ni, Zn y Co.
La corriente resultante contiene principalmente compuestos de manganeso, el
cual se somete a un proceso electrolítico, obteniendo dióxido de manganeso en el
ánodo y manganeso metálico en el cátodo. Las reacciones químicas producidas en la
electrólisis son las siguientes [4]:
18
Ánodo:
e2H4MnOOH2Mn 222
Cátodo:
02 Mne2Mn 2He2H2
Figura 1.2. Diagrama de flujo de la electro-extracción de manganeso.
19
El proceso anterior se emplea para la extracción de manganeso de alta pureza
por medio de electrólisis, el cual es requerido principalmente para aleaciones de acero
especiales.
Las condiciones necesarias para el proceso de electrólisis se muestran en el
siguiente tabla.
Tabla 1.4 Condiciones para el proceso de electrolisis Condición Valor
Catolito MnSO4 30-40 g/L de solución alimentada
(NH4)2SO4 125-150 g/L de solución alimentada SO2 0.3-0.5 g/L de solución alimentada
Anolito MnSO4 10-20 g/L de solución alimentada H2SO4 25-40 g/L de solución alimentada
(NH4)2SO4 125-150 g/L de solución alimentada Densidad de corriente (mA/cm2) 43-65
pH del Catolito 6-7.2 Composición del ánodo Pb + 1 % Ag Composición del cátodo Hastelloy, tipo 316
Voltaje 5.1 V Temperatura 20°C
Desventajas del proceso de electro-extracción de manganeso.
El proceso citado presenta varias desventajas, entre las cuales se encuentran el
costo elevado de la energía y del calcinador para fundir el mineral, la producción de
compuestos sulfurados, además del costo elevado para neutralizar la solución
(subiendo el pH).
20
1.6.2 Lixiviación reductiva con solución de sulfato ferroso
El proceso consiste en la alimentación del mineral de manganeso a un proceso de
lixiviación con una solución de FeSO4/H2SO4 que proceden de dos diferentes formas
que dependen de la concentración del H2SO4:
1. Con una solución neutral de sulfato ferroso:
344242 OHFeSOOHFeMnSOOH2FeSO2MnO
2. Con una solución de sulfato ferroso con un exceso de ácido
OH2SOFe2MnSOOH2FeSO2MnO 2344242
Una vez realizada la lixiviación se filtra y el licor obtenido pasa a un proceso de
oxidación con 22OH para precipitarlo a través de un aumento de temperatura (250
°C), obteniendo así una doble sal 34224 SOMnNH y 32OFe ; a esta mezcla se le agrega
agua para obtener una disolución, la cual se filtra para separar 32OFe como producto
secundario e introducir el 4MnSO a un proceso de electrólisis, de esta manera se
obtiene en el cátodo manganeso metálico y en el ánodo MnO2, recirculando el anolito
al proceso de lixiviación.
21
Figura 1.3. Diagrama de flujo de lixiviación reductiva con solución de sulfato ferroso
Desventajas del proceso de lixiviación reductiva con solución de sulfato ferroso
La principal desventaja de este proceso es utilizar peróxido de hidrogeno como
reactivo, además del costo elevado del calentamiento en la etapa del precipitado [4].
1.7 Definición del proyecto
Con base en los procesos presentados en la sección anterior, se propone en el
presente trabajo desarrollar un esquema de procesamiento donde se consideran
ventajas y desventajas de cada uno de ellos.
22
1.7.1 Objetivos
Objetivo general:
Desarrollar y diseñar un proceso para la separación y purificación del
manganeso a partir de minerales de baja ley mediante lixiviación y
recuperación hidrometalurgica.
Objetivos particulares:
Analizar procesos propuestos existentes para minerales de baja ley.
Determinar las condiciones óptimas para la reducción y oxidación del
manganeso.
Seleccionar y escalar los equipos del proceso.
Realizar un estudio social, ambiental y económico para evaluar la
sustentabilidad del proceso.
23
1.7.2 Proceso propuesto
Se propone que, una vez alimentado el mineral, se mezcla un una solución de
ácido sulfúrico, para después reducir el bióxido de manganeso en el compartimiento
catódico de un reactor electrolítico, disolviendo selectivamente el Mn2+. A la salida se
filtrará la suspensión para desechar los silicatos (inertes) del proceso Una vez retirado
del sólido, se sujeta el líquido a una oxidación en el compartimiento anódico del
mismo reactor, separado por una membrana aniónica, para poder utilizar la misma
energía para los dos procesos. El dióxido de manganeso (producto principal), quedará
depositado en el ánodo ó se desprende para recuperarse filtrando la solución anódica.
La solución aniónica es materia prima para el proceso y se recircula al cátodo
del reactor, previo al re-establecimiento de los niveles de ácido, retirando antes una
pequeña fracción como purga para evitar la acumulación de impurezas.
En la electrólisis se producen las siguientes reacciones:
Cátodo:
Reacciones principales de Lixiviación reductiva:
H2e2H2 OH2MnMnOH2H2 22
2
Reacción parásita (secundaria)
2He2H2
Ánodo:
Reacción de recuperación
e2H4MnOOH2Mn 222
24
Este proceso tiene como objetivo el tratamiento de 5 toneladas al día de
mineral (lodo).
Figura 1.4. Diagrama del proceso propuesto
25
CAPÍTULO II
26
2.1 Metodología experimental
Para establecer los parámetros que determinan las condiciones de operación
asi como la cinética de las reacciones involucradas, se llevaron a cabo una serie de
experimentos variando el porcentaje de mineral, la intensidad de corriente y la
concentración del ácido.
2.1.1 Lixiviación reductiva
Se realizó una reacción de lixiviación reductiva electro asistida en un vaso de
precipitados de 500 mL con dos diferentes configuraciones, la primera, consistió en un
reactor con agitación mecánica (caframo) a 400 rpm; dividido por la mitad con una
membrana aniónica (Ionac MA 7500 reforzada), con el fin de separa los
compartimentos catódico y aniónico, ya que al separarlos se evita la re-oxidación del
manganeso. De esta manera, se utilizó un cátodo de aluminio reticulado de 20 ppi
(ERG, Inc) y una barra de grafito en como ánodo (Figura 2.1). La segunda, se realizó
en un reactor con las mismas características solo que sin separar los compartimentos
catódico y anódico, es decir, sin el uso de una membrana aniónica.
Dicha lixiviación se lleva a cabo en el cátodo; donde introducimos el mineral de
pirolusita de baja ley obtenido por la compañía Minera Autlán, S.A de C.V, que
previamente fue tamizado hasta una malla de 300, para obtener un diámetro de
partícula menor a 53m.
Además del mineral, se agregó 250 mL de una solución de 1M de H2SO4 (JT
Baker 99.2% pureza), una concentración de 2000ppm de sulfato de amonio (JT Baker)
y se le aplicó una corriente de 1 A con una fuente de poder (BK Precision, modelo
27
35B), a condiciones de temperatura y presión ambientales (aproximadamente 25 °C y
0.78 bar).
Figura 2.1. Reactor con membrana
Para monitorear el avance de la reacción durante el experimento, se tomaron
muestras de 0.5 mL (aforadando a 100 mL) cada media hora y se registró el voltaje
con el fin de conocer la energía suminstrada. Posteriormente, se analizaron estas
muestras con espectrometría de absorción atómica (Varian SpectrAA 220fs) para
determinar la concentración de los metales presentes en el electrolito.
Una vez terminada la lixiviación, se filtró el residuo y, después de secarse al
aire, se realizó una digestión con agua regia para determinar el contenido de los
metales en el sólido residual.
Se realizaron experimentos variando el contenido de sólidos y la concentración
de ácido sulfúrico.
28
2.1.2 Adición de sulfato ferroso
Debido a la observación del efecto catalítico del par Fe (II)/Fe(III)[7-8], que se
discutirá en la siguiente sección, a la solución de ácido sulfúrico del sistema de
lixiviación reductiva descrito anteriormente, se le agregó sulfato ferroso (grado
analítico de Baker) hasta obtener 500 ppm.
2.1.3 Recuperación del Manganeso
Para recuperar el manganeso de la solución iónica obtenida se utiliza la
primera configuración descrita anteriormente (sección 2.1.1), es decir, con el uso de
una membrana anionica.
En el lado del cátodo tenemos una nueva carga de mineral lixiviándose
mientras la solución iónica obtenida de la carga anterior (una vez filtrada) se agita en
el lado del ánodo agregando sulfato de amonio ((NH4)2SO4).
