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ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL

FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA Y AGROINDUSTRIA

“DISEÑO DE UNA PLANTA HIDROMETALÚRGICA PARA LA EXTRACCIÓN DE Pt, Pd Y Rh DE LOS CATALIZADORES USADOS

DE LOS AUTOMÓVILES”

PROYECTO PREVIO A LA OBTENCIÓN DEL TÍTULO DE INGENIERO QUÍMICO

RODY SEBASTIÁN ESTRELLA ANDRADE [email protected]

DIRECTOR: PH.D. DIANA ENDARA DRANICHNIKOVA [email protected]

Quito, mayo 2015

DECLARACIÓN

Yo, Rody Sebastián Estrella Andrade, declaro que el trabajo aquí descrito es de mi autoría; que no ha sido previamente presentado para ningún grado o calificación profesional; y, que he consultado las referencias bibliográficas que se incluyen en este documento.

La Escuela Politécnica Nacional puede hacer uso de los derechos correspondientes a este trabajo, según lo establecido por la Ley de Propiedad Intelectual, por su Reglamento y por la normativa institucional vigente.

__________________________ Rody Sebastián Estrella Andrade

CERTIFICACIÓN

Certifico que el presente trabajo fue desarrollado por Rody Sebastián Estrella Andrade, bajo mi supervisión.

_________________________ Ph.D. Diana Endara Dranichnikova

DIRECTORA DE PROYECTO

AUSPICIO

La presente investigación contó con el auspicio del proyecto semilla PIS – 13 – 06

i

ÍNDICE DE CONTENIDO

PÁGINA RESUMEN xi

INTRODUCCIÓN xiii

1. REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA 1

1.1 Convertidores catalíticos de los automóviles 1

1.1.1 Introducción a la catálisis 1 1.1.1.1 Tipos de catalizadores 2

1.1.2 Descripción del funcionamiento de un convertidor catalítico de automóvil 3

1.1.3 Ubicación de un convertidor catalítico en el automóvil 4 1.1.4 Elementos constitutivos de los convertidores catalíticos de los

automóviles 5 1.1.4.1 Estructura del monolito cerámico 6 1.1.4.1.1 Metales nobles presentes en el monolito 8 1.1.4.2 Revestimiento aislante 9 1.1.4.3 Carcasa metálica 9

1.1.5 Tipos de convertidores catalíticos de los automóviles 10 1.1.5.1 Convertidor catalítico de una vía 10 1.1.5.2 Convertidor catalítico de dos vías 10 1.1.5.3 Convertidor catalítico de tres vías 10

1.1.6 Daños que sufre un catalizador de automóvil 11

1.2 Procesos de extracción de platino, paladio y rodio 12

1.2.1 Metalurgia del platino, paladio y rodio de los yacimientos mineros y de productos reciclados 12 1.2.1.1 Reducción de tamaño 13

1.2.1.2 Operaciones de concentración 15 1.2.1.3 Proceso de extracción de platino, paladio y rodio: piro e

hidrometalurgia 16 1.2.1.4 Procesos electroquímicos del platino, paladio y rodio 24

1.2.1.5 Membranas de intercambio iónico 30 1.2.2 Análisis del comportamiento histórico de los mercados del platino,

paladio y rodio 32 1.2.2.1 Comportamiento del platino en el mercado mundial 32

1.2.2.2 Comportamiento del paladio en el mercado mundial 34 1.2.2.3 Comportamiento del rodio en el mercado mundial 36

2 PARTE EXPERIMENTAL 39

ii

2.1 Caracterización física – química y mineralógica de los catalizadores de los automóviles 39

2.1.1 Caracterización física 40

2.1.1.1 Análisis granulométrico 40 2.1.1.2 Determinación de la densidad aparente de los catalizadores

usados molidos de los automóviles 41 2.1.1.3 Determinación de la densidad real de los catalizadores usados

molidos de los automóviles 42 2.1.2 Caracterización química 42

2.1.2.1 Determinación de platino, paladio y rodio de la muestra de los catalizadores usados de automóviles por ensayo al fuego 43

2.1.2.2 Determinación de platino, paladio y rodio de la muestra de los catalizadores usados de automóviles por disgregación ácida en microondas 44

2.1.3 Caracterización mineralógica 45

2.2 Evaluación de los ensayos de lixiviación para la recuperación de platino, paladio y rodio con ácidos inorgánicos 45

2.2.1 Determinación de condiciones de lixiviación 46 2.2.2 Estudio de la cinética de lixiviación 48

2.3 Evaluación del proceso de recuperación del platino, paladio y rodio por electrólisis 49

2.4 Dimensionamiento de los equipos principales de la planta procesadora de 1 t/mes de catalizadores de automóviles 51

2.4.1 Determinación del diagrama de flujo del proceso 52 2.4.2 Sistema de reducción de tamaño y molienda 52

2.4.2.1 Trituradora de cono 53 2.4.2.2 Molino de bolas 53

2.4.3 Taanques agitados para los procesos de lixiviación 54 2.4.4 Celda bi-electrolítica 55

2.5 Evaluación económica preliminar de la implementación industrial del proceso de tratamiento de catalizadores de automóviles con ácidos inorgánicos 55

3 RESULTADOS Y DISCUSIÓN 58

3.1 Resultados de la caracterización de la muestra 58

3.1.1 Resultados de la caracterización física de la muestra de catalizadores usados 58

3.1.1.1 Resultados del análisis granulométrico 58 3.1.1.2 Resultados de la determinación de las densidades 59

3.1.2 Resultados de la caracterización química de la muestra de catalizadores usados 60

3.1.3 Resultados de la caracterización mineralógica 61

iii

3.2 Resultados de la evaluación de los ensayos de lixiviación 62

3.2.1 Resultados de los ensayos de lixiviación al 1 % de sólidos 62

3.2.1.1 Resultados de los ensayos de lixiviación con HCl y HNO en proporción 3:1 a diferentes porcentajes de concentración 62

3.2.1.2 Resultados de los ensayos de lixiviación con HCl y HNO en proporción 1:3 a diferentes porcentajes de concentración 64

3.2.1.3 Resultados de los ensayos de lixiviación con H2SO4 a diferentes porcentajes de concentración saturado con NaCl 66

3.2.2 Ensayos de lixiviación al 10%, 20% y 30% de sólidos 67 3.2.2.1 Resultados de los ensayos de lixiviación al 10 % de sólidos 68

3.2.2.2 Ensayos de lixiviación al 20 % de sólidos 69 3.2.2.3 Resultados de los ensayos de lixiviación al 30 % de sólidos 71

3.2.2.4 Comparación entre los resultados de los ensayos de lixiviación 73

3.3 Resultados de la cinética de lixiviación 77

3.3.1 Resultados de los ensayos de la cinética de lixiviación con hcl y hno3 (3:1) al 10 % de sólidos 77

3.3.2 Resultados de los ensayos de la cinética de lixiviación con h2so4 saturado con nacl al 10 % de sólidos 79

3.4 Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio por electrólisis 80

3.4.1 Preparación de la muestra 80

3.4.2 Resultados de los ensayos de electrólisis a distintas densidades de corriente 81

3.4.3 Ensayo de electrólisis a una densidad de corriente de 600 a/m2 84

3.5 Resultados del dimensionamiento de equipos principales de la planta hidrometalúrgica para la recuperación de platino, paladio y rodio 90

3.5.1 Condiciones de operación de los distintos equipos a instalarse en la planta 91

3.5.2 Diseño de la trituración 94 3.5.3 Diseño de la molienda 95

3.5.4 Diseño del tanque de lixiviación 96 3.5.5 Diseño de la celda bi-electrolítica 98

3.5.6 Balance de masa del proceso 102 3.5.7 Balance de energía del proceso 107

3.5.8 Resultados del análisis de pre-factibilidad económica preliminar 108 3.5.8.1 Estimación de inversiones y costos 108

3.5.8.2 Estimación de las ventas 113 3.5.8.3 Flujo de caja de la inversión 114

3.5.8.4 Balance general 116 3.5.8.5 Valor Actual Neto (VAN) y tasa interna de retorno (TIR) del

proyecto 119 3.5.8.6 Periodo de recuperación de la inversión (PRI) 120

4 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 121

iv

4.1 Conclusiones 121

4.2 Recomendaciones 124

BIBLIOGRAFÍA 125

ANEXOS 129

v

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 1. 1. Oferta y demanda de platino en el mundo 33 Tabla 1. 2. Oferta y demanda de paladio en el mundo 35 Tabla 1. 3. Oferta y demanda de rodio en el mundo 37 Tabla 2. 1. Cargas fundentes utilizadas en el ensayo al fuego 43 Tabla 2. 2. Interpretación del VAN 56

Tabla 3. 1. Resultados obtenidos en laboratorio de densidad aparente y

densidad real 59 Tabla 3. 2. Contenido en tanto por ciento de platino, paladio y rodio en la

muestra de catalizadores usados de automóviles sometida a ensayo al fuego 60

Tabla 3. 3. Contenido en tanto por ciento de platino, paladio y rodio en la

muestra de catalizadores usados de automóviles sometida a disgregación ácida en microondas 60

Tabla 3. 4. Composición mineralógica de la muestra de catalizadores de

automóviles 61 Tabla 3. 5. Características de la solución fuerte de lixiviación que se somete a

recuperación de platino, paladio y rodio por electrólisis 81 Tabla 3. 6. Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio en la

electrodeposición a una densidad de corriente de 200 A/m2 82 Tabla 3. 7. Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio en la

electrodeposición a una densidad de corriente de 600 A/m2 82 Tabla 3. 8. Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio en la

electrodeposición a una densidad de corriente de 1000 A/m2 83 Tabla 3. 9. Resultados de operación para cada densidad de corriente 84 Tabla 3. 10. Resultados de recuperación de platino, paladio y rodio para una

densidad de corriente de 600A/m2 en función del tiempo 84 Tabla 3. 11. Condiciones de operación de la trituradora de conos 92 Tabla 3. 12. Condiciones de operación del molino de bolas 92 Tabla 3. 13. Condiciones de operación para lixiviación 93

vi

Tabla 3. 14. Condiciones de operación en la celda bi-electrolítica 93 Tabla 3. 15. Parámetros para la construcción de la celda bi-electrolítica 102 Tabla 3. 16. Tamaño físico de la planta. 103 Tabla 3. 17. Consumo diario de energía de los equipos principales de la planta 107 Tabla 3. 18. Resumen del monto de inversión que se requiere para iniciar la

planta hidrometalúrgica de recuperación de platino, paladio y rodio 108

Tabla 3. 19. Costos de producción estimados 109 Tabla 3. 20. Resultados estimados de los gastos de administración 110 Tabla 3. 21. Resultados de la tabla de amortización del préstamo 111 Tabla 3. 22. Presupuesto de los sueldo de los empleados de la planta 111 Tabla 3. 23. Resumen de los costos fijos y los costos variables 112 Tabla 3. 24. Estimación de las ventas 113 Tabla 3. 25. Flujo de caja 115 Tabla 3. 26. Balance general 117 Tabla 3. 27. Flujos de caja y valor del VAN 119 Tabla AI. 1. Datos necesarios para la determinación del d80 130 Tabla AIII. 1. Recuperaciones de platino, paladio y rodio con la carga fundente 1 132 Tabla AIII. 2. Recuperaciones de platino, paladio y rodio con la carga fundente 2 132 Tabla AIII. 3. Recuperaciones de platino, paladio y rodio con la carga fundente 3 133 Tabla AIII. 4. Recuperaciones de platino, paladio y rodio con la carga fundente 4 133 Tabla AVIII 1. Inventario de activos fijos requeridos 178 Tabla AVIII 2 Presupuesto de suministros de oficina, aseo, limpieza y servicios 179 Tabla AVIII 3. Tabla de depreciación de activos fijos 181

vii

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura 1. 1. Energía de activación en una reacción con catalizador y sin catalizador 2

Figura 1. 2. Convertidor catalítico de un automóvil 3 Figura 1. 3. Ubicación del convertidor catalítico en un automóvil 5 Figura 1. 4. Estructura del reactor monolítico cerámico 6 Figura 1. 5. Detalle de un monolito cerámico con recubrimiento de alúmina 8 Figura 1. 6. Constitución de los metales en la porosidad del monolito 9 Figura 1. 7. Esquema simplificado del tratamiento metalúrgico de

concentración de un mineral que contiene platino, paladio y rodio del complejo Bushveld en Sudáfrica 16

Figura 1. 8. Esquema del proceso heterogéneo sólido-fluido 20 Figura 1. 9. Esquema de la evolución de una partícula que reacciona. A:

modelo de partícula esférica de tamaño decreciente. B: modelo de partícula esférica de tamaño constante con núcleo sin reaccionar 22

Figura 1. 10. Diagrama esquemático de un tanque-reactor Pachuca con

agitación neumática 23 Figura 1. 11. Diagrama Eh – pH de los sistemas (a) Pt-Cl-H2O, (b) Pd-Cl-H2O

y (c) Rh-Cl-H2O en condiciones de concentración del metal de 10-

2 kmol.m-3, concentración de Cl de 5kmol.m-3 y temperatura de 25°C. 27

Figura 1. 12. Esquema de una membrana de intercambio catiónico 31 Figura 1. 13. Variación del precio del platino de los últimos 5 años 34 Figura 1. 14. Variación del precio del platino de los últimos 5 años 36 Figura 1. 15. Variación del precio del rodio de los últimos 5 años 38