29
CAPÍTULO III
30
3.1 Resultados y discusión
3.1.1 Lixiviación reductiva
Antes de iniciar los experimentos con el uso de corriente, se realizó la
lixiviación de una lechada que consistió en 10 g de mineral por litro de solución, con el
fin de determinar la cantidad de manganeso soluble; el cual proviene probablemente
de rodocrosita (MnCO3). Se encontró que corresponde al 10%, disolviendose en los
primeros 30 minutos; se mantuvo en ese nivel durante todo el experimento (Figura
3.1).
Posteriormente, se realizaron los experimentos con las configuraciones antes
descritas en la sección 2.1.1 (con corriente) Los resultados se muestran en la misma
figura, en donde se puede notar que las concentraciones en ambas configuraciones
inician con un valor menor que el caso sin corriente, pero aumenta continuamente al
transcurrir del tiempo. En la etapa de crecimiento, el reactor sin membrana (segunda
configuración) muestra una velocidad mayor y continua, aun después de las 5 horas,
mientras la primera configuración (reactor con membrana) parece detenerse por lo
que se decidió llevar a cabo los demás experimentos en el reactor sin separación.
También se pudo observar que durante las primeras dos horas, cuando hay
poco hierro en solución, el proceso de extracción es muy lento, sin embargo en las
últimas horas se acelera la reducción del manganeso, prácticamente a la par con la
salida de hierro. Lo anterior se puede explicar si se considera que la existencia del par
Fe(II)/Fe(III) está sirviendo como catalizador del proceso.
31
Figura 3.1 extracción de manganeso versus tiempo con y sin aplicación de corriente
para las diferentes configuraciones
Se generó el Figura 3.2, variando el contenido de sólidos, en el cual se puede
observar que todas las concentraciones de sólidos muestran la misma tendencia de
extracción de manganeso; sin embargo, las conversiones finales mas altas
corresponden a las mayores cantidades de sólido, lo cual solo se puede explicar con el
efecto catalítico de las impurezas o autocatalítico.
De la misma manera se puede observar que la concentración de sólidos no
afecta significativamente el nivel de extracción, lo cual indica que todavía no se acerca
al límite de solubilidad de manganeso en la solución. Además se puede juzgar que el
empleo de ácido es muy eficiente y selectivo.
0
10
20
30
40
50
0 60 120 180 240 300
extr
acci
ón d
e M
n (
%)
tiempo (min)
sin corriente sin membrana con membrana
32
Figura 3.2 Extracción de manganeso versus tiempo variando el contenido de sólidos.
Para comprobar la eficiencia antes mencionada del ácido, se realizó un
experimento con 20% más ácido, es decir, con una solución 1.2M, el cual reveló una
tendencia muy similar, lo cual prueba que la concentración del ácido no limita la
cinética.
Figura 3.3 extracción de Mn versus tiempo a diferentes concentraciones de ácido
0102030405060708090
100
0 100 200 300 400
Extr
acci
ón d
e M
n (
%)
tiempo (min)
20 40 60 80 120Concentraciones en g/L
0
20
40
60
80
100
0 100 200 300 400
Extr
acci
ón d
e M
n (
%)
tiempo (min)
1M 1.2M
33
El efecto catalítico antes mencionado se puede observar de una mejor manera
al calcular la eficiencia de los experimentos realizados de la siguiente manera:
%100xpasada total corriente
principal reacción la en utiliada corrientea%Eficienci
En la Figura 3.4 se observan las eficiencias obtenidas, cabe notar que éstas son
mayores para las concentraciones mayores de sólidos y aumentan al transcurrir el
tiempo (excepto los primeros 120 minutos, en los cuales se lixivia el manganeso
soluble), hasta obtener extracciones cercanas al 100%. Esto nos reitera que es un
proceso catalizado. Cabe mencionar que a tiempos largos la eficiencia disminuye
debido a que casi no queda manganeso en el mineral y se sigue aplicando la misma
corriente.
Figura 3.4 Eficiencia de corriente registrada con diferente contenidos de sólidos.
Dicho efecto catalítico, se debe al par (Fe(II)/Fe(III)); el cuál ha sido
mencionado por varios autores[4, 7, 8]; en el gráfico 3.5 se muestra la concentración de
hierro presente en la solución de cada uno de los experimentos, al comparar estas
0
20
40
60
80
100
0 100 200 300 400
Efic
ien
cia
(%)
tiempo (min)
20 40 60 80 120Concentraciones en g/L
34
concentraciones con la eficiencia obtenida, podemos observar una correlación
proporcional; es decir, se incrementa la eficiencia de corriente en el periodo de tiempo
que corresponde a extracciones mayores.
Figura 3.5 Concentración de hierro en la solución lixiviante versus tiempo variando
contenido de sólidos.
Para confirmar la afirmación anterior, se realizó un experimento en el que,
desde un principio, se añadió sulfato ferroso a la solución de ácido sulfúrico. Los
resultados obtenidos se muestran en la Figura 3.6, en el cual se puede observar
claramente que desde los primeros minutos se tiene una extracción mucho mayor al
añadir hierro, alcanzando así una extracción muy cercana al 100% en la tercera hora.
Em cambio, mientras que en el caso sin hierro añadido, se obtiene dicha extracción
alrededor de las ocho horas; lo cual reitera el efecto catalítico de una manera muy
marcada.
Este comportamiento se puede entender mejor si se considera al hierro como
un acarreador de electrones que favorece la reducción del manganeso. El ion Fe3+ es
fácilmente reducido por el cátodo a Fe2+; en la solución se encuentra con una partícula
0500
1000150020002500300035004000
0 100 200 300 400
pp
m F
e
tiempo (min)
20 40 60 80 120Concentraciones en g/L
35
sólida que contiene MnO2 y lo reduce a Mn2+ al tiempo que se re-oxida formando Fe3+.
Este ciclo férrico elimina la etapa limitante en la que el oxido de manganeso en estado
sólido tenía que encontrarse con un hidrogeno naciente formado en el cátodo cuya
vida media es muy corta.
Figura 3.6 Comparación de las extracciones de manganeso con y sin hierro añadido.
Con dicho efecto del hierro en la solución, se explica la tendencia de la
eficiencia al graficarla contra la extracción de hierro (Figura 3.7). Para todas las
proporciones de mineral, en un principio se observa una eficiencia alta debido a la
extracción rápida y sin necesidad de corriente de la parte soluble del manganeso. Una
vez extraída, la eficiencia baja, pero al ir aumentando la extracción del hierro, una vez
mas aumenta, y vuelve a decrecer al acercarse al 100% de extracción. Además, una
vez más se puede notar mayores eficiencias para mayores concentraciones de hierro
en la solución.
0102030405060708090
100
0 100 200 300 400
Extr
acci
ón d
e M
n (
%)
tiempo (min)
sin Fe añadido con Fe añadido
36
Figura 3.7 Eficiencia versus extracción de hierro para las diferentes concentraciones
de mineral utilizadas.
Una vez comprendido el efecto del hierro en la lixiviación, es posible garantizar
que empleando una celda conjunta (configuración 1), tendremos los mismos
resultados que se obtuvieron al emplear la configuración 2. Por lo anterior se puede
continuar con el proceso propuesto, reduciendo en el ánodo y recuperando en el
ánodo con la misma energía; es decir, misma corriente eléctrica.
3.1.2 Cinética de la reacción de reducción
El proceso se dividirá en dos etapas: reducción (lixiviación) y oxidación
(recuperación) de MnO2. Para modelar las reacciones de lixiviación a partir de
partículas de mineral es necesario considerar que la zona donde se encuentra el MnO2
0
10
20
30
40
50
60
70
80
0 1000 2000 3000 4000
Efic
ien
cia
(%)
Extracción de hierro (ppm)
20 40 60 80 120Concentraciones en g/L
37
se desplaza hacia dentro de la partícula, creando un núcleo sin reaccionar. Sin
embargo, es probable que en este caso, donde la fase activa compone más de una
tercera parte de la partícula, ésta misma se va desmoronando, dejando la más la parte
correspondiente a la zona aún sin reaccionar.
Entonces, para describir la cinética de la reacción de lixiviación reductiva se
utilizó el modelo del partícula decreciente, ya que este se emplea para describir
situaciones en las que la parte reactiva contenido dentro de las partículas sólidas se
consumen por dilución o reacción, por lo que el volumen del material se contrae.
Para una reacción de este tipo, se consideran tres etapas que transcurren
sucesivamente:
Etapa 1. Difusión del reactivo, que en este caso es el ion ferroso, a través de una
película estancada de líquido que se forma alrededor del sólido, desde el seno
de la masa del líquido hasta la superficie del sólido (transferencia de masa del
reactivo). No se considera la contribución del H+ en la cinética dado que se
encuentra en exceso estequiométrico.
Etapa 2. Reacción en la superficie entre el reactivo (Fe2+) y el sólido (MnO2).
Etapa 3. Difusión del los productos de reacción (Mn2+ y Fe3+), a través de la
película líquida desde la superficie del sólido hasta el seno de la masa líquido
(transferencia de masa de los productos).
38
Figura 3.8 Modelo del núcleo decreciente
Gracias a la buena agitación y al tamaño pequeño de partícula, podemos
garantizar que no existen problemas de difusión ni a través de la película (etapa 1), ni
de productos de reacción (etapa 3); por lo que la etapa limitante será la reacción en la
superficie. Dicho modelo se representa por la siguiente ecuación[20]:
31
p
X11tR2
3.1
Donde:
t tiempo concentración de Mn en el mineral
velocidad de reacción Rp radio de la partícula
X fracción de conversión del Mn
Al graficar 31
X11 contra el tiempo, se puede encontrar la velocidad de
reacción. Por otro lado, como se mencionó anteriormente, la cinética de la reacción, al
no depender de la concentración de ácido (sección 3.1), es de primer orden, en la
concentración de Fe2+. El ajuste de la línea que atraviesa a los puntos experimentales
Tiempo Tiempo
Partícula que va disminuyendo de tamaño
39
no pasa por el origen debido probablemente a la disolución espontánea de la
rodocrosita (MnCO3).
Figura 3.9 Disolución de Mn2+ en términos control por reacción del modelo de
partícula decreciente en función del tiempo. La lechada consistió en un gramo de
mineral y 500 ppm ion ferroso añadido.
La línea de tendencia recta se ajusta muy bien a los datos experimentales
(R2=0.9947), lo cual demuestra que el modelo del núcleo decreciente describe
satisfactoriamente la cinética del proceso de lixiviación reductiva. Este modelo será
empleado para calcular el tiempo necesario de residencia de las partículas y el diseño
del reactor. El criterio para la corriente suministrada es la necesaria para mantener
reducido el ion ferroso.
Con esto se obtuvo una velocidad de reacción de reducción:
minmmol10x1.1 22 .
y = 0.007x+0.1446 R² = 0.9947
00.10.20.30.40.50.60.70.80.9
1
0 20 40 60 80 100 120
1-(
1-x
)1/3
tiempo (min)
40
3.1.3 Recuperación del manganeso
Para la recuperación del manganeso, como ya se describió anteriormente
(sección 2.3), se le agrega sulfato de amonio a la solución electrolítica debido a que es
un excelente componente para la llamada precipitación fraccionada, dando
precipitados con solubilidades suficientemente diferentes. Son separaciones
cuantitativas y prácticamente completas. Una precipitación se considera cuantitativa
cuando la concentración del ion se reduce a su milésima parte.
Como resultado de dicho experimento se generó Figura 3.10, el cual indica el
porcentaje de manganeso todavía presente en la solución. Se debe observar que en las
primeras 3 horas se recupera muy poco manganeso; sin embargo, en las siguientes se
tiene una tendencia a recuperarlo rápidamente. Esto puede explicarse con la
presencia de hierro en la solución. Si bien para la reducción es un componente
positivo, en esta etapa se debe volver a oxidar antes de que comience la recuperación
de manganeso, lo cual retarda el proceso.
Figura 3.10 Manganeso en la solución versus tiempo. El electrolito fue obtenido
después de lixiviar 120 g de mineral por litro.
94
95
96
97
98
99
100
0 50 100 150 200Man
gan
eso
en la
sol
uci
ón (
%)
tiempo (min)
41
3.1.4 Cinética de la reacción de oxidación
Se propuso una cinética de primer orden, para un reactor tanque agitado
intermitente en fase líquida, por lo que tenemos la siguiente ecuación:
t
0
Mn
0Mn A
A dtV
kAC
dC 3.2
Integrando obtenemos:
tV
kA0Mn
Mnln 3.3
Donde:
t tiempo AC concentración de manganeso
A área del ánodo k constante de velocidad de reacción
Por lo que al graficar 0Mn
Mnln versus tiempo, podemos conocer la constante de
velocidad de reacción:
Figura 3.11 Cinética de la reacción de oxidación
y = -9E-05xR² = 0.9637
y = -0.001x R² = 0.9712
-0.06
-0.05
-0.04
-0.03
-0.02
-0.01
00 50 100 150 200 250
Ln(M
n/M
n0)
Tiempo
Fe Mn
42
De esta manera se encuentran las constantes de la reacción de oxidación de
manganeso en presencia y ausencia de ion ferroso.
Tabla 3.1 Constantes de velocidad de reacción (oxidación)
Constante Valor
kFe (m/min) 4.5x10-3 kMn (m/min) 5.1x10-4
43
CAPÍTULO IV
44
4.1Diseño del proceso
45
4.2 Descripción del proceso
El mineral fresco se alimenta en un contenedor (CC-1), del cual sale una
corriente (C-1) que alimenta al mezclador (TT-1), donde a su vez se alimentan tres
corrientes más: agua (E-2), ácido sulfúrico (E-3) y sulfato de amonio (E-4), con el fin
de tener las condiciones óptimas para la reacción de reducción.
Del mezclador TT-1 sale una corriente (L-1) que alimenta en partes iguales a
los reactores RR-1, RR-2, RR-3, RR-4 y RR-5 y una vez terminada la reacción de
lixiviación, dichos reactores se descargan por medio de la corriente L-2, por lo que en
esta corriente se tendrá una mezcla sólido-líquido; por parte de los sólidos estarán
todos los inertes el porcentaje que no se lixivió tanto de manganeso como de calcio y
hierro; por el lado del líquido contendrá a la solución electrolítica obtenida de la
reacción de reducción.
Al tener sólidos en la corriente (L-2) será necesario utilizar un filtro (FF-1)
para separarlos de la solución rica. Los sólidos obtenidos saldrán primeramente por la
corriente F-1, los cuales, al no poderse obtener completamente secos, contendrán el
10% de solución de ácido sulfúrico. Por esa razón, se tendrá que neutralizarlos en el
neutralizador (NN-1), con una corriente de cal (E-5). La corriente neutralizada
obtenida (S-1) será uno de los desechos del proceso.
La segunda corriente obtenida por el clarificador (O-1) estará compuesta por el
electrolito obtenido anteriormente, la cual se alimentará integramente al ánodo de los
reactores (RO-1, RO-2, RO-3, RO-4 y RO-5); donde se recuperará el manganeso en
forma de sólido (MnO2). Una vez transcurrido el tiempo de oxidación, se descargan los
reactores en la corriente O-2, que pasa al filtro FF-2, para obtener el producto
principal MnO2 en la corriente O-3. Una vez mas, al no poder obtener una corriente
completamente seca, contendrá un 10% de la solución de ácido sulfúrico; será
necesario lavarlo con una alimentación de agua (para no contaminar el producto) en
la corriente E-6 y obtener así MnO2 en la corriente S-2.
46
El líquido resultante obtenido de la corriente O-2, es una solución electrolítica,
materia prima para el presente proceso, la cual circulará en la corriente R-1. Con el fin
de reducir la cantidad de iones hierro y calcio en el circuito, se purgará el 5% de esta
misma en la corriente P-1. El resto se recirculará al tanque TT-1. Al igual que las
demás corrientes de salida del proceso, es necesario neutralizar la purga (P-1), en el
neutralizador NN-3 con cal (E-7), obteniendo una solución neutralizada en la
corriente S-3.
47
4.3 Balance de materia
El balance de materia para cada componente del diagrama de flujo esta dado en kmol que se alimentará cada 5 horas, excepto los inertes presentados en kg.