Figura 2. 1. Metodología seguida en la caracterización física, química y mineralógica de los catalizadores de los automóviles 40

Figura 2. 2. Esquema del sistema para los ensayos de lixiviación 47 Figura 2. 3. Metodología seguida para la determinación de las mejores

condiciones de lixiviación de los catalizadores de los automóviles 47

viii

Figura 2. 4. Fotografía de los ensayos realizados para la cinética de lixiviación

con soluciones paralelas 48 Figura 2. 5. Esquema de la celda bi-electrolítica 50 Figura 2. 6. Metodología seguida en el estudio de la evaluación del proceso de

electrólisis de los lixiviados de los catalizadores de los automóviles 51

Figura 3. 1. Porcentaje retenido y pasado acumulado vs tamaño de partícula 59 Figura 3. 2. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de

automóviles al 1% de sólidos con HCl y HNO3 en proporción 3:1 al 80%, 60% y 40% de pureza 63

Figura 3. 3. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de

automóviles al 1% de sólidos con HCl y HNO3 en proporción 3:1 al 80%, 60% y 40% de pureza 65


automóviles al 1% de sólidos con H2SO4 al 80%, 60% y 40% de pureza saturado con NaCl 67


automóviles al 10% de sólidos con HCl y HNO3 (3:1), HCl y HNO3 (1:3), H2SO4 saturado con NaCl y HNO3 69






automóviles al 1%, 10%, 20% y 30% de sólidos con HCl y HNO3

(3:1) 74 Figura 3. 9. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de

automóviles al 1%, 10%, 20% y 30% de sólidos con HCl y HNO3

(1:3) 75 Figura 3. 10. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de

automóviles al 1%, 10%, 20% y 30% de sólidos con H2SO4

saturado con NaCl 76

ix

Figura 3. 11. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 10% de sólidos con HCl y HNO3 (3:1) en función del tiempo 78


automóviles al 10% de sólidos con H2SO4 saturado con NaCl en función del tiempo 79

Figura 3. 13. Depósito catódico obtenido por por microscopía electrónica MEB

– EDX (Microscópio electrónico de barridoTescan – Bruker) 86 Figura 3. 14. Resultados del análisis semi-cuantitativo del depósito catódico

por microscopía electrónica MEB – EDX (Tescam – Bruker) 87 Figura 3. 15. Fotografía del precipitado en el fondo de la celda por microscopía

electrónica MEB – EDX (Tescan – Bruker) 88 Figura 3. 16. Resultados del análisis semi-cuantitativo del precipitado en el

fondo de la celda por microscopía electrónica MEB – EDX (Tescam – Bruker) 89

Figura 3. 17. Diagrama de flujo del proceso hidrometalúrgico de extracción de

platino, paladio y rodio 91 Figura 3. 18. Esquema de la celda electrolítica con sus dimensiones 102 Figura 3. 19. Balance de masa de la planta hidrometalúrgica de recuperación de

platino, paladio y rodio de catalizadores usados de automóviles 104 Figura 3. 20. Diagrama PFD (Process flow diagram) de la planta de

recuperación de platino, paladio y rodio de catalizadores usados de automóviles 105

Figura 3. 21. Vista en planta 106 Figura 3. 22. Determinación gráfica del TIR 119

x

ÍNDICE DE ANEXOS ANEXO I Determinación del d80

130

ANEXO II Determinación de la densidad real y la densidad aparente

131

ANEXO III Resultados de las recuperaciones de platino, paladio y rodio con las distintas cargas fundentes utilizadas en el ensayo al fuego

132

ANEXO IV Balances metalúrgicos de la determinación de condiciones de lixiviación

134

ANEXO V Balances metalúrgicos del estudio de la cinética de lixiviación

156

ANEXO VI Resultados de la electrodeposición

159

ANEXO VII Catálogos de los equipos principales de la planta hidrometalúrgica

166

ANEXO VIII Resultados del estudio del análisis de pre factibilidad económica

177

xi

RESUMEN

El presente estudio tiene por objeto la investigación de la factibilidad técnica y

económica preliminar para la implementación de una planta de recuperación de

platino, paladio y rodio de los catalizadores usados de automóviles mediante

métodos hidrometalúrgicos.

En primer lugar, se caracterizó la muestra heterogénea y molida de catalizadores

usados con la finalidad de conocer la cantidad de platino, paladio y rodio presente

en la muestra que se sometió a los ensayos de laboratorio, resultando que hay un

0,033% de platino, 0,017% de paladio y 0,004% de rodio que se encuentran

contenidos en una matriz cerámica porosa la cual debió ser molida hasta obtener

un tamaño de partícula de 450 µm.

Mediante sucesivos ensayos de lixiviación a diferentes condiciones de

concentración, distintos agentes lixiviantes y diversos porcentajes de sólidos se

llegó a determinar las condiciones más adecuadas. El mejor agente lixiviante

resultó ser la mezcla de ácido clorhídrico de concentración 10 molar y ácido

nítrico 15 molar en proporción 3 a 1 concentrado al 80%. Las recuperaciones con

este agente fueron 82% de platino, 92% de paladio y 100% de rodio en 4 horas.

Además, se realizaron ensayos con otra alternativa de lixiviación mucho más

económica y manejable a nivel industrial pero menos eficiente en la recuperación

de los metales de interés, siendo del 80%, 63% y 100% para el platino, paladio y

rodio respectivamente en 7 horas. Esta alternativa consiste en la lixiviación con

una mezcla de ácido sulfúrico al 60% de concentración saturado de cloruro de

sodio.

Los ensayos de electro recuperación se realizaron en una celda bi-electrolítica

separada por una membrana de intercambio iónico que permite el paso de iones

hidrógeno de una solución de ácido sulfúrico a la solución lixiviada impidiendo que

se forme cloro gas. Los complejos cloro-platínicos ( , ), cloro-paládicos

( ) y cloro-ródicos ( ) formados en la lixiviación, se oxidan a

platino, paladio y rodio por el intercambio electrónico entre un cátodo de acero

xii

inoxidable y la solución lixiviante. El ánodo que se sumerge en la solución de

ácido sulfúrico fue de plomo.

Todo el fenómeno de electrodeposición ocurre a una densidad de corriente de

600 A/m2 de modo que las recuperaciones de 55% de platino, 64% de paladio y

51% de rodio se dan en un tiempo de 25 minutos. Los productos obtenidos

corresponden a un concentrado de platino, paladio y rodio que se depositó en el

cátodo y un precipitado de los tres metales depositado en el fondo de la celda en

forma de lodo.

La inversión que se requiere para la instalación y puesta en marcha de la planta

hidrometalúrgica de recuperación de platino, paladio y rodio es de 4 749 410,65

dólares, con una proyección de ventas de 1,01*107 dólares al año que permiten

tener una utilidad, haciendo que el VAN tenga un valor positivo de 2 648 702

dólares y una TIR de 42%. La recuperación de la inversión se estima en 2,38

años.

xiii

INTRODUCCIÓN

Los metales del grupo del platino (MGP): Pt; Pd y Rh, son importantes metales

preciosos en muchos campos de la industria, por ejemplo como catalizadores,

especialmente en los automóviles. El desarrollo y la aplicación comercial del

control catalítico para el escape de automóviles han aumentado en todo el mundo

desde hace décadas, como una preocupación de la protección ambiental

(Harjanto, 2006, p. 129)

El alto precio de estos metales condujo a una intensa actividad de investigación

para sustituirlos. Hoy en día existen materiales más baratos que se encuentran

disponibles y que ofrecen propiedades similares para este tipo de reacciones

catalíticas. Sobre la base de los hechos que cada automóvil nuevo tiene que estar

equipado con un convertidor catalítico y el número de vehículos matriculados es

cada vez mayor, la demanda de los metales del grupo del platino, especialmente

platino, crecerá de forma continua (Rumpold y Antrekiwitsch, 2012, p. 696)

Se ha estimado que en el mundo occidental, 2,20 millones de oz de MGP se

utiliza en la fabricación de catalizadores de escape de automóviles; 1,57 millones

oz de Pt, 370000 oz de Pd y 302000 oz de Rh. La mayor parte de estos metales

proviene de Sur África y las antiguas repúblicas rusas. Para atender a la creciente

demanda y para evitar impactos ambientales negativos, el reciclaje de

catalizadores para automóviles es indispensable. Además, los convertidores

catalíticos usados, que contienen un promedio de aproximadamente 4 g MGP,

representan una materia prima de alto grado en comparación con fuentes

primarias (Matthey, 2013, p. 17).

Otra motivación fundamental para el reciclaje de MGP es la limitada disponibilidad

de materia prima. Las fuentes primarias son geográficamente limitadas y con

frecuencia desplazadas de los principales consumidores. Europa constituye la

mayor demanda de platino, mientras que casi la totalidad de la producción está

situada en África del Sur. Una situación similar es para el paladio, los principales

productores son Sudáfrica y Rusia. En contraste con el platino, el consumo de

xiv

paladio se distribuye uniformemente entre las principales potencias industriales.

Esta discrepancia entre la producción y el consumo conduce a un alto nivel de

actividad de reciclaje en los países consumidores (Loferski, 2011, p. 247)

La extracción de estos metales de los catalizadores de los autos puede realizarse

mediante métodos hidrometalúrgicos o pirometalúrgicos pero los altos costos de

estos últimos hacen pensar en la posibilidad de innovar en métodos mucho más

económicos como la lixiviación. Estos métodos, usan diversos agentes de

lixiviación para disolver fracciones específicas. Como estos metales muestran un

carácter muy noble, su resistencia a la disolución es bastante alta. En

consecuencia, se requieren ácidos fuertes en combinación con los oxidantes en el

proceso de lixiviación. Estas condiciones conducen a la formación de complejos

solubles. El ácido clorhídrico (HCl) es un agente complejante común, mientras

que el ácido nítrico (HNO3), el ácido sulfúrico (H2SO4), o peróxido de hidrógeno

(H2O2) pueden actuar como oxidantes (Kononova, 2011, p. 36)

La combinación de ácido clorhídrico (HCl) y ácido nítrico (HNO3), llamado agua

regia, es el agente de lixiviación más común para metales preciosos. Después de

la etapa de extracción, la solución rica se separa y puede ser tratada por

diferentes principios como la electrólisis (De Aberasturi, 2011, p. 15).

1

1. REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA

1.1 CONVERTIDORES CATALÍTICOS DE LOS AUTOMÓVILES

En la actualidad existen millones de vehículos alrededor del mundo que en su

gran mayoría siguen funcionando con motores de combustión interna en los que

se utiliza a los combustibles fósiles como combustible y por tendencia creciente

de la población junto con algunas condiciones económicas según la División de

Población del Departamento de Asuntos Económicos y Sociales de las Naciones

Unidas, hacen que el crecimiento del parque automotor sea de la misma

tendencia lo que deviene en graves problemas ambientales y de salud. La

solución que las naciones han tomado frente a este problema, es por el lado

legislativo, mientras que por el lado técnico también se toman medidas de modo

que el motor en sí del automóvil sea más eficiente y menos contaminante

desarrollando convertidores catalíticos como una alternativa de control (Eastern

Catalytic Converters, 2009).

1.1.1 INTRODUCCIÓN A LA CATÁLISIS

Un catalizador varía la velocidad de la reacción química sin consumirse en la

misma. Una vez que se haya producido la reacción química, este podría ser

recuperado inalterado, por lo tanto no perturba los procesos que suponen

situaciones de equilibrio sino solamente hace variar la velocidad a la que se

alcanza el equilibrio (Levine, 2004, p. 719)

Básicamente, un catalizador rebaja la energía de activación del proceso químico

sobre el que actúa tal como se ve en la Figura 1.1. Se permite de esta forma la

reacción a un mayor número de moléculas. El catalizador permite que aumente el

número de choques efectivos en moléculas (Maron. y Prutton, 2001, p. 823)

2

Figura 1. 1. Energía de activación en una reacción con catalizador y sin catalizador (Maron y Prutton, 2001, p. 823)

1.1.1.1 Tipos de catalizadores

Los catalizadores, de acuerdo a la función que desempeñen dentro de la reacción

pueden ser de dos clases (Maron y Prutton, 2001, p. 825)

· Catalizadores de oxidación

· Catalizadores de reducción

1.1.1.1.1 Catalizadores de oxidación

Los elementos activos que constituyen en sí el catalizador, tienden a captar

electrones. Este tipo de catalizadores son baratos y generalmente se los utiliza

para reducir efectivamente el monóxido de carbono y los hidrocarburos.

3

1.1.1.1.2 Catalizadores de reducción

Los elementos químicos que lo constituyen tienden a ceder electrones al medio

en el cual se dan las reacciones. Generalmente son utilizados para reducir los

óxidos de nitrógeno en nitrógeno y oxígeno.

1.1.2 DESCRIPCIÓN DEL FUNCIONAMIENTO DE UN CONVERTIDOR

CATALÍTICO DE AUTOMÓVIL

Una de las aplicaciones más populares de los catalizadores es en los tubos de

escape de los automóviles. Este dispositivo mostrado en la Figura 1.2 empezó a

ser utilizado a partir del año 1975, sufriendo considerables modificaciones en el

transcurso del tiempo, reduciendo los niveles de emisiones contaminantes

manteniéndolas dentro de los rangos establecidos en las normas, ya que es un

dispositivo altamente efectivo que reduce un 90% de los gases nocivos (Eastern

Catalytic Converters, 2009).

Figura 1. 2. Convertidor catalítico de un automóvil

(Eastern Catalytic Converters, 2009, p. 1)

Del proceso de combustión del motor de un automóvil se obtiene N2 (g), CO2 (g) y

H2O (g) y otras sustancias contaminantes entre las que se encuentran: algo de

combustible sin quemar, CO (g) y óxidos de nitrógeno (NOx). Los primeros

4

catalizadores (1975-1979) contenían platino y paladio que llevaban a cabo las

reacciones de oxidación del monóxido de carbono y de los hidrocarburos no

combustionados tal y como se muestra a continuación:

[1.1]

[1.2]

Los primeros catalizadores de automóviles fueron utilizados en convertidores de

dos vías, conocidos así porque convertían solamente HC y CO. Estos

convertidores se los denominó de oxidación. Cuando se descubrió el mecanismo

de formación del ozono de la troposfera en el que intervenía los óxidos de

nitrógeno que emitían los vehículos, una segunda generación de catalizadores

fueron necesarios para convertir los óxidos de nitrógeno, NOx, en los gases del

escape según la Ecuación 1.3, además de convertir HC y CO. Estos catalizadores

de actividad ternaria también conocidos como convertidores de tres vías (1979 -

1986) contienen platino y rodio como fases activas y llegan a alcanzar hasta un

98% de conversión dependiendo de las condiciones de operación (Gamas, Díaz y

Schifter, 2001, p. 115).

[1.3]

El uso del catalizador tiene una vida útil de aproximadamente 80000 km

recorridos y a pesar de ello su uso es obligatorio bajo un constante mantenimiento

e incluso el cambio del mismo en el caso de que no alcance los niveles

establecidos de contaminación permisibles en cada país (Eastern Catalytic

Converters, 2009, p. 1).

1.1.3 UBICACIÓN DE UN CONVERTIDOR CATALÍTICO EN EL AUTOMÓVIL

El convertidor catalítico dentro de un automóvil es parte del sistema de escape

como se aprecia en la Figura 1.3, en una posición cercana del motor con el fin de

que los gases de combustión entren con una temperatura adecuada mayor a

5

400°C en la que el catalizador es efectivo, llegando hasta 900 °C en condiciones

extremas de funcionamiento del vehículo (Gonzales y Gonzales, 2002, p. 4).

Figura 1. 3. Ubicación del convertidor catalítico en un automóvil

(AUTOCENTRO INGENIERIA AUTOMOTRIZ MIGA SA, 2013, p. 1)

El convertidor se inserta en la conducción de los gases de escape, después del

colector a la salida del motor y antes del silenciador convencional.

1.1.4 ELEMENTOS CONSTITUTIVOS DE LOS CONVERTIDORES

CATALÍTICOS DE LOS AUTOMÓVILES

Aunque en la actualidad se pueden encontrar tres diseños específicos de

catalizadores: el lecho catalítico de partículas, el reactor monolítico cerámico y el

reactor monolítico metálico, el más ampliamente utilizado es el reactor monolítico

cerámico que se puede ver en la Figura 1.4 y consiste en un cuerpo cerámico

atravesado por varios miles de pequeños canales, por los cuales circulan los

gases de combustión del motor del vehículo. La matriz cerámica está compuesta

de magnesio-aluminio-silicato y resiste a altas temperaturas. Los monolitos

cerámicos actualmente son los soportes de catalizador aplicados con más

frecuencia. (Gonzales y Gonzales, 2002, p. 5). Este tipo de catalizador consiste

básicamente en tres partes:

· Un monolito o sustrato cerámico que soporta el catalizador.

6

· Una tela o manta, que rodea el monolito, conocida como revestimiento

aislante.

· Una carcasa fabricada en acero de calidad para evitar la corrosión.

Otra alternativa al monolito cerámico es el catalizador metálico que consiste en un

arrollamiento de una delgada hoja metálica finamente ondulada de 0,05 mm de

espesor, soldado en alta temperatura. Debido a las delgadas paredes se pueden

habilitar muchos más canales sobre una misma superficie lo que significa una

menor resistencia para los gases de escape. Este hecho aporta ventajas para la

optimización del rendimiento de motores de alta potencia (Gonzales y Gonzales,

2002, p. 5).

Figura 1. 4. Estructura del reactor monolítico cerámico

(Gonzales y Gonzales, 2002, p. 5)

1.1.4.1 Estructura del monolito cerámico

El monolito cerámico tiene forma cilíndrica y lo atraviesan una multitud de canales

paralelos, generalmente son 5000 o más. El material más comúnmente utilizado

7

es la cordierita porosa (2MgO.2Al2O3.5SiO2). Tiene una composición de 14%

MgO, 36% Al2O3 y 50% de SiO2, con cantidades muy pequeñas de sustancias

como Na2O, Fe2O3 y CaO. La porosidad de las paredes del monolito es de 20-

40%, principalmente formada por macroporos con un diámetro de unos pocos

micrómetros. Los canales del monolito son espacios vacíos entre las paredes. Las

formas principales de dichos canales son circulares, hexagonales, cuadradas y

triangulares. Comercialmente, se utiliza la forma cuadrada con una densidad de

celdas de 62 por cm2, que corresponde a un canal de 1,00 mm de anchura y un

espesor de pared de 0,15 mm y una densidad aparente de 420 kgm-3 (Gonzales y

Gonzales, 2002, p. 6).

Las estructuras monolíticas cerámicas y metálicas tienen una superficie específica

en el intervalo de 2 a 4 m2 l-1 de volumen de monolito, demasiado baja para lograr

un adecuado comportamiento catalítico en la eliminación de los contaminantes.

Por ello, estas estructuras son recubiertas con una fina capa de una mezcla de

óxidos (Figura 1.5), con superficie interna muy alta. Este recubrimiento aumenta la

superficie catalítica de la estructura hasta 10 000 a 40 000 m2 l-1 de soporte

monolítico. Esta elevada superficie interna es necesaria para la dispersión de los

metales preciosos, además de que actúa como adsorbente de los venenos del

catalizador presentes en los gases de escape. El recubrimiento está formado por

partículas denominadas secundarias con diámetros de 2 a 30 µm. Los huecos

entre las partículas, con un diámetro de unas pocas micras, son los responsables

de la macro porosidad del recubrimiento. Las partículas secundarias son las

responsables de la meso y micro porosidad, y consisten en mezclas

microscópicas de varios óxidos inorgánicos. Estas partículas tienen un tamaño de

10 a 20 µm. Los metales nobles están depositados sobre estas partículas

(Gonzales y Gonzales, 2002, p. 5).

8

Figura 1. 5. Detalle de un monolito cerámico con recubrimiento de alúmina

(Gonzales y Gonzales, 2002, p. 5)

La composición química del recubrimiento no suele ser una información disponible

debido a las patentes que poseen los fabricantes de los catalizadores. En general,

contienen alúmina (Al2O3), ceria (CeO2) y zirconia (ZrO2) como principales

constituyentes. Los constituyentes minoritarios son óxidos, tales como CaO, MgO

y óxidos de tierras raras que estabilizan la superficie específica interna de los

óxidos que constituyen el recubrimiento (Gonzales y Gonzales, 2002, p. 5).

1.1.4.1.1 Metales nobles presentes en el monolito

La fase metálica es el principal componente activo del catalizador. Platino, paladio

y rodio son los metales nobles utilizados en la actualidad alojados en los poros del

monolito cerámico como se muestra en la Figura 1.6. La cantidad de metales

nobles depende de la aplicación específica del catalizador y está regido por

factores tales como la composición de los gases emitidos por el motor, el objetivo

a alcanzar en las emisiones, las condiciones de operación del catalizador y las

propiedades del combustible utilizado. El paladio era un elemento común en los

catalizadores de oxidación, se utilizaba junto con el platino en proporción de 5 de

platino por cada 2 de paladio, con una carga total de metales nobles de 1,5g/L de

catalizador. Algunos catalizadores de 3 vías utilizaron paladio junto con el platino

y el rodio. Actualmente, los catalizadores de tres vías tienen los metales nobles

con una carga de 2,00 a 2,55 g/L de catalizador, y relaciones Pt: Pd: Rh de

aproximadamente 0 - 1: 8 - 16: 1 (González, Botas y Gutierrez, 2001, p. 28).

9

Figura 1. 6. Constitución de los metales en la porosidad del monolito

(Guevara, 2010, p. 86)

1.1.4.2 Revestimiento aislante

Este revestimiento está hecho de fibra cerámica o de tela metálica. Esta tela

asegura que el monolito se ajuste perfectamente dentro del convertidor a

cualquier temperatura de operación. Además protege al monolito cerámico frente

a los impactos mecánicos y sirve de aislante térmico.

1.1.4.3 Carcasa metálica

La carcasa tiene forma muy similar a la de un silenciador. Está hecha de acero

inoxidable, sellada y aislada. La mitad superior e inferior son completamente

sólidas, con la diferencia que la inferior se encuentra cubierta por una pantalla

perforada que permite que el calor acumulado en el interior del monolito, se disipe

hacia el exterior evitando que se recaliente.

10

1.1.5 TIPOS DE CONVERTIDORES CATALÍTICOS DE LOS AUTOMÓVILES

La clasificación de los convertidores catalíticos en la industria automovilística se lo

hace en función del número de vías que estos tengan, esto es los gases a tratar,

ya que dependiendo de esto se dispone de los metales preciosos dentro de la

estructura porosa del monolito para que la reacción química sea la adecuada y se

obtenga los resultados deseados (Gonzales y Gonzales, 2002, p. 6)

1.1.5.1 Convertidor catalítico de una vía

Está constituido únicamente por un catalizador de oxidación que actúa

directamente sobre el monóxido de carbono convirtiéndolo en dióxido de carbono

según la ecuación 1.1.

1.1.5.2 Convertidor catalítico de dos vías

El monolito cerámico también alberga a un solo catalizador oxidante pero que

actúa sobre el monóxido de carbono según la ecuación 1.1 y los hidrocarburos no

combustionados según la ecuación 1.2. Este catalizador es el primero que se

adaptó a los automóviles y funciona con un exceso de oxígeno en los vehículos

con carburador sin sistema de regulación.

1.1.5.3 Convertidor catalítico de tres vías

Considerado el catalizador ideal puesto que realiza las reacciones de oxidación

correspondientes a las ecuaciones 1.1 y 1.2 y adicionalmente la de reducción de

los NOx según la ecuación 1.3. Prácticamente todos los vehículos de la actualidad

son equipados con este tipo de catalizador. El catalizador de oxidación (Pt y Pd)

junto con el de reducción (Pt y Rh) no actúan simultáneamente, más bien ocurren

por etapas (una a continuación de otra) así:

11

En la primera etapa, el catalizador de reducción constituye la primera etapa del

convertidor catalítico, por lo tanto, el monolito se encuentra recubierto por

moléculas de platino (Pt) y rodio (Rh). Cuando las moléculas de monóxido o

dióxido de nitrógeno reaccionan con la ayuda del catalizador, este atrapa los

átomos de nitrógeno y libera los de oxígeno, uniendo a los mismos entre sí para

formar el nitrógeno molecular N2.

En la segunda etapa, se encuentra el catalizador de oxidación, el monolito tiene

impregnado en la superficie al platino (Pt) y paladio (Pd), que hacen reaccionar a

los hidrocarburos no combustionados y el monóxido de carbono con oxígeno

proveniente del motor y de la primera etapa. Este proceso es ayudado por la

sonda lambda que es un dispositivo de control de oxígeno ubicado antes del

catalizador y que se encarga de medir el oxígeno que sale por el escape cuando

es un convertidor catalítico de tres vías con ciclo cerrado. Existe un tipo de

catalizador de tres vías de ciclo abierto en donde la toma de aire es libre.

1.1.6 DAÑOS QUE SUFRE UN CATALIZADOR DE AUTOMÓVIL

Una vez que el convertidor catalítico deja de cumplir adecuadamente con todas

las funciones, pierde su habilidad para realizar los procesos químicos que

reducen los niveles de emisiones y por ende eleva el grado de contaminación del

ambiente. La mayor parte de los convertidores catalíticos fallan debido a la falta

de ajuste del motor, principalmente la mezcla incorrecta de aire - combustible,

cables desgastados o incluso válvulas mal sincronizadas, esto impide que el

combustible se queme completamente en los cilindros, este combustible se filtra

hacia la salida de los gases de escape y se quema en los paneles del convertidor

catalítico, pudiéndose recalentarse e incluso fundirse (Eastern Catalytic

Converters, 2009, p. 1)

Otra falla común suele ser la falla del sensor de oxígeno, el cual regula la correcta

composición de la mezcla aire-combustible, en el instante que se produce la falla

puede obtenerse una mezcla muy rica o en su defecto muy pobre de oxígeno. Si

la mezcla es muy rica, el convertidor catalítico se funde, pero si es muy pobre no

12

podrá convertir los hidrocarburos en compuesto inofensivos. Las fugas de aceite

hacia el tubo de escape también se consideran dañinas, cuando el aceite se

combustiona se produce hollín, que cubre las paredes de los paneles e impide el

paso de aire, de esta manera los gases de escape no salen del motor

disminuyendo la eficacia de reducción de las emisiones impidiendo que el

convertidor catalítico funcione correctamente, disminuyendo la potencia del motor

(De Aberasturi, 2011, p. 4).