Tabla 4.1 Balance de materia
E-1 E-2 E-3 E-4 C-1 L-1 L-2 O-1 F-1 E-5 S-1
MnO2 2.13 *** *** *** 2.13 2.13 0.04 *** 0.04 *** 0.04
MnCO3 0.18 *** *** *** 0.18 *** *** *** *** *** *** Mn2+ *** *** *** *** *** 0.22 2.31 2.31 *** *** ***
Fe2O3 0.68 *** *** *** 0.68 0.68 0.43 *** 0.43 *** 0.43
Fe2+ *** *** *** *** *** *** 4.88 4.88 *** *** ***
Fe3+ *** *** *** *** *** 4.63 *** *** *** *** ***
CaO 1.45 *** *** *** 1.45 1.45 1.44 *** 1.44 *** 1.44
Ca+ *** *** *** *** *** 0.11 0.13 0.13 *** *** ***
inertes* 687.92 *** *** *** 687.92 687.92 687.92 *** 687.92 *** 687.92
H2SO4 *** 10.54 *** *** *** *** *** *** *** *** ***
H+ *** *** *** *** *** 16.58 6.11 5.50 0.61 *** ***
SO4- *** *** *** *** *** 8.29 8.29 7.46 0.83 *** 0.83
H2 *** *** *** *** *** *** *** *** *** *** ***
H2O *** *** 127.35 *** *** 456.40 456.40 410.76 45.64 *** 45.64
(NH4)2SO4 *** *** *** 0.14 *** 0.14 0.14 0.14 *** *** ***
CaO *** *** *** *** *** *** *** *** *** 0.61 0.61
48
Tabla 4.1 (cont.) Balance de materia H-1 O-2 O-3 E-6 S-2 R-1 P-1 R-2 E-7 S-3
MnO2 *** 2.26 2.26 *** 2.26 *** *** *** *** *** MnCO3 *** *** *** *** *** *** *** *** *** ***
Mn2+ *** 0.05 *** *** *** 0.05 0.002 0.04 *** 0.002 Fe2O3 *** *** *** *** *** *** *** *** *** ***
Fe2+ *** *** *** *** *** *** *** *** *** *** Fe3+ *** 4.88 *** *** *** 4.88 0.24 4.63 *** 0.24
CaO *** *** *** *** *** *** *** *** *** *** Ca+ *** 0.13 *** *** *** 0.13 0.01 0.11 *** 0.01
inertes* *** *** *** *** *** *** *** *** *** *** H2SO4 *** *** *** *** *** *** *** *** *** ***
H+ *** 14.56 1.46 *** *** 6.72 0.34 6.04 *** 0.34
SO4- *** 7.46 0.75 *** 0.75 6.72 0.34 6.04 *** 0.34 H2 1.06 *** *** *** *** *** *** *** *** ***
H2O *** 406.24 40.62 *** *** 365.61 18.28 329.05 *** 18.28 (NH4)2SO4 *** 0.14 *** *** *** 0.14 0.01 0.12 *** 0.01
CaO *** *** *** 1.46 1.46 *** *** *** 6.04 6.04
49
4.4 Balance de energía
El proceso es operado a condiciones de presión y temperatura ambiental,
además los equipos están cerrados con el fin de evitar pérdidas, por lo que el consumo
de energía de éstos radica en la electricidad que requieren para llevarse a cabo las
reacciones. Por esta razón, el balance energético principalmente es la consideración
del gasto eléctrico y de bombeo.
4.5 Diseño de equipos
4.5.1 Mezclador
Como ya se analizó, al inicio del proceso se mezclará la materia prima en un
mezclador. Éste debe soportar un volumen de 10m3, dado que tendrá 2.5 m de
diámetro y 2.5 m de alto. La propela que se utilizará será de 6 aspas, con un diámetro
de 1.8 m.
4.5.2 Reactor para la reducción y oxidación
Como se mencionó, la planta tiene el objetivo de tratar 5 ton/día de mineral
(lodo), para esto es necesario un volumen total de 25m3 (considerando el volumen
ocupado por los electrodos), el cual se dividirá en 5 reactores con el fin de asegurar
una agitación eficiente. Por lo que cada reactor tendrá 1.15 m de radio y 1.2 m de alto.
Dichos reactores estarán divididos a la mitad por una membrana aniónica, que,
como ya se había mencionado, separará los compartimentos catódico y anódico.
Cada compartimento requiere una área específica de contacto para cada
electrodo, con el fin de reaccionar el 98% del manganeso, tanto en la reducción como
50
en la oxidación. El cálculo del área necesaria en el compartimento anódico, se obtuvo a
partir de la cinética de la reacción para un tiempo dado de cinco horas, dando como
resultado un área total de 264 m2. Ésta se dividirá en los cinco reactores antes
mencionados por lo que cada una será de 53 m2. Por lo que se utilizarán ánodos
porosos o “espuma”, que tienen un área superficial de 748 m2/m3, divididos en un
arreglo de cuatro barras de 7 cm de espesor, 23 cm de ancho y 1.1 m de altura.
Una vez obtenida el área de los ánodos, se cálculo del área catódica, para esto
fue necesario conocer la corriente utilizada en nuestro proceso por medio de la ley de
Faraday:
mnFIt ,
Donde:
I corriente aplicada en Amperes F constante de faraday
t tiempo en segundos, m masa del dióxido de manganeso
n numero de valencia en el electrolito.
Considerando un 60% de eficiencia la corriente necesaria es de 37,522
amperes, al dividirla entre la densidad de corriente (30 mA/m2), se obtiene que el
área total de cátodos necesaria es igual a 121 m2; por lo que cada reactor necesitará
un área de 24.2 m2.
Al igual que el compartimento anódico se utilizarán electrodos con las mismas
características de superficie, teniendo así dos barras de aluminio con 7 cm de espesor,
21 cm de ancho y 1.1 m de altura.
4.5.3 Bombas Para el transporte de los compuestos en el proceso, será necesario el uso de
bombas, las cuales serán utilizadas dependiendo de sus características y aplicaciones.
51
A partir del diagrama de flujo y las capacidades requeridas, se calculó que, al
principio del proceso una bomba de 7 hp alimentará a los cátodos de los reactores; de
la misma manera para descargar; estos últimos se necesitarán cinco bombas de 2 hp.
Al descargar el filtro, una bomba de 5 hp alimentará a los compartimentos anódicos y
éstos se descargarán con el uso de cinco bombas de 1.5 hp. Para recircular, se
empleará una última bomba de 5 hp.
Teniendo en cuenta que lo más común en la industria minera es utilizar bombas
centrifugas para lodo debido a que ocupan menos espacio, requieren menos
mantenimiento y son más económicas, serán las bombas a utilizar en el proceso.
Una bomba centrífuga, en su forma más simple, está compuesta por una
cámara en forma de caracol que en su interior posee un disco central llamado rodete.
El impulsor consta de cierta cantidad de hojas llamadas alabes, ya sea abiertas o
resguardadas, montadas sobre un árbol o eje que se proyecta al exterior del rodete.
Este mecanismo de impulsión permite que el líquido obtenga energía cinética y la
transforme en energía de presión para así aumentar la velocidad de flujo. El material
de construcción será acero inoxidable.
4.5.4 Filtros
Como ya se describió anteriormente se necesitarán dos filtros tambor debido a
que son muy empleados porque trabajan en continuo y tienen un bajo costo de
operación motivado por su funcionamiento automático. Posee una gran capacidad en
relación a su tamaño.
Consiste en un cilindro dispuesto horizontalmente, cuya superficie exterior
está formada por una plancha perforada sobre la que se fija la tela filtrante. El cilindro
está dividido en una serie de sectores que se encuentran conectados a través de una
válvula rotativa. El tambor está parcialmente sumergido en una cuba a que se
52
alimenta la suspensión a filtrar y se aplica vacío en los sectores sumergidos. De esta
manera se forma una torta del espesor deseado ajustando la velocidad de rotación del
tambor. Para retirar la torta del tambor se pueden seguir varios procedimientos. Lo
más frecuente es emplear una cuchilla fija o rasqueta para descargar la torta, pero si
resulta difícil de desprender también se puede realizar dicha operación por medio de
una cuerda o de un rodillo.
53
CAPÍTULO V
54
5.1 Costos
5.1.1 Consumo energético
En el capítulo anterior se obtuvo la corriente necesaria para el proceso,
aplicando la ecuación P=VI, es decir, potencia igual a voltaje por corriente, con la cual
se calculó que la potencia requerida es de 170 Kwh por día.
Dado que anualmente se necesitaran 1.3x106 Kwh y el costo por Kwh en la
zona requerida para el sector minero[21] es de 0.083 USD, el costo total anual será de
108 000 USD.
5.1.2 Materia prima
La materia prima de la que se obtiene el manganeso son los lodos residuales
obtenidos del desecho de Minero Autlán, por lo que, no tendrán ningún costo.
Además para el proceso, se utilizará ácido sulfúrico como agente lixiviante,
sulfato de amonio para la precipitación del manganeso en el electrolito y cal para
neutralizar los residuos.
Tabla 5.1 Costo de materia prima Compuesto Cantidad (ton/año) Precio (USD/ton) Total (USD/año)
Ácido sulfurico 793 $70 $55,510 Sulfato de amonio 32 $110 $3,520
Cal 285 $35 $9,975 Costo total $69,005
55
5.1.3 Equipo
A partir del diagrama del diagrama de flujo, se muestran (Tabla 5.3) las
estimaciones de los costos de los equipos requeridos para el proceso.