Los golpes y las excesivas vibraciones debidas a baches, huecos, piedras, entre

otros, también pueden provocar que el convertidor catalítico deje de funcionar, ya

que el material del que está constituido es cerámico; en el momento que este

sufre golpes o excesivas vibraciones puede romperse, interrumpiendo el paso

normal del aire provocando un incremento de presión, recalentando el motor y

perdiendo potencia (De Aberasturi, 2011, p. 4).

Es importante anotar que los daños causados en el convertidor catalítico son

irreversibles, esto es, una vez que este se desgasta o se daña, pierde todas sus

propiedades de catálisis y es imprescindible cambiarlo por uno nuevo. Como no

se tiene la cultura de realizar continuamente un mantenimiento del convertidor

catalítico, puede sospecharse que el mismo está fallando cuando se empieza a

tener problemas con el sobrecalentamiento del motor, o si existe un pobre

aprovechamiento de combustible, entre otros (Eastern Catalytic Converters, 2009,

p. 1).

1.2 PROCESOS DE EXTRACCIÓN DE PLATINO, PALADIO Y

RODIO

1.2.1 METALURGIA DEL PLATINO, PALADIO Y RODIO DE LOS

YACIMIENTOS MINEROS Y DE PRODUCTOS RECICLADOS

Los procesos de extracción del mineral por lo general se los hace bajo tierra, con

maquinaria especializada que permite perforar la superficie terrestre hasta llegar a

13

la zona de interés. Luego, mediante voladuras, se extrae el mineral y se lo

transporta a la superficie (Gilchrist, 1989, p. 57).

El mineral debe ser tratado para liberar las fases minerales valiosas llamadas

mena de las no valiosas conocidas como ganga. Esto se hace a través de una

serie de operaciones de reducción de tamaño para permitir una separación fácil

de las fases del mineral, seguido por operaciones de clasificación y concentración

pensadas para distinguir y separar las partículas valiosas del resto de partículas

basándose en alguna propiedad física como densidad, magnetismo, electricidad o

energía superficial. Cuando se modifica el comportamiento superficial del sólido,

la operación se denomina flotación las cual se continúa con la extracción del

metal la cual se puede realizar por pirometalurgia o por hidrometalurgia (Ballester,

Verdeja y Sancho, 2001, p. 27).

El platino, paladio y rodio se encuentran en muchos minerales de cobre-níquel

donde la pentlandita (FeS, NiS) está presente, particularmente por cuerpos

minerales de tipo filón. Otros minerales de sulfuro también típicamente asociados

en minerales del grupo del platino son calcocita (Cu2S), pirrotita (FeS) y pirita

(FeS2). Los metales preciosos mencionados están normalmente asociados con

todos esos minerales (Matthey, 2013, p. 2).

1.2.1.1 Reducción de tamaño

Los mecanismos por los cuales se reduce el tamaño de partícula por los procesos

de trituración y molienda, son de tres tipos (Rowland y Kjos, 1982, p. 215):

· Por compresión

· Por abrasión y desgaste

· Por impacto

En relación con el primer mecanismo, cuando un material frágil se comprime

adecuadamente, se fractura por las zonas de mayor debilidad dando lugar,

después de varias etapas de tratamiento, a una familia de tamaños de partícula.

14

En cuanto al segundo mecanismo, se producen esfuerzos tangenciales sobre las

partículas disminuyendo su tamaño por proceso de abrasión generando a menudo

importantes cantidades de materiales finos o muy finos. Finalmente, cuando las

partículas son golpeadas por un martillo oscilante, se generan grietas en el mismo

de forma que la propagación de ellas da lugar a la correspondiente fractura la cual

se da en los límites del grano, siendo este el mecanismo por impacto. En los

distintos procesos de trituración pueden coexistir los tres mecanismos descritos

(Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 72).

La trituración es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución del

mineral que contiene los metales del grupo del platino, al igual que muchos otros

minerales, en la cual el principal objetivo es la liberación de los metales valiosos

de la ganga. La trituración en general es un proceso en seco que se puede dar en

una, dos o hasta tres etapas. Los trozos de rocas extraídos de la mina pueden ser

tan grandes como 1,5 m de diámetro y son reducidos en la primera etapa de

hasta un diámetro de entre 10-20 cm en máquinas trituradoras de trabajo pesado.

La segunda etapa conocida como trituración secundaria incluye todas las

operaciones para aprovechar el producto de la trituración primaria desde el

almacenamiento hasta la disposición del producto final de la trituradora el cual

usualmente tiene un diámetro entre 0.5-2,0 cm (Schouwstra y Kinloch, 2000, p.

38).

Finalmente, la tercera y última etapa del proceso de conminución de los minerales

es la molienda; en ésta etapa se reduce el tamaño de las partículas por una

combinación de mecanismos de quebrado de impacto y abrasión, ya sea en seco

o en húmedo. La molienda se realiza en recipientes cilíndricos rotatorios de acero

que se conocen como molinos de rodamiento de carga, los que contienen una

carga suelta de cuerpos de trituración y el medio de molienda libre para moverse

dentro del molino y pulverizar así las partículas. Los medios de molienda pueden

ser bolas o barras de acero, roca dura y en algunos casos, la misma mena

(molienda autógena). En el proceso de molienda, las partículas entre 5 y 250 mm

se reducen de tamaño entre 10 y 300 μm (Cortés y Guillén, 2010, p. 8)

15

Cuando se trata de reciclaje de materiales que contienen platino, paladio y rodio,

el procedimiento de reducción de tamaño queda supeditado a cuando el material

así lo amerite, para el caso de los catalizadores de automóviles, si es necesario el

mismo procedimiento de reducción de tamaño por la estructura misma de los

catalizadores descritos en la sección 1.1, por lo que la trituración primaria,

secundaria y molienda son necesarios para los consecuentes procesos

hidrometalúrgicos o pirometalúrgicos (Rowland y Kjos, 1982, p. 212).

1.2.1.2 Operaciones de concentración

Una vez que los productos de interés como metales o minerales hayan sido

separados del material menos útil (ganga), el material se somete a algún proceso

de concentración que separa los minerales en dos o más productos. La

separación por lo general se logra utilizando alguna diferencia específica en las

propiedades físicas o químicas entre el mineral valioso y los minerales de la

ganga en la mena. Las operaciones a las que se someta un mineral para la

separación de la mena, o menas, de la ganga, o sea, para concentrar ambas,

pueden ser (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 81):

· Clasificación: separación por tamaño de partículas.

· Concentración gravimétrica: separación en función de la densidad.

· Flotación: separación aprovechando las distintas propiedades superficiales de

las especies mineralógicas.

· Separación magnética o separación electrostática: separación en función de

las diferentes susceptibilidades magnéticas o conductividades eléctricas que

presentan la mena y ganga.

Para los minerales que contienen los metales del grupo del platino, el proceso de

concentración más utilizado es el de la flotación, tal como se muestra en la Figura

1.7. La flotación con espuma, funciona por las diferencias de las propiedades

superficiales de los compuestos constitutivos de los materiales a los que se les

somete a este proceso siendo por esta razón la más importante. Al modificar las

propiedades químicas de la pulpa proveniente de la lixiviación o de cualquier otro

16

proceso mediante el uso de reactivos químicos, es posible que los minerales

valiosos desarrollen avidez por el aire (aerofílicos) y que los minerales de la

ganga busquen el agua y rechacen el aire (aerofóbicos). En un sistema con

agitación por aire, las burbujas que se producen dan por resultado una separación

por la transferencia de los metales valiosos a las burbujas de aire que forman la

espuma flotante a la superficie de la pulpa (Schouwstra y Kinloch, 2000, p. 6).

Figura 1. 7. Esquema simplificado del tratamiento metalúrgico de concentración de un

mineral que contiene platino, paladio y rodio del complejo Bushveld en Sudáfrica (Schouwstra y Kinloch, 2000, p. 6)

1.2.1.3 Proceso de extracción de platino, paladio y rodio: piro e hidrometalurgia

En los últimos años, las tendencias en las metalúrgicas de los metales preciosos

se han visto condicionados por tres hechos (Rumpold y Antrekiwitsch, 2012, pp.

695, 699)

· Disminución en las leyes de los minerales

· Impacto ambiental de las industrias mineras y metalúrgicas

· Precios bajos de los metales en los mercados internacionales

17

Esta situación ha desembocado en la necesidad de acciones concertadas de

investigación y desarrollo en los campos de la minería, procesamiento de

minerales, pirometalurgia e hidrometalurgia, tendentes a incrementar las

recuperaciones, abaratar costes y disminuir problemas ambientales (Ballester,


La lixiviación, proceso hidrometalúrgico, es de un tipo o de otro en función de la

reacción química que provoca. Según esto, el ataque químico de un material solo

se puede realizar mediante cualquiera de las tres acciones siguientes: ácido-base,

redox y complejante (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 339).

El platino, el paladio y el rodio tienen gran capacidad complejante para formar

halo compuestos en soluciones halógenas con gran acidez. Un complejo presente

en una disolución produce un equilibrio entre él y los iones o moléculas que lo

componen, así la constante de estabilidad es la siguiente (Senanayake, Perera y

Nico, 2003, pp. 519, 522):

[1.4]

Donde:

: La constante de estabilidad del complejo que forma el metal (platino, paladio o

rodio) con cualquier lixiviante.

M: Metal de interés. Platino, paladio o rodio.

L: Cualquier agente lixiviante.

z: Valores de las valencias de los distintos estados de oxidación de los metales.

n: Cantidad de iones oxidantes.

Se denomina constante de estabilidad, debido a que cuanto mayor es su valor,

más desplazado está el equilibrio hacia el complejo, por lo que este será más

estable.

18

El tratamiento clásico de extracción de metales preciosos por lixiviación es a

través de agua regia en la que se pueden dar reacciones heterogéneas para

formar complejos como se muestran en las ecuaciones 1.5 a 1.9 (Domic, 2001, p.

219):

[1.5]

[1.6]

[1.7]

[1.8]

[1.9]

La separación entre el platino y el resto de metales preciosos se realiza con la

introducción de cloruro de amonio, que forma un precipitado insoluble con el

platino, (NH4)2PtCl6, el que se puede refinar por separado. El paladio y el rodio,

por su parte queda en la solución remanente y se refina de forma directa. Los

insolubles del primer tratamiento con agua regia se funden con carbonato de

plomo, bórax y ceniza de soda (carbonato de sodio), de tal forma que los metales

preciosos como el rodio, quedan concentrados en el plomo residual. Luego, este

plomo es disuelto usando ácido nítrico, para retirar todo el plomo y la plata. Los

residuos de rodio, son fundidos nuevamente con bisulfato de sodio, NaHSO4, para

formar selectivamente sulfato de rodio, Rh2(SO4)3, que es soluble en agua desde

los residuos y se lo refina en forma separada (Domic, 2001, p. 219).

Además de las reacciones descritas, existe una selectividad del ácido nítrico con

el paladio debido a la ecuación 1.10 que se presenta a continuación (De

Aberasturi, 2011, p. 12):

[1.10]

Los procesos pirometalúrgicos presentan limitaciones, las cuales han sido

descritas por Jirang C. y Zhang L. (2008), el aluminio y el hierro se transfieren a la

escoria, la presencia de halógenos de llama retardante (HFR) en la alimentación

forma dioxinas, los componentes cerámicos y el vidrio incrementan la carga en el

19

horno de fundición, los procesos pirometalúrgicos por lo general requieren

acompañamiento de los procesos hidrometalúrgicos (p. 228). Es por esto que los

estudios hidrometalurgicos referentes al tema de este proyecto se han ahondado

en todos los aspectos, y actualmente se considera que las reacciones de las

ecuaciones 1.5, 1.6, 1.7, 1.8 y 1.9 pueden darse del mismo modo siempre y

cuando exista el agente acomplejante que es el ion cloro dentro de una solución

de gran potencial oxidante como el ácido nítrico que aporta con los iones

hidrógeno. Se pueden dar dichas reacciones con la presencia de cloruro de sodio

y de ácido sulfúrico que cumpliría con las mismas funciones de agente

acomplejante y de oxidación respectivamente (Mahmoud, 2003, p. 38).

La información termodinámica permite la determinación de la posición del

equilibrio, así como de las energías involucradas en cualquier transformación

química. En términos de ingeniería de procesos, esta información suele ser

suficiente para reacciones rápidas, sin embargo, la lixiviación de platino, paladio y

rodio se producen a condiciones de moderada velocidad de reacción por lo que la

información cinética es esencial para el diseño de los procesos de una planta

hidrometalúrgica (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 170).

La naturaleza de la partícula de catalizador determina la estructura y energía del

complejo activado interfacial a través del cual progresará la reacción. La

concentración de los reactantes fluidos afecta tanto a los procesos químicos

superficiales como a la velocidad de transporte. Un incremento de la temperatura

tiende a incrementar la velocidad de reacción puesto que facilita el proceso

endotérmico que supone el cambio del estado inicial al complejo activado. El resto

de dependencias como área, geometría, naturaleza y presencia de productos de

la interface, se comprende si se examinan las etapas que deben verificarse en un

proceso heterogéneo. Dichas etapas se consideran a continuación sobre la base

de la reacción sólido-fluido, que es el caso de la lixiviación de los catalizadores de

los automóviles, tal como se muestra en la Figura 1.8, sobre la base de la

ecuación 1.11 (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, pp. 170, 171):

[1.11]

20

· Primera etapa: transporte de A a la superficie del sólido.

· Segunda etapa: transporte de A a través de la capa de productos sólidos Q.

· Tercera etapa: adsorción de A en la interface.

· Cuarta etapa: reacción química en la interface.

· Quinta etapa: desorción de los productos de reacción.

· Sexta etapa: transporte de productos fluidos de reacción a través de la capa Q

de productos.

· Séptima etapa: transporte de productos fluidos de reacción a través de la

película fluida.

Figura 1. 8. Esquema del proceso heterogéneo sólido-fluido

(Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 172)

El transporte a la interface es el primer requisito para que se verifique la reacción.

Si las etapas químicas del proceso son rápidas (etapas 3, 4 y 5), la velocidad de

reacción depende esencialmente de la velocidad de transporte. En este caso se

tiene un control por transporte y por tanto las variables hidrodinámicas (velocidad

del fluido, viscosidad, entre otras) afectan a la velocidad de reacción. Por el

contrario, si las etapas químicas son lentas se tiene un control químico por lo que

las variables hidrodinámicas no afectan a la velocidad de reacción (Ballester,


21

Una ley o ecuación cinética experimental es una expresión cuantitativa de las

dependencias observadas. Al menos, en ciertos intervalos de condiciones, estas

expresiones toman una forma general del tipo (Levenspiel, 2005, pp. 385, 387):

[1.12]

Donde:

: velocidad de transporte de A o velocidad de reacción de A.

S: área de la superficie del sólido.

NA: número de moles de A.

k: constante de velocidad.

: producto de las concentraciones de los reactantes fluidos (o presiones si se

trata de gases) elevadas a los órdenes de reacción (ni) respectivos.

ni: orden de la reacción.

Ya se ha mencionado la expresión de velocidad para diferentes tipos de control.

Esta expresión resulta conceptual pues no informa directamente de cómo

evolucionará la reacción en una partícula sólida en función de las variables

cinéticas. Un modelo cinético es realmente una hipótesis de cómo funcionará una

reacción, lo cual permite una formulación matemática basada en dicha hipótesis.

A cada modelo le corresponde una representación matemática la cual si difiere

mucho de la realidad no es apropiada para el proceso. Los modelos más

utilizados son: partículas esféricas decrecientes como muestra la Figura 1.9 A y

las partículas de tamaño constante con núcleo sin reaccionar como la Figura 1.9

B.

22

A

B

Figura 1. 9. Esquema de la evolución de una partícula que reacciona. A: modelo de partícula esférica de tamaño decreciente. B: modelo de partícula esférica de tamaño

constante con núcleo sin reaccionar (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 183)

La lixiviación de los metales del grupo del platino, por lo general se la realiza

dinámicamente o con agitación, por lo que el tamaño de la partícula debe ser

pequeño para facilitar la condición de suspensión de la pulpa en el tanque a

condiciones razonables de trabajo. Este pequeño tamaño del sólido hace que la

cinética de la operación sea rápida, y que normalmente, si se utilizan las

disoluciones adecuadas, los rendimientos de extracción sean elevados. Bajo las

condiciones mencionadas, el catalizador puede ser atacado rápidamente

garantizando recuperaciones prácticamente totales (casi siempre superiores al

95%) (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 370).

La lixiviación tiene lugar, casi siempre, en continuo en series de 3 a 4 tanques con

volúmenes muy variables (del orden de 50 a 500 m3). Es posible calentar el medio

de reacción hasta temperaturas cercanas a 60 °C ya que cuando se trabaja a

temperaturas algo superiores se prefiere el uso de reactores a presión para evitar

una excesiva evaporación. Evidentemente, a escala industrial la lixiviación con

agitación y a presión es la más utilizada por cuestiones económicas a través de

medios mecánicos o neumáticos con inyección de aire. Los denominados tanques

Pachuca son los más utilizados en los que se establece una circulación

ascendente-descendente de la pulpa lo que facilita la reacción de lixiviación.

Estos tanques son cilíndricos con fondo cónico que incorporan en su interior un

23

tubo coaxial abierto en sus extremos por el que se inyecta aire. De esta manera,

la densidad de la pulpa en el interior del tubo es inferior a la que se tiene en el

exterior, lo que provoca una diferencia de presión que fuerza a la pulpa a subir por

dicho tubo, y rebosar por la parte superior haciendo circular toda la carga del

reactor. Además, la calefacción del sistema, hasta un máximo de 60 a 70°C, es

muy sencilla utilizando aportes adecuados de vapor de agua. El reactor es un

diseño simple y no tiene partes móviles, tal como se observa en la Figura 1.10

(Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, pp. 370, 371).

Figura 1. 10. Diagrama esquemático de un tanque-reactor Pachuca con agitación

neumática (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 371)

Cuando a través de la boquilla se hace pasar el caudal de aire, se observa la

formación de las burbujas las cuales tienen un diámetro en función del caudal del

gas que ingresa, el mismo que cuando el Reynolds es mayor a 10 000, el

diámetro de la burbuja es independiente del diámetro de la boquilla, alcanzando

un valor constante de 4,5 mm. La cantidad de gas que se suele introducir

depende del tipo del reactor y de la pulpa tratada, pero puede ser de unos 30

m3.min-1. Las dimensiones medias de estos reactores rondan los 13 m de altura

24

con diámetros entre 5 y 7 metros. El ángulo de cono inferior es de 60° (Ballester,


1.2.1.4 Procesos electroquímicos del platino, paladio y rodio

La electroquímica tiene un campo amplio de aplicación en la extracción de

metales. La electroquímica se ocupa de la relación entre la electricidad y el

comportamiento químico y se estudia dividiéndola en dos grandes grupos de

conceptos: el de los iones en disolución y la conductividad, y el de la producción

de electricidad mediante un determinado tipo de reacciones. Para el caso del

presente estudio, se analizará el primer concepto ya que corresponde a la

recuperación de platino, paladio y rodio (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p.

200).

La definición fundamental de electrólisis es que se trata de la descomposición de

un compuesto iónico en estado líquido (acuoso o fundido) por el paso de una

corriente continua. El cátodo (polo negativo) es el electrodo en que se consumen

los electrones y el ánodo (polo positivo) es el electrodo en donde se producen.

Todas las reacciones electroquímicas implican la transferencia de electrones y

son por tanto reacciones de óxido-reducción. La oxidación y la reducción se

pueden encontrar separadas físicamente de modo que la oxidación ocurre en un

lugar y la reducción en otro, o en la misma solución electrolítica donde algún ion

se oxida y otro se reduce, encontrándose en un entorno conectado a un circuito

eléctrico. Los procesos electroquímicos requieren algún método por el cual se

puede introducir una corriente de electrones en el sistema químico de reacción y

algún método por el cual retirar electrones. En la mayoría de las aplicaciones el

sistema reaccionante está contenido en una celda, y por los electrodos entra o

sale una corriente eléctrica (Whitten, 1988, p. 768)

Un concepto fundamental que se debe analizar en el estudio de la electroquímica

es el potencial de reducción que no es más que la espontaneidad, o la tendencia

25

que tiene la reacción redox a ocurrir entre dos especies químicas. Una reacción

redox se puede suponer como la suma de dos semi-reacciones. Se puede atribuir

a cada una de las semipilas o electrodos un potencial fijo, así, el potencial de la

pila (Eº) vendrá dado por la diferencia de los dos potenciales de electrodo:

[1.13]

[1.14]

Es necesario aclarar que el "potencial de electrodo" es la carga electrostática que

tiene un electrodo, y el "potencial de reducción" es la carga electrostática que

tiene un electrodo asociado a una reacción de reducción. El signo del potencial

depende del sentido en el cual transcurre la reacción del electrodo. Por convenio,

los potenciales de electrodo se refieren a la semi-reacción de reducción. El

potencial es entonces positivo cuando la reacción que ocurre en el electrodo

(enfrentado al de referencia) es la reducción, y es negativo cuando es la

oxidación. El electrodo más común que se toma como referencia para asignar

potenciales de electrodo es el del par H+ (ac, 1M)/H2(1 atm), que se denomina

electrodo de referencia o normal de hidrógeno (ENH), el cual, por convenio

internacional, se le asigna arbitrariamente un potencial de exactamente 0,00 V.

(Whitten, 1988, p. 779)

Para la solubilización de platino, paladio y rodio en medios clorados y acuosos,

los potenciales estándar son los que se indican a continuación (Mahmoud, 2003,

p. 1):

[1.15]

[1.16]

[1.17]

[1.18]

[1.19]

[1.20]

[1.21]

26

[1.22]

Todas las ecuaciones que pueden tener lugar en disolución acuosa se expresan

en forma general como en la ecuación 1.23 (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p.

347):

[1.23]

Si n es cero, la reacción es de naturaleza química, y no hay ni oxidación ni

reducción. Si n es distinta de cero, A es el reactante en estado oxidado y B es el

producto en estado reducido. La ecuación de Nernst cuya expresión más

conocida es la de la ecuación 1.24 se muestra a continuación (Ballester, Verdeja y

Sancho, 2001, p. 347):

[1.24]

Partiendo de la ecuación 1.24 se llega a los diagramas de Pourbaix en los cuales

se representa E frente al pH para los distintos componentes en equilibrio de un

sistema en forma sólida, disuelta o gaseosa. Si n es igual a cero la reacción de la

ecuación 1.23 viene representada en el diagrama por una línea vertical, y si m es

cero entonces será una línea horizontal.

Si se da por sentado que en la etapa de lixiviación se ha obtenido los elementos

Pt, Pd y Rh como complejos clorados, los diagramas Eh – pH de Pt-Cl-H2O, Pd-

Cl-H2O y Rh-Cl-H2O permiten tener una idea del potencial externo que hay que

aplicar para obtener una electrodeposición o precipitación electrolítica. La

disolución de Pt y Pd a su cloro-complejo está limitada por la presencia de

hidróxido de Pd y óxido-hidrato de Pt en el área neutra-básica con alto potencial.

Además, la formación de óxidos de rodio parece ser fácil en la zona con un

potencial relativamente bajo. La formación de óxidos de rodio también es un

obstáculo para obtener una mayor disolución de Rh durante la lixiviación, porque

los óxidos de rodio son casi insolubles en soluciones de cloro. Tomando en

cuenta esto se puede establecer que en base a potenciales negativos, el platino,

27

paladio y rodio que se encuentran formando en mayor o menor proporción

complejos con el cloro, pueden ser reducidos a sus formas metálicas elementales.

(Sri, Yucai, Atsushi, Isao, Toshiyuki, Koichi, Yoshiharu, Kenjun y Toyohisa, 2006,

pp. 2, 3). En la Figura 1.11 se muestran los diagramas Eh – pH para el platino,

paladio y rodio.

a)

b)

c)

Figura 1. 11. Diagrama Eh – pH de los sistemas (a) Pt-Cl-H2O, (b) Pd-Cl-H2O y (c) Rh-Cl-H2O en condiciones de concentración del metal de 10-2 kmol.m-3, concentración de Cl

de 5kmol.m-3 y temperatura de 25°C. (Takeno, 2005, pp. 189, 199, 213)

28

Los procesos de electrodeposición constan de los siguientes elementos (López,

2009, pp. 7, 9):

· Fuente de alimentación: Es un transformador que disminuye el voltaje de 380

V, 220 V o 110 V a tensiones menores (de 0,1 a 12 V). Además, estos equipos

poseen semiconductores (placas de selenio, diodos y últimamente tiristores)

que transforman la corriente alterna, en corriente continua, que es la que se

utiliza para estos procesos. Esta fuente debe tener en lo posible un sistema de

regulación de voltaje, puesto que cada proceso tiene un intervalo de tensión

en el cual el resultado es óptimo.

· Electrolito: Es una solución de sales metálicas, que serán las que servirán

para comenzar el proceso entregando iones metálicos, que serán

reemplazados por el ánodo.

· Electrodos: Son placas de metal muy puro, puesto que la mayoría de los

procesos no resisten las contaminaciones. Cuando un ion entrega su átomo de

metal en el cátodo, inmediatamente otro lo reemplaza desprendiéndose del

ánodo y viajando hacia el cátodo. Por lo que la principal materia prima que se

consume en un proceso de electrodeposición es el ánodo. Para el caso de

baños de metales preciosos (oro, plata, platino, paladio, rodio, iridio, entre

otros), es muy difícil conseguir placas de alta pureza de estos metales, por lo

que también se pueden utilizar electrodos de acero inoxidable, ya que éstos

son inertes y cumplen la función de cerrar el circuito, además de realizar el

transporte de electrones entre los electrodos. En la electro-obtención, la

reacción anódica a partir de un electrolito que contenga sulfato es la

descomposición del agua de acuerdo a la ecuación 1.25 aunque en sistemas

clorados la reacción puede ser de desprendimiento de cloro gaseoso, es decir,

la reacción de la ecuación 1.26:

[1.25]

[1.26]

A nivel industrial, las celdas de electrólisis suelen estar construidas en hormigón

prefabricado y reforzado. Están recubiertas internamente por plomo o por un

29

polímero termo-resistente tipo PVC o polietileno de alta densidad los cuales

pueden estar pre-modelados. Las dimensiones varían entre los procesos

dependiendo del número de electrodos y la separación entre ellos. Las celdas se

conectan en serie, lo que significa que los cátodos de una celda están unidos a

los ánodos de la siguiente (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 483).