Tabla 5.2 Costos de equipo Concepto Costo (USD)
Mezcladores $5,388 Reactores $10,000 Electrodos $46,800
Bombas de vacio $740 Membranas $1,200 Compresor $650
Contenedor H2 $1,200 Filtros $78,000 Tolva $3,000
Costo total $146,978
Bombas
Para transportar los diferentes compuestos dentro del proceso se utilizan
bombas, los costos fueron estimados a partir de la potencia requerida en cada parte
del proceso.
Tabla 5.3 Costo de la bombas Potencia (HP) Costo por bomba (USD) No. De bombas Costo total (USD)
1.5 $750 5 $3,750 2 $1,200 5 $6,000 5 $4,600 2 $9,200 7 $8,900 1 $8,900
Costo total $27,850
56
5.2 Costo total de inversión
Una vez obtenido el costo del equipo, a partir de correlaciones se pueden
estimar los costos para la construcción[22].
Tabla 5.4 Costos de instalación Concepto Costo (USD)
Materiales para instalación $125,548 Mano de obra directa $111,879
Impuestos $24,190 Construcción $78,315
Ingenieria del contratista $45,356 Costo total $385,289
Dado que el proceso se ubicará dentro de Minero Autlán, el costo del terreno
será nulo, esto implica que los costos de inversión se reducen a los de construcción y
equipo.
Tabla 5.5 Costo total de inversión Concepto Costo (USD)
Construcción $385,289 Equipo $176,828
Costo total $562,117
5.3 Mano de obra
El costo de mano de obra está incluido dentro de capital de trabajo, por lo que
solo se hace mención del personal necesario y el sueldo a percibir durante un año de
57
labor. El cálculo se realiza tomando como base el salario mínimo establecido para la
zona de Hidalgo, lugar donde se ubicara la planta.
Tabla 5.6 Costos de mano de obra
Puesto Turnos Personal por
turno Salarios mínimos
Salario anual (USD)
Ingeniero de planta 2 2 10 $57,100
Ingeniero de seguridad 2 1 8 $22,900
Supervisores 1 1 7 $10,000
Operarios especializados 3 5 6 $87,000
Personal de taller 2 3 4 $34,300
Ayudante general 2 3 2 $17,100 Salario anual total $228,400
5.4 Costos fijos
En la tabla 5.7, se muestran los costos fijos anuales, en los que se contempla el
reemplazo semestral tanto de electrodos como de membranas debido al desgaste que
estos tienen al utilizar compuestos corrosivos como el ácido sulfúrico.
Tabla 5.7 Costos fijos anuales Concepto Costo (USD)
Electrodos $93,600 Membrana $2,400
Mantenimiento $15,000 Salarios $228,400
Materia prima $69,005 Electricidad $108,000 Costo total $516,405
58
5.5 Ingreso total anual
El ingreso mayoritario esta dado por el producto principal (dióxido de
manganeso), y minoritariamente por el hidrógeno como producto secundario.
Tabla 5.8 Ingresos al año Compuesto Cantidad (ton/año) Precio (USD/año) Total (USD/año)
H2 3.3 $11,000 $36,300 MnO2 320 $2,500 $800,000
Ingreso total $836,300
5.6 Evaluación económica
Para evaluar económicamente el proyecto, se calcula una tasa interna de
retorno (TIR) a partir de los flujos después de impuestos; considerando una
depreciación del 10% en los equipos y un 35% de impuestos.
Tabla 5.9 Valores obtenidos FDI Año FAI Depreciación Ingresos gravables Impuestos FDI
0 -$562,117 -$562,117 1 $319,895 -$38,529 $281,366 -$98,478 $221,417 2 $319,895 -$38,529 $281,366 -$98,478 $221,417 3 $319,895 -$38,529 $281,366 -$98,478 $221,417 4 $319,895 -$38,529 $281,366 -$98,478 $221,417 5 $319,895 -$38,529 $281,366 -$98,478 $221,417
59
Si la TREMA es menor que la TIR el proceso es rentable considerando una TIIE
igual a 5.11% (1 de julio de 2010) y un porcentaje de riesgo del 10%, tenemos que la
TREMA 15.11%, mientras que la TIR presenta un valor del 27.86%, Por lo anterior, el
proceso es rentable.
6. Sustentabilidad
6.1. Impacto social y ambiental
El auge minero ha tenido y tiene su contraparte en efectos ambientales
externos, desde la exploración hasta el cierre, el medio ambiente está expuesto a
impactos negativos o menos significativos asociados a la escala y la tecnología de
producción. Considerando que muchos de los efectos potenciales se mitigan dadas las
características de las tierras donde se obtiene la materia prima, se asocian con los
siguientes problemas ambientales.
a) Contaminación atmosférica generada por las emisiones de gases con contenido
de azufre, partículas y plantas térmicas generadoras de energía empleada en
los procesos mineros.
b) Contaminación de agua por la emisión de efluentes líquidos con contenido de
reactivos y empleo de ácidos como el H2SO4.
c) La falta de cuantificación y administración del daño ambiental causada por el
proceso.
Recientemente se ha hecho un esfuerzo por establecer el impacto ambiental de
la minería en materia ambiental. El sector cuenta con limitado manejo ambiental
alguno para llevar a cabo inversiones que mejoren sus prácticas.
Por lo que el enfoque principal del proyecto es tratar los residuos de Minero
Autlán, lo cual implica beneficios hacia el medio ambiente además de generar fuentes
de empleo para la comunidad social.
60
7. Conclusiones
El objetivo del proyecto fue diseñar una planta de extracción y recuperación de
manganeso a partir de lodos que contienen pirolusita. Este proceso formará parte de
minera Autlán y procesará los desechos residuales (lodos de manganeso) que ésta
produce y que tiene en inventario.
Se propuso un proceso de reducción electro-asistida, subyugando algunas
operaciones unitarias para reducir su costo y utilizando la electricidad como principal
reactivo. Además de ser un proceso barato comparado con los ya existentes,
aprovecha la misma cantidad energética para la reducción y oxidación del manganeso.
Se realizaron experimentos para determinar las condiciones adecuadas para
operar. Se probaron distintas concentraciones de sólidos en dos esquemas diferentes
de reactor y se cuantificó la disolución del compuesto de interés, evaluando la
influencia del porcentaje de sólidos y la cantidad de de hierro contenida en el mineral
y la solución lixiviante. Como resultado se obtuvo que la presencia del hierro
contribuye a facilitar la extracción del manganeso y al tener mayor cantidad de
sólidos, incrementa la eficiencia de este proceso. Por lo tanto se seleccionó el mejor
sistema y se planteó un arreglo de reactor electroquímico donde se efectuaran las
reacciones principales de oxido-reducción, aprovechando la misma electricidad.
Con base en esto, se diseñó un proceso a partir de información obtenida. Este
diseño quedó estructurado principalmente por un mezclador, cinco reactores
electroquímicos, cada uno separado por una membrana anódica que separa el
compartimiento anódico del catódico.
Finalmente se realizó un análisis económico para calcular la rentabilidad del
proceso propuesto. Dicho análisis consistió en los costos de la instalación,
61
construcción, equipos, mantenimiento y operación, obteniendo que el proceso es
rentable y que la recuperación de la inversión inicial será en un periodo de cinco años.
REFERENCIAS [1] C. Montero-Ocampo, A. Martínez L. “Efecto de la temperatura y la concentración de H2SO4 en la lixiviación de minerales de pirolusita de bajo grado” Tecnol. cienciaEd. (IMIQ) 33-37(1992) [2] Minera Autlán. Página principal. Recuperado enero 2010. http://www.autlan.com.mx/index1024768/espanol/minerales.html [3] ING. MARIO RUÍZ SANDOVAL PRESIDENTE. Cámara Minera de México LXXII Asamblea General Ordinaria. 2008. [4] Wenshengzhang, Chu Yong Cheng Patker. “Manganese metallurgy review. Part I: Leaching of ores/secondary materials and recovery of electrolytic/chemical manganese dioxide Centre for Integrated Hydrometallurgy Solutions”, Australia Received 6 July 2007, pág 150-153. [5]Gestión ambiental. Página principal semarnat. Recuperado enero 2010. http://www.semarnat.gob.mx/gestionambiental/materialesyactividadesriesgosas/Pages/residuospeligrosos.aspx [6] Camimex. Página principal. Recuperado enero 2010. http://www.camimex.org.mx/comisiones/impuestos.html [7] Mukherjee, A., Raichur, A.M., Natarajan, K. A., Modak, J.M., “Recent developments in processing ocean manganese nodules–a critical review”, Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review, 25(2), 91-127 (2004). [8] Das, S.C., Sahoo, P.K., Rao, P.K., “Extraction of manganese from low-grade manganese ores by ferrous sulfate leaching”. Hydrometallurgy, 8(1), 35–47 (1982).
62
[9] Abbruzzese, C., Duarte, M.Y., Paponetti, B., Toro, L., “Biological and chemical processing of low-grade manganese ores”. Minerals Engineering, 3(3–4), 307–318 (1990). [10] Raghavan, R., Upadhyay, R.N., “Innovative hydrometallurgical processing technique for industrial zinc and manganese process residues”. Hydrometallurgy, 51(2), 207–226 (1999). [11] Sahoo, R.N., Naik, P.K., Das, S.C., “Leaching of manganese from low-grade manganese ore using oxalic acid as reductant in sulfuric acid solution”. Hydrometallurgy 62(3), 157–163 (2001). [12] Bafghi, M.Sh., Zakeri, A., Ghasemi, Z., Adeli, M., “Reductive dissolution of manganese ore in sulfuric acid in the presence of iron metal”, Hydrometallurgy, 90 (2-4), 207–212 (2008) [13] Furlani, G., Pagnanelli, F., Toro, L., ”Reductive acid leaching of manganese dioxide with glucose: Identification of oxidation derivatives of glucose”. Hydrometallurgy, 81 (3–4), 234–240 (2006). [14] Veglio, F., Toro, L., “Fractional factorial-experiments in the development of manganese-dioxide leaching by sucrose in sulfuric-acid-solutions”. Hydrometallurgy, 36 (2), 215–230 (1994). [15] Tian, X., Wen, X., Yang, C., Liang, Y., Pi, Z., Wang, Y., “Reductive leaching of manganese from low-grade manganese dioxide ores using corncob as reductant in sulfuric acid solution”, Hydrometallurgy 100 (3-4), 157–160 (2010) [16] Elsherief, A.E., “A study of the electroleaching of manganese ore”. Hydrometallurgy 55 (3), 311–326 (2000). [17] Kumari, A., Natarajan, K.A., “Cathodic reductive dissolution and surface adsorption behavior of ocean manganese nodules”, Hydrometallurgy 64(3), 247–255 (2002). [18] Lapidus, G.T., Doyle, F.M., "Process for Recovery of Metal-containing Values from Minerals and Ores”, solicitud PCT/US08/54661 (WO/2008/103873), 22 de Febrero 2008. Solicitud de Patente Mexicana MX/a/2008/002477, 21 Febrero 2008.
63
[19] Shreir, L.L., in: Shrier, L.L. (Ed.), en Corrosion, Volume 1: Metal/Environmental Reactions, 2nd Edition. Newnes-Butterworths, London, p. 9:48 (1976). [20] Levenspiel, O. Chemical Reaction Engnieering. New York: John Wiley & Sons, 1972. [21] Noticias México. Página principal. Recuperado julio 2010. http://ntrzacatecas.com/noticias/mexico/2009/10/05/representa-energia-electrica-30-de-los-costos-de-la-mineria. [22] Ulrich, Gael D; Diseño y Economía de los Procesos de Ingeniería Química, Ed. Interamericana, 1986.
64
APÉNDICES
65
Apéndice A. Seguridad
A.1 Almacenamiento de manganeso Área de Almacenamiento: Zona de almacenaje de reactivos y soluciones químicas con
riesgo de reactividad y oxidación. Almacenamiento en bodegas y/o cabinas, de
características incombustibles diseñadas para contener productos reactivos y
oxidantes. Lugar fresco a frío, seco y con buena ventilación. Acceso controlado y
señalización del riesgo.
Código de almacenaje de a cuerdo a Winkler: Amarillo: Área de almacenaje de
reactivos y soluciones químicas con riesgo de oxidación y reactividad.
Sustancias químicas que pueden reaccionar violentamente con el aire, agua u otras
condiciones o productos químicos. Posibilitan la ocurrencia de incendios y lo
acrecientan si están presentes.
Precauciones Especiales: Mantener separado de condiciones y sustancias
incompatibles. Proteger a los contenedores contra daños físicos
Disposición de residuos químicos del manganeso
En general, estos se pueden eliminar a través de las aguas residuales, por el desagüe u
otra alternativa segura, una vez que se acondicionen de forma tal que sean inocuos
para el medio ambiente. Teniendo como posibilidad el mezclar con pequeñas
cantidades de sodio, sulfito sólido o con tiosulfato sodio sólido. En caso necesario, la
reacción se acelera agregando con cuidado Acido Sulfúrico diluido. La solución
resultante se neutraliza, diluye con agua y se elimina por las aguas residuales o por el
desagüe.
66
Es importante considerar para la eliminación de residuos, que se realice conforme a lo
que disponga la autoridad competente respectiva, solicitándose previamente la
autorización correspondiente.
A.2 Residuos El procesamiento de minerales produce un gran volumen de residuos, es necesario
caracterizarlos para identificar su peligrosidad para que en su manejo se tomen las
medidas necesarias para prevenir impactos graves.
Para la caracterización de los residuos, las muestras deben ser obtenidas: antes del
inicio de operaciones o cuando se modifiquen procesos, de las pruebas metalúrgicas
realizadas en el laboratorio, durante la operación, de las corrientes donde se generan
los residuos y directamente de los depósitos de residuos.
Se identificarán las sustancias provenientes de la lixiviación, clasificando los
componentes para determinar si vale la pena purificarlos para su aprovechamiento en
caso de tratarse de minerales valiosos. En cada caso se han de valorar las
características que permitan evaluar el riesgo que supone el uso de dichas sustancias,
para lo cual se han de tener en cuenta los siguientes factores:
Estabilidad química.
Corrosividad.
Reactividad.
Inflamabilidad
Apéndice B. Evaluación toxicológica
B.1 Ácido sulfúrico
67
1. IDENTIFICACION DEL PRODUCTO Y DE LA SOCIEDAD O EMPRESA
1.1 Identificación del producto:
Denominación Acido Sulfúrico (concentración 98,5%)
Número CAS 7664 – 93 - 9
1.2 Usos:
Usado en la fabricación de dióxido de cloro (un blanqueador químico de pulpa y
papel), en la fabricación de fertilizantes de fosfatos y sulfatos, en la fabricación de
sulfatos de metales, como decapador químico de metales y como un componente de
las baterías de plomo.
2. COMPOSICION / INFORMACION SOBRE LOS INGREDIENTES
Denominación: Acido Sulfúrico (concentración 98,5%)
Fórmula: H2SO4
Información de los componentes:
EINECS No: CAS No: H2SO4. 98,5% 231 – 639 - 5 7664 – 93 – 9
Nº del índice de CEE: 016-020-00-8
3. IDENTIFICACION DE RIESGOS – Peligros potenciales:
Acido fuerte extremadamente corrosivo a todo tejido del cuerpo, causando rápida
destrucción del tejido y serias quemaduras químicas. El contacto con piel u ojos
requiere de primeros auxilios de inmediato. Puede descomponerse a altas
temperaturas formando gases tóxicos, tales como óxidos de azufre. No es inflamable
pero reacciona violentamente con el agua generando grandes cantidades de calor con
riesgo de salpicaduras de ácido. Puede reaccionar con materiales combustibles para
generar calor e ignición. Reacciona con la mayoría de metales, particularmente cuando
está diluido con agua para formar gas hidrógeno inflamable, el cual puede crear un
peligro de explosión.
Es altamente tóxico para la vida de los organismos acuáticos y plantas.
68
Efectos potenciales a la salud: El ácido sulfúrico no es muy volátil y las exposiciones en
el lugar de trabajo son consecuencia principalmente debido a salpicaduras
accidentales o a procesos o acciones que generan neblina ácida. Es extremadamente
corrosivo a todos los tejidos del cuerpo, causando rápida destrucción de los tejidos y
serias quemaduras químicas en contacto con la piel u ojos. El contacto con la piel u
ojos requiere inmediata atención de primeros auxilios. La inhalación de neblina o
humos de ácido sulfúrico puede producir irritación de la nariz, garganta y tracto
respiratorio.
Niveles altos de neblina ácida pueden también irritar la piel y los ojos. Las
inhalaciones crónicas de neblina ácida pueden causar picadura y erosión del esmalte
de los dientes.
Efectos potenciales ecológicos: Es altamente tóxico para la vida de los organismos
acuáticos y plantas, pero no se bioacumula ni se concentra en la cadena alimenticia.
Frase riesgos EU: R35 - causa quemaduras severas
4. PRIMEROS AUXILIOS
4.1. Por inhalación: Separar del área de exposición y llevar a zona de aire fresco. En
caso necesario y si existiese una parada respiratoria se procederá a la respiración
artificial. Mantener a la persona afectada caliente y en reposo. Atención médica
inmediata.(Si la exposición es importante existe riesgo de edema pulmonar incluso
horas después de la exposición).