La circulación del electrolito es importante en las plantas industriales tanto para

facilitar su purificación como para facilitar la transferencia de masa. En la planta,

el electrolito se alimenta a las celdas desde tanque de almacenamiento. La

presencia de gases en la celda, bien sea a través de las propias reacciones de la

electrólisis o por inmersión, produce una fina niebla de electrolito en la instalación,

que es molesta y que puede ser perjudicial para aquellos que trabajan en la

planta, por lo que se suele cubrir con plásticos, haciendo flotar pequeñas esferas

de polietileno, que reducen drásticamente la evaporación y el arrastre de la

disolución, o utilizando espumas específicas con el mismo fin (Ballester, Verdeja y

Sancho, 2001, p. 483).

La superficie del electrodo debe ser uniforme ya que las protuberancias pueden

dar lugar a cortocircuitos entre los electrodos. Las condiciones físicas de la

deposición metálica ya sea en el fondo de la celda o en el cátodo están regidas

por los fenómenos que hay detrás de la cristalización propiciada por el paso de

corriente eléctrica a través de un electrodo. Cuando el catión recibe en el cátodo

la transferencia de carga adecuada pasa a ser un átomo neutro adherido al

cátodo, el cual se mueve sobre su superficie hasta que encuentra una posición

favorable para asentarse, según la cristalografía propia del sistema y cooperando

a que el cristal crezca. Este proceso se ve favorecido por un aumento del sobre-

voltaje catódico que facilita la nucleación la cual no siempre es favorable ya que

puede provocar que los cristales se vayan distribuyendo erráticamente

produciendo mucha porosidad y facilitando la inclusión de impurezas a partir del

electrolito. Como el sobre voltaje catódico está relacionado con la densidad de

corriente, se entiende porqué las densidades muy altas favorecen la formación de

depósitos de mala calidad (Ballester, Verdeja y Sancho, 2001, p. 484).

30

En la deposición de metales del grupo de platino (MGP) que se encuentren

formando complejos clorados, el proceso puede desprender cloro en el ánodo; la

interacción del cloro con el cátodo se previene empleando una separación

conveniente como membranas de intercambio iónico.

1.2.1.5 Membranas de intercambio iónico

Una membrana de intercambio iónico es una barrera con permeabilidad selectiva

que separa 2 fases. Algunos componentes, dependiendo de la naturaleza de la

membrana, pueden atravesar la misma de una fase a otra mediante la aplicación

de una fuerza impulsora que puede ser un gradiente de concentración, un

diferencial de presión o como es el caso de este estudio, una diferencia de

potencial eléctrico (Krol, 1997, p. 1).

Las membranas de intercambio iónico están formadas por una estructura

polimérica que dependiendo del fabricante puede ser de gel de poliestireno

entrecruzado con divinil-benceno, vinil-tolueno o dixilen-etano por mencionar

varios ejemplos. El grupo funcional de la membrana, que es el que define la

naturaleza de la misma, ya sea catiónica o aniónica, va atado a la estructura

polimérica. En el caso de membranas catiónicas los grupos funcionales suelen ser

, , y . En el caso de membranas aniónicas

el grupo funcional puede ser , , , , y (Xu,

2005, p. 1).

La membrana de intercambio iónico con carga negativa fijada a la estructura

polimérica permite que atraviesen únicamente las partículas con carga positiva

debido a la atracción entre estas y las cargas fijas. Las partículas de signo igual, a

las cargas fijas son repelidas de la membrana impidiendo de esta manera que se

pasen de una fase a otra. En este tipo de membranas también se consideran

especies iónicas móviles dentro de su estructura. Las especies cargadas con el

mismo signo de las cargas fijas toman el nombre de co-iones mientras que las

especies cargadas con signo contrario al de las cargas fijas se nombran contra-

31

iones. La función de estas partículas es principalmente permitir la conducción de

electricidad a través de la membrana como es el caso de los contra-iones

tratándose de una membrana catiónica, y mantener la electroneutrailidad de la

misma refiriéndose a los contra-iones y co-iones (Nagarale, Gohil y Shahi, 2006,

pp. 97, 106).

La Figura 1.12 muestra una membrana de intercambio iónico con cargas fijas

negativas por lo que se trata de una membrana de intercambio catiónico. Las

especies cargadas positivamente (contra iones) pueden atravesar la membrana

gracias a la atracción con las cargas fijas negativas de la membrana mientras las

especies con carga negativa (co-iones) son repelidas y no atraviesan la

membrana.

Figura 1. 12. Esquema de una membrana de intercambio catiónico (Nagarale, Gohil y Shahi, 2006, p. 107)

El transporte de las especies cargadas a través de la membrana se da gracias a

la aplicación de una diferencia de potencial entre las dos soluciones separadas

por dicha membrana, en donde la corriente viaja a través de los iones de las

soluciones y de los contra-iones de la membrana. La diferencia entre la velocidad

de desplazamiento de las especies cargadas en la solución y en la membrana

produce una diferencia de concentraciones de cada especie en una delgada capa

32

de solución sobre la superficie de la membrana, por lo que a mayor diferencia de

potencial aplicada al sistema, mayor será la diferencia en las velocidades de

desplazamiento de las especies. La importancia de reducir el espesor de la capa

cercana a la membrana radica en evitar el descenso de la concentración del

contra-ión en dicha capa y aumentar el transporte de esta especie iónica de una

fase a otra (Nagarale, Gohil y Shahi, 2006, pp. 97, 106)

1.2.2 ANÁLISIS DEL COMPORTAMIENTO HISTÓRICO DE LOS MERCADOS

DEL PLATINO, PALADIO Y RODIO

Para comprender la demanda del platino, paladio y rodio, es necesario mencionar

y analizar las reservas de los mismos y así comprender la necesidad de su

demanda. Los principales depósitos de platino se encuentran en Sudáfrica, cuyas

minas producen el 75% del metal que se consume en el mundo, donde se

encuentran Anglo Platinum, Impala, Lonmin y Northam, que son las cuatro

compañías más importantes del mundo en extracción de los metales del grupo del

platino (Pt, Pd y Rh). Le sigue la Federación Rusa con el 17% de la producción

mundial, Norteamérica (Estados Unidos y Canadá) con el 5% y el resto del mundo

con el 2% (Ministerio de Minas y Energía de Colombia, 2005, p. 30).

Los principales usos de los MGP se dan en los catalizadores para automotores, la

industria química, el sector eléctrico y electrónico, la joyería, el sector petrolero, la

fabricación de vidrio, la inversión y el atesoramiento, la industria biomédica y otros

(Ministerio de Minas y Energía de Colombia, 2005, p. 30).

1.2.2.1 Comportamiento del platino en el mercado mundial

La mayor parte de la producción minera de platino procede de la explotación de

minerales específicos en el complejo ígneo de Bushveld (Sudáfrica) o se obtiene

como producto adicional de la minería del níquel (Norilsk en Rusia, Sudbury y

33

Thompson en Canadá, Kalgoolie en Australia); más raramente, de placeres

(Colombia, Rusia) (Instituto Geológico y Minero de España, 2013, p. 468).

Poco es lo que se sabe con certeza acerca de la industria de los elementos del

grupo del platino (MGP) en Rusia, pues incluso existe un decreto presidencial en

el que se declara secreto de estado todo lo referente a la misma. Los únicos datos

medianamente fiables son los relativos a sus exportaciones al mundo occidental;

las estimaciones de su producción varían fuertemente de unas fuentes a otras

(USGS-USBM, Metals & Minerals Annual Review, Johnson Matthey y Engineering

& Mining Journal), y el nivel de sus stocks de platino, paladio y rodio son una

verdadera incógnita. La producción colombiana se obtiene en placeres ubicados

en los ríos Nechi, Altrato y San Juan, en el departamento de Choco. (Instituto

Geológico y Minero de España, 2013, p. 468).

En la Tabla 1.1 se puede observar el comportamiento de la oferta y la demanda

de 3 años recientes cuyas fluctuaciones están sujetas a diversas condiciones del

mercado que no son de interés en esta investigación, sin embargo, es importante

destacar como el reciclaje de materiales sigue estando muy por debajo de la

oferta y en la industria automotriz la demanda tiende a crecer como consecuencia

directa del aumento del parque automotor en el mundo.

Tabla 1. 1. Oferta y demanda de platino en el mundo

OFERTA (103 onzas)

2 010 2 011 2 012

Sudáfrica 4 635 4 860 4 095

Rusia 825 835 800

Otros 590 790 745

Oferta total 6 050 6 485 5 640

DEMANDA (103 onzas)

Catalizadores 3 075 3 185 3 240

Joyería 2 420 2 475 2 780

Industrial 1 755 1 975 1 570

Inversión 655 460 455

(Matthey, 2013, p. 5)

34

Tabla 1. 2. Oferta y demanda de platino en el mundo (Continuación…)

Demanda total 7 905 8 095 8 045

Reciclaje 1 830 2 060 2 030

Demanda neta 6 075 6 035 6 015

Stock 25 450 375

(Matthey, 2013, p. 5)

Los precios de este metal, son muy estocásticos en la línea del tiempo pero al

menos se han mantenido por encima de los 1 300 USD/oz, lo que puede ser

tomado como referencia para la evaluación económica de este proyecto, tal como

se muestra en la Figura 1.13.

Figura 1. 13. Variación del precio del platino de los últimos 5 años

(Kitco Gold Index, 2014)

1.2.2.2 Comportamiento del paladio en el mercado mundial

El paladio es parte del grupo del platino y es considerado así por su asociación

mineralógica en la naturaleza con el platino por lo que las grandes empresas

mineras ya mencionadas en párrafos anteriores, obtienen como coproducto al

paladio. Hartley Platinum es una de las empresas más importantes que extrae

más paladio que platino. North American Palladium, explota un yacimiento de

35

minerales específicos de Pt-Pd. En Estados Unidos, Stillwater Mining Co explota

el yacimiento de Billings en Montana, con reservas de 20,2 Mton con 0,5-2,0 % de

sulfuros metálicos y 19ppm de metales del grupo del platino, en proporción Pd/Pt

= 3,5/1,0 (Instituto Geológico y Minero de España, 2013, pp. 469, 470)

En la Tabla 1.2 se observa un comportamiento en la oferta y demanda de paladio

similar al del platino. Lo que es importante destacar, es como la demanda y oferta

es en mayor proporción que el platino y de cifras también mayores en el reciclaje.

El sector de catalizadores sigue liderando la demanda de este metal, al igual que

el platino.

Tabla 1. 3. Oferta y demanda de paladio en el mundo

OFERTA (103 onzas)

2 010 2 011 2 012

Sudáfrica 2 640 2 560 2 330

Rusia 3 720 3 480 2 880

Otros 995 1 320 1 335

Oferta total 7 355 7 360 6 545

DEMANDA (103 onzas)

Catalizadores 5 580 6 155 6 615

Joyería 595 505 445

Industrial 2 465 2 465 2 365

Inversión 1 095 565 470

Demanda total 9 735 8 560 9 895

Reciclaje 1 850 2 385 2 280

Demanda neta 7 885 6 175 7 615

Stock 530 1 185 1 070

(Matthey, 2013, p. 7)

Los precios del paladio tienden al alza, tal como se muestra en la Figura 1.14,

manteniéndose por encima de los 550 USD/oz, lo que puede ser tomado como

referencia para el análsis económico en este proyecto. El crecimiento en el precio

en los años 2009 a 2011 fue notable y de allí en adelante ha habido fluctuaciones

en el precio pero no muy marcadas a tal punto de no bajar mas allá de los 500

36

USD/oz y no superara los 900 USD/oz. El precio máximo se dio a finales del 2010

siendo de unos 855 USD/oz aproximadamente y el más bajo de 214 USD/oz a

inicios del año 2009.

Figura 1. 14. Variación del precio del platino de los últimos 5 años


1.2.2.3 Comportamiento del rodio en el mercado mundial

Las principales fuentes del rodio se encuentran en Sudáfrica, los Montes Urales,

en América y en la región minera de sulfuros de cobre-níquel de Sudbury

(Ontario). A pesar de que las cantidades en esta última son pequeñas las grandes

cantidades de níquel procesadas permiten la extracción del rodio de forma

rentable; aún así la producción mundial de rodio metal es de alrededor de 722 000

onzas anuales y está liderada por Sudáfrica y Rusia tal y como se muestra en la

Tabla 1.3 (Matthey, 2013, p. 55). Al igual que el paladio, el rodio es un metal

asociado al platino y por ende las grandes multinacionales productoras de platino

y paladio, también lo son de rodio.

La producción y la demanda es menor en comparación con el platino y el paladio.

El reciclaje posee la misma tendencia y el sector catalítico, del mismo modo,

37

sigue siendo el destino de mayor importancia. La producción de rodio en

comparación de los otros metales es extremadamente pequeña, representando

menos del 1% de la producción anual mundial del metal precioso más explotado,

el oro.