4.2. Por contacto con la piel: Retirar inmediatamente la ropa contaminada y lavar la
zona afectada con abundante cantidad de agua (10 o 15 minutos salvo riesgo de
hipotermia). En caso de quemadura, después de lavar con agua abundantemente,
cubrir la zona con gasa estéril. Atención médica inmediata.
69
4.3. Por contacto con los ojos: Lavar con grandes cantidades de agua 15 minutos,
continuar con suero salino si esta disponible. Buscar atención médica.
4.4. Por ingestión: Beber grandes cantidades de agua o leche, lavado gástrico a no ser
que el accidentado esté vomitando.
5. MEDIDAS DE LUCHA CONTRA INCENDIOS
Peligros de fuego y explosión: El ácido sulfúrico no es combustible ni inflamable, sin
embargo se puede producir fuego del calor generado por contacto de ácido sulfúrico
concentrado con materiales combustibles. El ácido sulfúrico reacciona con la mayoría
de los metales, especialmente cuando está diluido con agua, para producir gas
hidrógeno, el cual se puede acumular a concentraciones explosivas dentro de espacios
confinados.
Reacciona violentamente con agua y materiales orgánicos desarrollando una
considerable cantidad de calor cuando entra en contacto con carburos, cianuros y
sulfuros.
Medios de extinción: Use extintores de polvo químico seco o dióxido de carbono. Use
agua pulverizada (spray) para enfriar los envases expuestos al fuego. Use agua si fuera
absolutamente necesario y NO USE AGUA DIRECTAMENTE EN EL ACIDO, porque
puede producir una reacción violenta con resultado de salpicaduras del ácido.
Lucha contra el fuego: Los bomberos deben estar completamente entrenados y deben
vestir ropa de protección completa, incluyendo un aparato de respiración autónomo
aprobado, el cual suministra aire a presión positiva a la máscara completa. Para
incendios cerca de un derrame o donde están presentes vapores, use equipo de
protección personal resistente al ácido.
Punto de inflamación y método: No aplicable
Límites de ignición superior e inferior: No aplicable
70
Temperatura de autoignición: No aplicable
6. MEDIDAS EN CASO DE VERTIDO ACCIDENTAL
Medidas de precaución relativas a las personas: Proceder con precaución. Restringir el
acceso al área. Mantener al personal sin protección en posición contraria la dirección
del viento del área del derrame. Evitar el contacto con el producto derramado.
Protección de ojos, vías respiratorias y piel.
Procedimientos de recogida / limpieza: Retener el líquido derramado con arena o
tierra, no absorber con serrín ni otros materiales combustibles. No dispersar el
vertido con agua, al diluir el producto aumenta su poder corrosivo.
Evitar que el líquido entre en alcantarillas o en locales cerrados. Notificar a las
autoridades competentes.
7. MANIPULACION Y ALMACENAMIENTO
Manipulación: Evitar contacto con los ojos y la piel. Evitar ingestión e inhalación.
Utilizar las medidas de protección indicadas.
Almacenamiento: El almacenamiento a granel requiere depósitos de acero al carbono
o inoxidable, con cubeto de retención. Los envases de pequeñas cantidades pueden ser
de vidrio o plástico resistentes a la acción corrosiva del ácido. Deben de estar
erfectamente identificados y con la etiqueta de peligro que distingue a las sustancias
corrosivas. Evitar el contacto con oxidantes fuertes, calor excesivo, chispas o llamas.
Almacenar en lugar fresco y seco. No almacenar con materiales combustibles. A bajas
temperaturas se corre el riesgo de que se congele.
B.2 Hidrogeno
1. PRODUCTO QUÍMICO E IDENTIFICACIÓN DE LA EMPRESA
71
Nombre del producto : Hidrógeno
Familia química : Gas inflamable
Nombre químico : Hidrógeno
Fórmula : H2
Sinónimos : No aplica
Usos: Hidrogenización de aceites; procesos especiales de soldadura y corte;
laboratorios; hornos de sinterización; formación de atmósferas reductoras (industria
del vidrio); hornos para reducción de ciertos metales (eliminación de oxígeno);
fabricación de semiconductores. ''NO SE USE EN NINGUN TIPO DE GLOBO;PELIGRO
INMINENTE DE INCENDIO''
2. COMPOSICIÓN / INFORMACIÓN SOBRE LOS COMPONENTES
Componente: Hidrógeno
% molar: 99.9 – 99.999%
Numero CAS: 1333-74-0
Limites de exposición: TLV: Gas asfixiante simple
3. IDENTIFICACIÓN DE PELIGROS
Resumen de emergencia: El hidrógeno es un gas incoloro, inoloro, insípido, altamente
inflamable y no es tóxico. El hidrógeno se quema en el aire formando una llama azul
pálido casi invisible. Este gas es particularmente propenso a fugas debido a su baja
viscosidad y a su bajo peso molecular. El principal peligro para la salud asociado con
escapes de este gas, es la asfixia producida por el desplazamiento de oxígeno en
personas expuestas a altas concentraciones. Las mezclas de gas/aire son explosivas.
Efectos potenciales para la salud: Inhalación: Asfixiante simple. Altas concentraciones
de este gas pueden causar una atmósfera deficiente en oxígeno causando en
individuos dolor de cabeza, zumbido en los oídos, mareos, somnolencia,
inconsciencia, nausea, vómitos y depresión de todos los sentidos. La piel de la
víctima puede adquirir una coloración azulada. En concentraciones inferiores de O2
72
(<10%), puede causar perdida de la conciencia, movimientos convulsivos, colapso
respiratorio y muerte.
Carcinogenicidad: El hidrógeno no está listado por la NTP, OSHA, o IARC como una
sustancia carcinogénica o con potencial carcinogénico.
4. MEDIDAS DE PRIMEROS AUXILIOS
Inhalación: Trasladar a la víctima al aire libre lo antes posible. Solamente personal
profesionalmente entrenado debe suministrar oxígeno suplementario y/o esucitación
cardio-pulmonar de ser necesario. Recibir asistencia médica inmediatamente.
5. MEDIDAS CONTRA INCENDIO
Riesgo general: El gas hidrógeno quema con una llama celeste, casi invisible. También
se enciende fácilmente con poca fuerza de ignición. El hidrógeno es más ligero que el
aire y se puede acumular en las partes altas de lugares encerrados. La presión en el
cilindro puede aumentar debido a calentamiento y romperse si los dispositivos de
descarga de presión llegaran a fallar.
Medios de extinción: CO2, polvo químico seco, rocío de agua o agua pulverizada.
Instrucciones para combatir incendios: Evacuar a todo el personal de la zona en
peligro. No extinguir hasta que el suministro de hidrógeno esté cerrado y controlado.
Inmediatamente enfriar los cilindros rociándolos con agua desde lo más lejos posible.
Cuidado al extinguir las llamas! Si las llamas se extinguen sin cortar la fuente de
suministro de hidrógeno, puede ocurrir una explosión. El fuego y la explosión
resultante podrían causar graves daños al equipo y al personal o muerte alrededor de
un gran área. Si es posible y si no hay peligro, cerrar el suministro del gas hidrógeno
mientras se continúa rociando los cilindros con agua.
73
Si un camión que transporte cilindros se ve involucrado en el incendio, aislar un área
1600 metros (1 milla) a la redonda. Combatir el incendio desde una distancia segura,
utilizando soportes fijos para las mangueras.
Equipo contra incendios: Los socorristas o personal de rescate deben contar, como
mínimo, con un aparato de respiración auto-contenido y protección personal
completa a prueba de fuego (equipo para línea de fuego).
6. MEDIDAS CONTRA ESCAPE ACCIDENTAL
En caso de un escape, despeje el área afectada. Considere la evacuación hacia un lugar
contrario a la dirección del viento, por lo menos 800 metros (1/2 milla) a la redonda.
Eliminar toda fuente de ignición. La presencia de una llama de hidrógeno se puede
detectar acercándose cautelosamente y extendiendo una escoba de paja para hacer la
llama visible. Si es posible y no hay peligro, cerrar el suministro de hidrógeno. Nunca
entrar al área si la concentración de hidrógeno en el aire es mayor del 10% del límite
bajo de explosividad (0.4%).
7. MANEJO Y ALMACENAMIENTO
Precauciones que deben tomarse durante el manejo de cilindros
Antes del uso: Mover los cilindros utilizando un carro porta cilindros o montacargas.
No hacerlos rodar ni arrastrarlos en posición horizontal. Evitar que se caigan o
golpeen violentamente uno contra otro o con otras superficies. No se deben
transportar en espacios cerrados como, por ejemplo, el baúl de un automóvil,
camioneta o van. Para descargarlos, usar un rodillo de caucho.