Tabla 1. 4. Oferta y demanda de rodio en el mundo

OFERTA (103 onzas)

2 010 2 011 2 012

Sudáfrica 632 641 576

Rusia 70 70 90

Otros 32 54 56

Oferta total 734 765 722

DEMANDA (103 onzas)

Catalizadores 727 715 782

Química 67 72 81

Eléctrica 4 6 6

Vidrio 68 77 31

Otros 21 38 66

Demanda total 887 908 966

Reciclaje 241 277 259

Demanda neta 646 631 707

Stock 88 134 15

(Matthey, 2013, p. 56)

El precio del rodio ha alcanzado precios exorbitantes en algunos años producto

de ciertos acontecimientos propios del mercado tal como se muestra en la Figura

1.15, sin embargo, en estos últimos tiempos su precio ha disminuido bastante por

lo que para este proyecto puede considerarse en 1 000 USD/oz.

El rodio no se comercia en las bolsas internacionales de materias primas,

convirtiéndolo en un vehículo de inversión complicado tanto para los fondos de

inversión como para los inversores particulares. Los productores y los

consumidores del metal fijan los precios, lo que vincula los precios del rodio muy

estrechamente con la demanda (Kitco Gold Index, 2014).

38

Figura 1. 15. Variación del precio del rodio de los últimos 5 años


39

2. PARTE EXPERIMENTAL

El proyecto desarrollado en este trabajo tiene como finalidad el diseño de una

planta hidrometalúrgica para la extracción de platino, paladio y rodio de los

catalizadores de los automóviles que hayan cumplido su vida útil o que hayan

sufrido desperfectos como los mencionados en la sección 1.1.6. La complejidad

de las reacciones que se pueden dar en la lixiviación de los metales nombrados

impiden establecer modelos matemáticos que predigan parámetros importantes

para el diseño de la planta mencionada, por lo que es necesario llevar a cabo

ensayos a nivel de laboratorio que permitan establecer dichos parámetros.

2.1 CARACTERIZACIÓN FÍSICA – QUÍMICA Y MINERALÓGICA

DE LOS CATALIZADORES DE LOS AUTOMÓVILES

Los convertidores catalíticos usados para estudiar la recuperación

hidrometalúrgica del platino, paladio y rodio pertenecen a una muestra molida

proporcionada por el Departamento de Metalurgia Extractiva (DEMEX) cuyo

tratamiento de reducción de tamaño ya ha sido realizado en un proyecto de

investigación anterior. Los catalizadores que se utilizaron para dicha muestra

provienen de varias mecánicas de la ciudad de Quito y Loja. La metodología

seguida se resume en la Figura 2.1.

La caracterización física, química y mineralógica de los catalizadores de los

automóviles se realizó a una muestra molida de este material la cual se

encontraba en polvo. Esta caracterización se realizó en base a normas existentes

para la determinación de propiedades físicas como densidad y granulometría.

Para la caracterización química se utilizó un procedimiento de disgregación ácida

y ensayo al fuego. La caracterización mineralógica se la realizó con la ayuda de la

técnica analítica de difracción de rayos x.

40

CARACTERIZACIÓN DELA MUESTRA

CATALIZADORES USADOS DE LOS AUTOMÓVILES(MUESTRA MOLIDA PROPORCIONADA EN EL

DEMEX)

CARACTERIZACIÓNQUÍMICA

CARACTERIZACIÓNMINERALÓGICA

CARACTERIZACIÓNFÍSICA

· ANÁLISISGRANULOMÉTRICO

· DENSIDADAPARENTE

· DENSIDAD REAL

· ENSAYO AL FUEGO· DISGREGACIÓN

ÁCIDA ENMICROONDAS

· DIFRACCIÓN DERAYOS X

Figura 2. 1. Metodología seguida en la caracterización física, química y mineralógica de

los catalizadores de los automóviles

2.1.1 CARACTERIZACIÓN FÍSICA

La caracterización física consiste en la determinación de la granulometría del

material molido, densidad aparente y densidad real de las muestras de

catalizadores usados de automóviles.

2.1.1.1 Análisis granulométrico

Se realizó el análisis granulométrico de las muestras de acuerdo a la norma

ASTM C136-05, sometiéndolas a una separación mecánica por medio de una

41

serie de tamices estandarizados marca Tyler, ensamblándolos a un equipo

Vibrotamiz ATM Arrow. Los tamices se colocaron de arriba hacia abajo desde el

que tiene mayor abertura hasta el de menor abertura.

Se colocaron 250 g de muestra sobre el ensamble de tamices, el cual

posteriormente se lo tamizó mecánicamente por 15 minutos. Transcurrido el

mencionado tiempo de tamizado se tomó el peso de cada una de las fracciones

de muestra retenidas en el tamiz y con dichos pesos se obtuvo la curva

granulométrica para determinar el diámetro de partícula (d80).

La configuración de tamices usada y los detalles del ensayo se muestran en el

Anexo I.

2.1.1.2 Determinación de la densidad aparente de los catalizadores usados molidos

de los automóviles

Para determinar la densidad aparente se tomó como referencia el procedimiento

descrito en la norma NTE INEN 1162-1984. Se taró una probeta de 50 mL en una

balanza analítica SARTORIUS TE1245. Se colocó dentro de la probeta la

cantidad de muestra suficiente para alcanzar la marca de 25 mL y se registra su

peso. Con el peso de la cantidad de la muestra (Wm) y el volumen alcanzado (Vm)

se usa la ecuación 2.1 para calcular la densidad aparente:

[2.1]

Donde:

da: densidad aparente (g/mL)

Wm: masa de muestra (g)

Vm: volumen de muestra (mL)

42

2.1.1.3 Determinación de la densidad real de los catalizadores usados molidos de los

automóviles

En la determinación de la densidad real de las muestras existe la norma INEN

NTE 0856-2010 cuyo procedimiento se siguió a cabalidad. Se pesó un picnómetro

vacío (Wa) en una balanza analítica SARTORIUS TE1245, se colocó 1g de

muestra dentro del picnómetro (Ws). Se llenó el picnómetro que contiene la

muestra con agua destilada y se registró el peso (Wsw). Luego se lavó y secó el

picnómetro con metanol y se añadió agua destilada registrando su peso (W w).

Todos los datos obtenidos son procesados en la ecuación 2.2 para calcular la

densidad real de la muestra en (g/mL).

[2.2]

Donde:

dr: densidad real (g/mL)

Wa: masa del picnómetro vacío (g)

Ws: masa del picnómetro más muestra (g)

Wsw: masa del picnómetro con muestra y agua (g)

Ww: masa del picnómetro con agua (g)

2.1.2 CARACTERIZACIÓN QUÍMICA

Para determinar la composición química se definió la concentración de platino,

paladio y rodio mediante dos metodologías: ensayo al fuego y disgregación ácida

en microondas.

43

2.1.2.1 Determinación de platino, paladio y rodio de la muestra de los catalizadores

usados de automóviles por ensayo al fuego

Mediante el ensayo al fuego se determinó la cantidad de platino, paladio y rodio

que están presentes en la muestra recolectada de catalizadores de los

automóviles.

Se homogenizó a la muestra molida de catalizadores de automóviles usados y se

tomó una cantidad representativa de 30 g.

Se colocó la muestra dentro de la mufla a 650°C por 2 h para calcinar la muestra

y eliminar los compuestos volátiles que constituyen los hidrocarburos no

combustionados o los HAP´s que pudieran estar en los catalizadores, este

proceso sirve como tratamiento previo a la fundición de la muestra. Una vez

calcinado se dejó enfriar durante 1 hora.

A la muestra calcinada se la homogenizó y luego se fundió en la mufla eléctrica a

950 °C alrededor de 1 h en un crisol de arcilla utilizando las mezclas fundentes

que se detallan en la Tabla 2.1:

Tabla 2. 1. Cargas fundentes utilizadas en el ensayo al fuego

Componente Cantidad en

Carga 1

[g]

Cantidad en Carga 2

[g]

Cantidad en Carga 3

[g]

Cantidad en Carga 4

[g]

Muestra 30 30 30 30

Bórax 75 65 75 60

Carbonato de sodio

50 50 30 40

Litargirio 80 50 70 50

Nitrato de potasio

5 - 35 40

Carbón 5 5 5 -

Cloruro de sodio

- 5 - 10

Cloruro de potasio

- 5 - -

44

La muestra fundida se la coló en una lingotera separando así la fase metálica

(régulo) de la fase escoria.

Se colocó el régulo sobre la copela previamente calentada en la mufla eléctrica a

950 °C, la copela absorbe el plomo dejando únicamente el doré que contiene el

platino, paladio y rodio. Se pesó los dorés en la balanza analítica con una

precisión de ±0,00001 gramos.

El doré fue atacado con una solución de HNO3 1:1 caliente en baño maría para

limpiarlo de cualquier impureza y posteriormente se agregó agua destilada para

lavar los residuos de dichas impurezas. Se preparó agua regia caliente con una

parte de HNO3 en tres de HCl, para disolver a los metales del grupo del platino

mediante las ecuaciones 1.5, 1.6, 1.7, 1.8 y 1.9 de la sección 1.2.1.3. La solución

con los metales disueltos se aforó a 100 mL. La solución fue analizada por

absorción atómica en el equipo AAnalyst 300 para determinar el contenido de

platino, paladio y rodio.

2.1.2.2 Determinación de platino, paladio y rodio de la muestra de los catalizadores

usados de automóviles por disgregación ácida en microondas

Se pesó 200 mg de muestra para colocarla en los reactores de teflón, luego se

realizó los pasos que se detallan a continuación:

· Se añadió 3 mL de HNO3 y 3 mL de HF analíticos en el reactor de teflón.

· Se colocó el reactor de teflón en el microondas a potencia media (2,5

min/muestra).

· Se retiró el reactor del microondas y se lo colocó en el refrigerador al menos

20 min.

· Se retiró el reactor del refrigerador y se colocó 5 mL de HCl analítico.

· Se colocó nuevamente el reactor de teflón en el microondas a potencia media

(2,5 min/muestra).

45

· Se retiró el reactor del microondas y se colocó en el refrigerador al menos 20

min.

· Si la muestra no se disgrega totalmente luego de realizados los pasos

anteriores, se repite los dos últimos pasos por 3 ocasiones hasta su total

disgregación. A la muestra totalmente disgregada y fría se aforó a un volumen

de 100 mL con agua destilada. La solución se analizó por absorción atómica

en un equipo AAnalyst 300.

2.1.3 CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA

Para identificar los compuestos mineralógicos que existen en la muestra de

catalizadores usados de automóviles, se analizó en un equipo de difracción de

rayos X Brukers AXS, modelo D8 Advance, con un límite de detección de 1%. La

muestra se pulverizó antes de ser analizada.

2.2 EVALUACIÓN DE LOS ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN PARA LA

RECUPERACIÓN DE PLATINO, PALADIO Y RODIO CON

ÁCIDOS INORGÁNICOS

Para determinar las mejores condiciones de lixiviación se utilizaron ácido

clorhídrico (HCl) 10 M, ácido nítrico (HNO3) 15M y ácido sulfúrico (H2SO4) al 95%

de concentración. Además de estos tres reactivos, se utilizó cloruro de sodio en

grano ya que como manifiesta Mahmoud (2003), se requiere la presencia de un

agente acomplejante para la lixiviación con ácido sulfúrico, que sería el ión cloro

proveniente de este compuesto (p. 38).

46

2.2.1 DETERMINACIÓN DE CONDICIONES DE LIXIVIACIÓN

Se utilizaron como medios lixiviantes, disoluciones acuosas en las siguientes

proporciones: 3:1 de HCl con HNO3 cuya mezcla se diluyó a concentraciones del

80%, 60% y 40%; 1:3 de HCl con HNO3 cuya mezcla también se diluyó a las

mismas concentraciones de 80%, 60% y 40%; además se hizo pruebas con una

solución saturada de NaCl en H2SO4 con este último diluido a concentraciones de

80%, 60% y 40%. Finalmente, para analizar la influencia de la ecuación 1.10 se

utilizó solamente HNO3 como agente lixiviante a la misma concentración. Con

cada uno de estos agentes lixiviantes se varió el porcentaje de sólidos (1, 10, 20 y

30 %)

Cada uno de los ensayos de lixiviación efectuados a nivel de laboratorio fueron

realizados en un erlenmeyer de 100 mL en cuyo interior se colocó el catalizador

de automóvil molido junto con el agente lixiviante correspondiente a cada ensayo.

Este recipiente tapado, se colocó sobre un vaso de precipitación del mismo

volumen y este a su vez, sobre una plancha de calentamiento; en el vaso se

colocó agua con la finalidad de constituir un sistema de transferencia de calor por

convección conocido como “baño maría”. La temperatura que se alcanzó es de

80°C aproximadamente. La solución lixiviante se agitó magnéticamente durante

12 horas a 500 rpm tal como se muestra en la Figura 2.2. Después de

transcurrido el tiempo mencionado, se filtró la pulpa para recuperar el lixiviado

(solución fuerte). El precipitado obtenido se lavó con 50mL de agua destilada

obteniendo una segunda solución líquida de lavado (solución de lavado). El

precipitado remanente se secó y posteriormente se disgregó mediante el método

descrito en la sección 2.1.2.2, para su análisis por absorción atómica en el equipo

AAnalyst 300, con la finalidad de obtener la cantidad de platino, paladio y rodio

que no se ha lixiviado. La solución fuerte y de lavado de la lixiviación también se

analizó mediante dicha técnica y así se elaboró los balances metalúrgicos de

cada uno de los ensayos.