Durante su uso: No calentar el cilindro para acelerar la descarga del producto. Usar
una válvula de contención o anti retorno en la línea de descarga para prevenir un
contraflujo peligroso al sistema. Usar un regulador para reducir la presión al conectar
el cilindro a tuberías o sistemas de baja presión (<200 bar –3.000 psig). Jamás
74
descargar el contenido del cilindro hacia las personas, equipos, fuentes de ignición,
material incompatible o a la atmósfera.
Después del uso: Cerrar la válvula principal del cilindro. Marcar los cilindros vacíos
con una etiqueta que diga “VACIO”. Los cilindros deben ser devueltos al proveedor
con el protector de válvula o la tapa. No deben reutilizarse cilindros que presenten
fugas, daños por corrosión o que hayan sido expuestos al fuego o a un arco eléctrico.
En estos casos, notificar al proveedor para recibir instrucciones.
Precauciones que deben tomarse para el almacenamiento de cilindros: Almacenar los
cilindros en posición vertical. Separar los cilindros vacíos de los llenos. Para esto, usar
el sistema de inventario “primero en llegar, primero en salir” con el fin de prevenir
que los cilindros llenos sean almacenados por un largo período de tiempo.
El área de almacenamiento debe encontrarse delimitada para evitar el paso de
personal no autorizado que pueda manipular de forma incorrecta el producto. Los
cilindros deben ser almacenados en áreas secas, frescas y bien ventiladas, lejos de
áreas congestionadas o salidas de emergencia. Así mismo, deben estar separados de
materiales oxidantes o comburentes por una distancia mínima de 6 metros (20 ft) o
con una barrera de material incombustible por lo menos de 1,5 metros (5 ft) de alta,
que tenga un grado de resistencia a incendios de 0,5 horas. El área debe ser protegida
con el fin de prevenir ataques químicos o daños mecánicos como cortes o abrasión
sobre la superficie del cilindro. No permitir que la temperatura en el área de
almacenamiento exceda los 54º C (130º F) ni tampoco que entre en contacto con un
sistema energizado eléctricamente. Señalizar el área con letreros que indiquen
“PROHIBIDO EL PASO A PERSONAL NO AUTORIZADO”, “NO FUMAR” y con avisos
donde se muestre el tipo de peligro representado por el producto. El almacén debe
contar con un extinguidor de fuego apropiado (por ejemplo, sistema de riego,
extinguidores portátiles, etc.). Los cilindros no deben colocarse en sitios donde hagan
parte de un circuito eléctrico. Cuando los cilindros de gas se utilicen en conjunto con
75
soldadura eléctrica, no deben estar puestos a tierra ni tampoco se deben utilizar para
conexiones a tierra; esto evita que el cilindro sea quemado por un arco eléctrico,
afectando sus propiedades físicas o mecánicas.
B.3 Sulfato de amonio
1. IDENTIFICACION DE LOS RIESGOS A LA SALUD
Posibles efectos agudos a la salud
Ojos y Piel: Puede ocasionar irritación.
Inhalación: Exposición en altas concentraciones de polvo en el aire puede ocasionar
irritación de las membranas mucosas, traquea, con síntomas como garganta cerrada y
tos. La inhalación de los gases en descomposición puede ocasionar efectos corrosivos
en el sistema respiratorio y efectos en los pulmones.
Ingestión: Efectos gastrointestinales como dolor de estomago, nauseas, vomito,
diarrea, ingestión de pequeñas cantidades no ocasiona efectos tóxicos.
Posibles efectos crónicos a la salud: Ninguno.
2. MEDIDAS PARA PRIMEROS AUXILIOS
Ojos: Lave los ojos de inmediato con agua por lo menos durante quince minutos
incluyendo debajo de los párpados, si el dolor y/o la irritación persiste, acuda al
medico de inmediato.
Piel: Lave el área afectada de inmediato.
Ingestión: Administrar suficiente agua o leche si la víctima esta consciente, no induzca
a la víctima al vomito, acuda a un medico.
Inhalación: Lleve a la víctima a un lugar con aire fresco, si no esta respirando, de
respiración artificial y administre oxigeno, acudir al medico de inmediato.
3. MEDIDAS CONTRA INCENDIOS
Punto de Inflamación: Ninguno Temperatura de autoignición: Ninguno
Limite inferior de explosividad: Ninguno
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Limite superior de explosividad: Ninguno
Peligros inusuales de Incendio y explosividad: Este es un producto no flamable de
alguna manera estos son los riesgos que pueden ocurrir debido al fuego, el material
libera gases de oxido sulfúrico y amonio cuando es expuesto a la descomposición
termal. La liberación del gas oxido de nitrógeno de la descomposición del amoniaco,
puede ocasionar mezclas con el nitrato de potasio y el cloruro de potasio que pueden
crear la propiedad explosiva del nitrato de amonio.
Medios de extinción: Utilizar el agente extintor CO2, polvo químico, o niebla de agua.
Procedimiento y equipo especial contra incendio: Retire al personal del fuego y utilice
ropa protectora y una mascara antigases.
Apéndice C. Legislación ambiental Las actividades realizadas en los procesos metalúrgicos deben de atender la
legislación en materia de medio ambiente, principalmente en:
La ley general del equilibrio ecológico y la protección al ambiente y sus
reglamentos en las materias de impacto ambiental; emisiones a la atmósfera y
áreas naturales protegidas.
La ley general para la prevención y gestión integral de los residuos y su
reglamento.
La ley de aguas nacionales y su reglamento[5].
Apéndice D. Impuesto a la minería. Los impuestos a la minería son las siguientes:
I. Impuestos sobre concesiones mineras.
II. Impuestos sobre producción de minerales.
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Tasa de impuestos sobre la producción de minerales:
El impuesto sobre producción se determinará aplicando el valor que tengan los
minerales, la tasa general del 7 % o las especiales que a continuación se indican:
I. 9 % para oro, plata y azufre.
II. 4 % para hierro, carbón y manganeso.
Valor mineral:
El valor mineral será el que mensualmente determine la Secretaría de Hacienda y
Crédito Público tomando en cuenta:
I. Cotizaciones promedio del mercado de Nueva York.
II. Cotizaciones promedios de otros mercados, cuando a los mismos se
exporten la mayor parte de la producción nacional y dichas cotizaciones
difieran en más de 5 % de las señaladas en la fracción anterior.
III. Los precios de mayoreo en el país d los minerales que se destinen en su
mayor parte al consumo nacional.
IV. El valor aplicable será el correspondiente al momento en que se presenten,
enajenen o aprovechen [6].
Apéndice E. Cálculo del análisis económico [22]
La definición fundamental de precio es conocida como capital fijo. Se denomina
fijo porque se convierte en equipo real que no puede convertirse fácilmente a
cualquier otra forma de capital.
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A diferencia de los bienes de consumo y aparatos que se compran directamente
y se emplean de manera inmediata, el equipo de proceso debe ser diseñado a la
medida o al menos identificado por profesionistas e instalado por especialistas.
Lo anterior implica que el costo final de la planta sea mayor que la suma de los
precios de los equipos sin instalar.
Para obtener los costos de capital fijo de cada equipo , es necesario conocer el
costo de cada uno de los equipos que aparecen en el diagrama de flujo del
proceso.
La mano de obra y Los materiales utilizados (soportes estructurales, tuberías,
pintura, tipos de aislamientos, tipo de materiales utilizados en la instalación) así
como la compra de equipo son relacionados con los costos directos , una vez
que se conoce el costo del equipo Cp, se puede conocer el costo de materiales
utilizados para la instalación Cm que es el 71% del costo del equipo.
Cp71.0Cm E.1
La mano de obra directa CL, es el 37% de la suma del costo del equipo y del
costo de materiales empleados para la instalación:
CmCp37.0CL E.2
El total de materiales y mano de obra directos CD es la suma del costo del
equipo Cp, del costo de mano de obra directa CL y del costo de materiales
empleados para la instalación Cm:
LD CCmCpC E.3
Los gastos de flete, seguro, impuestos CFIT son el 8% de la suma de los costos del
equipo y del costo de los materiales empleados para la instalación.
CmCp08.0CFIT E.4
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En los gastos generales de construcción Co se considera el 70 % de los costos de
mano de obra directa.
LO C7.0C E.5
Los gastos de ingeniería del contratista , se considera 15 % de la suma del costo
de equipo y del costo de los materiales empleados para la instalación.
CmCp15.0CE E.6
El total de costos indirectos del proyecto se obtiene sumando los valores de
flete, seguro, impuestos, gastos generales de construcción y gastos de ingeniería
del contratista.
EOFITCIP CCCC E.7