47

Figura 2. 2. Esquema del sistema para los ensayos de lixiviación

En la Figura 2.3 se muestra el diagrama de bloques que se ha seguido para la

determinación de las mejores condiciones de lixiviación.

CATALIZADORES USADOS DE LOS AUTOMÓVILES(MUESTRA MOLIDA PROPORCIONADA EN EL

DEMEX)

DEETERMINACIÓN DECONDICIONES DE

LIXIVIACIÓN

MEZCLA3:1 DE HCl

(10M) Y HNO3

(15M)

DILUCIÓN AL80%, 60% Y

40%

LIXIVIACIÓNAL 1% DESÓLIDOS

LIXIVIACIÓNAL 10%, 20% Y

30% DESÓLIDOS

MEJOR RESULTADO

MEZCLA1:3 DE HCl

(10M) Y HNO3

(15M)


40%



30% DESÓLIDOS

MEJOR RESULTADO

MEZCLA DEH2SO4 (95%)SATURADOCON NaCl


40%



30% DESÓLIDOS

MEJOR RESULTADO

SOLUCIÓN HNO3 (15M)


30% DESÓLIDOS

Figura 2. 3. Metodología seguida para la determinación de las mejores condiciones de lixiviación de los catalizadores de los automóviles

CALOR

48

2.2.2 ESTUDIO DE LA CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN

En las reacciones de lixiviación, la recuperación de platino, paladio y rodio varía a

lo largo del tiempo, para determinar dicha recuperación se realizó sucesivos

ensayos de lixiviación a diferentes tiempos. De los mejores resultados que se

obtuvieron aplicando el procedimiento de la sección 2.2.1 se procedió a realizar el

estudio cinético de dos condiciones de lixiviación con el fin de determinar en cuál

de ellas se da una recuperación de platino, paladio y rodio con mayor rapidez.

En la Figura 2.4 se muestra una fotografía de los ensayos sucesivos de lixiviación.

Cada hora se retiró un erlenmeyer y se filtró la solución lixiviante para ser aforada

con agua destilada en un matraz de 250mL para su posterior análisis por

absorción atómica.

Figura 2. 4. Fotografía de los ensayos realizados para la cinética de lixiviación con

soluciones paralelas

49

La cinética de lixiviación se llevó a cabo durante 12 horas para medir la

concentración de metales. Cada vez que se retiró de la plancha de calentamiento

un erlenmeyer, se procedió a colocar un nuevo sistema de lixiviación para obtener

otro dato para la curva de lixiviación, es decir, para cada hora se realizó una

lixiviación diferente.

2.3 EVALUACIÓN DEL PROCESO DE RECUPERACIÓN DEL

PLATINO, PALADIO Y RODIO POR ELECTROLISIS

Una vez que se ha determinado las mejores condiciones en las que se realiza la

lixiviación se procedió a reunir solución lixiviante que se sometió al proceso de

electrodeposición.

La celda bi-electrolítica está conformada por dos cámaras y un sistema que

permite ubicar membranas en su parte media, en una de estas cámaras se ubicó

el ánodo formado por una placa de plomo, en la otra cámara se ubicó un cátodo el

cual se conformó de una placa de acero y en su parte media se ubicó una

membrana de intercambio iónico catiónico marca NEOSEPTA tipo catiónica cuyas

especificaciones técnicas se adjuntan en el Anexo VII.

La conformación del sistema bi-electrolítico se muestra en la figura 2.5. La

membrana de intercambio iónico es ubicada en la mitad, separando los dos

líquidos correspondientes al lixiviado del ensayo anterior y al ácido sulfúrico 1M

en las que se encuentran inmersos el cátodo de acero y el ánodo de plomo

respectivamente. La celda está hecha de acrílico y contiene todos los aditamentos

mecánicos que permiten el correcto ajuste e impiden la salida indeseada de los

líquidos. El ensayo se realizó en batch, es decir, albergando los líquidos durante

el tiempo sin aumentar o eliminar soluciones durante el proceso de

electrodeposición.

50

Figura 2. 5. Esquema de la celda bi-electrolítica

Para realizar el ensayo ambos electrodos estuvieron lo más cerca posible de la

membrana para mejorar la electrodeposición. Una vez armada la celda, se

procedió a colocar las soluciones en ambos lados de la misma y finalmente, se

conectó la fuente. Durante el ensayo se toma datos del pH del lixiviado, del

amperaje que atraviesa el sistema y de la variación de los pesos del cátodo cada

5 minutos.

Las placas se pesaron y fueron medidas con anticipación. Cada ensayo se realizó

a distintas densidades de corriente de 200, 600 y 1000 A/m2. Se tomó los pesos

de las placas de acero cada cinco minutos hasta que diferencia entre el valor

medido a cierto tiempo y el anterior no varió significativamente. La metodología

seguida se muestra en la Figura 2.6.

51

SOLUCIÓN LIXIVIADA EN LAS MEJORESCONDICIONES

ELECTRÓLISIS600 A/m2



Figura 2. 6. . Metodología seguida en el estudio de la evaluación del proceso de

electrólisis de los lixiviados de los catalizadores de los automóviles

Transcurrido el tiempo de electrodeposición, se retiraron las placas. El cátodo se

lavó con agua destilada de modo que lo depositado sea vertido sobre papel filtro

el mismo que se lo secó en la estufa durante 3 horas. El polvo recolectado se lo

analizó por microscopia electrónica de barrido MEB – EDX (Tescan – Bruker). La

solución final que fue sometida a la electrodeposición también se filtró y secó en

la estufa por 3 horas, para que el polvo obtenido que precipitó en el fondo de la

celda bi-electrolítica pueda ser analizado por microscopía electrónica. Como la

técnica de microscopía electrónica es semi-cuantitaviva, se corroboró los

resultados al analizar por absorción atómica la solución filtrada que fue sometida

a la electrodeposición. Por diferencia en la concentración de los metales entre la

solución inicial y final se pudo obtener cuantitativamente la recuperación de

platino, paladio y rodio.

2.4 DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS PRINCIPALES DE

LA PLANTA PROCESADORA DE 1 t/mes DE CATALIZADORES

DE AUTOMÓVILES

Se realizó el diagrama de flujo del proceso y el diseño de los equipos principales

de la planta sobre la base de los mejores resultados obtenidos a nivel de

laboratorio.

52

2.4.1 DETERMINACIÓN DEL DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO

Como la planta tiene una capacidad de 1 t/mes y si se considera que solamente

se trabaja días laborables, la capacidad de procesamiento diario es de 50 kg

aproximadamente. Las condiciones de los flujos de cada proceso, se determinó

sobre la base de los datos de laboratorio y los respectivos balances de masa. Se

evaluó cada una de las operaciones unitarias involucradas que inician con la

trituración y reducción de tamaño, y finaliza al obtener un concentrado de platino,

paladio y rodio. El balance de masa se estableció bajo la siguiente ecuación:

[2.3]

Donde:

E = Entrada de Materia prima (kg)

S = Salida de Producto (kg)

G = Generación de materia (kg)

C = Consumo de materia (kg)

A = Acumulación de materia (kg)

Cuando en el proceso haya reacciones químicas el término correspondiente se

tomó en cuenta. El término de acumulación es irrelevante, ya que se consideró

para el diseño a la planta en proceso estacionario.

2.4.2 SISTEMA DE REDUCCIÓN DE TAMAÑO Y MOLIENDA

Se dimensionó la capacidad de producción al igual que la potencia mínima

requerida para el uso de los principales equipos requeridos para el proceso de

reducción de tamaño, cada uno de estos equipos se detalla a continuación.

53

2.4.2.1 Trituradora de cono

Para el dimensionamiento de la trituradora de cono se realizó lo siguiente:

· Se estableció la capacidad de producción diaria de la trituradora.

· Se definió el tiempo de operación por día del equipo.

· Se determinó el tamaño del material al ingreso y salida de la trituradora,

mediante catálogos que permitan la capacidad de producción fijada.

· Se estableció eficiencia mecánica de los equipos de trituración, cuyo valor es

de 0,45.

· Se estableció la relación de reducción mediante:

[2.4]

· Se determinó la potencia útil mínima requerida por parte de la trituradora,

aplicando la relación:

[2.5]

Donde:

NB: Potencia útil mínima requerida (kW-h/tiempo de operación)

Wi: Índice de trabajo de Bond (kW-h/t)

Q: Capacidad proyectada de trituración (t)

Tamaño de la partícula a la salida (µm)

Tamaño de la partícula en la alimentación (µm)

Ω: es el valor de la eficiencia mecánica supuesta, igual a 0,45

2.4.2.2 Molino de bolas

El molino de bolas es parte fundamental en el proceso, se dimensionó su

característica principal partiendo de las siguientes consideraciones:

54

· Se definió el tamaño de la partícula al ingreso de la alimentación y a la salida

del producto.

· Se fijó la capacidad de producción al igual que sus horas de uso en el

transcurso de un día.

· Se fijó el índice de trabajo (Wi) , para materiales y equipos semejantes,

fijándose un valor de 10,89 kW-h/t

· Se determinó la potencia útil con la misma ecuación ya utilizada para la

trituración, es decir, la Ecuación 2.5.

· Se calculó la cantidad de agua necesaria para obtener un flujo de ingreso al

molido de 62,5% de sólidos.

· Se estimó la corriente de recirculación dentro del sistema de molienda.

· Se escogió con la ayuda de catálogos un hidrociclón adecuado para las

condiciones de operación del sistema de molienda establecido.

2.4.3 TANQUES AGITADOS PARA LOS PROCESOS DE LIXIVIACIÓN

La pulpa proveniente del molino de bolas cuyo porcentaje de sólidos es de

aproximadamente el 63%, se la envía a distintos tanques lixiviantes con

capacidades adecuadas para almacenar la cantidad proveniente del molino, de

modo que si un tanque se llena, el flujo pueda pasar a otro tanque vacío y así

sucesivamente hasta que el primer lote lixiviado en el tiempo de operación

establecido pueda llevarse a la siguiente etapa que es la electrodeposición.

El 63% de sólidos debe ser reducido al porcentaje adecuado empleando agente

lixiviante, por lo que se tomó en cuenta dos volúmenes, el proveniente del flujo de

pulpa del molino en un cierto tiempo y la cantidad de agente lixiviante necesario.

También se consideró a todo lo mencionado, un sobredimensionamiento del 20%

en cada uno de los volúmenes de los tanques calculados, los cuales pueden ser

construidos o comprados con la ayuda de catálogos.

55

2.4.4 CELDA BI-ELECTROLÍTICA

Para el diseño de la celda se utilizó el volumen proveniente de cada lixiviación

batch realizada en los tanques y sobre la base de principios estequiométricos se

puede calcular el volumen de ácido sulfúrico que se necesite para evitar producir

el cloro de la ecuación 1.26, de modo que el ion cloruro proveniente de las

ecuaciones producidas en la lixiviación sea neutralizado con los iones hidrógeno

que pasan la membrana y que provienen del ácido sulfúrico. Finalmente, la

membrana de intercambio iónico que se encuentra en la mitad debe estar en

contacto con ambas soluciones, lo que influye directamente en el tiempo de

operación de la celda y la cantidad de corriente que se debe administrar al

proceso de electrodeposición.

2.5 EVALUACIÓN ECONÓMICA PRELIMINAR DE LA

IMPLEMENTACIÓN INDUSTRIAL DEL PROCESO DE

TRATAMIENTO DE CATALIZADORES DE AUTOMÓVILES

CON ÁCIDOS INORGÁNICOS

El valor actual neto también conocido como valor actualizado neto (en inglés net

present value), cuyo acrónimo es VAN (en inglés NPV), es un procedimiento que

permite calcular el valor presente de un determinado número de flujos de caja

futuros, originados por una inversión. La metodología consiste en descontar al

momento actual (es decir, actualizar mediante una tasa) todos los flujos de caja

futuros del proyecto. A este valor se le resta la inversión inicial, de tal modo que el

valor obtenido es el valor actual neto del proyecto. La interpretación de los

posibles valores obtenidos para el VAN se realiza se muestra en la Tabla 2.2

(Peters y Timmerhaus, 1991, p. 3):

56

Tabla 2. 2. Interpretación del VAN

Valor Significado Decisión a tomar

VAN > 0 La inversión produciría ganancias por encima de la rentabilidad exigida

El proyecto puede aceptarse

VAN < 0 La inversión produciría pérdidas por debajo de la rentabilidad exigida.

El proyecto debería rechazarse

VAN = 0 La inversión no produciría ni ganancias ni pérdidas

Dado que el proyecto no agrega valor monetario por encima de la rentabilidad exigida, la decisión debería basarse en otros criterios, como la obtención de un mejor posicionamiento en el mercado u otros factores.

Conforme los datos obtenidos del valor del VAN se decidirá si el proyecto es

económicamente viable según los criterios de la Tabla 2.2.

La tasa interna de retorno, TIR, junto con el VAN, es un indicador de la

rentabilidad del proyecto, es decir, se utilizó para decidir sobre la aceptación o

rechazo de este proyecto de inversión. En pocas palabras, el TIR es la tasa de

descuento en la que el VAN es igual a cero. A mayor TIR, mayor es la

rentabilidad. El TIR debe ser comparado con una tasa mínima atractiva de

retorno, TMAR, estimada con criterio y definida por el dueño del proyecto. Si en

un gráfico VAN vs TMAR se dan las siguientes condiciones:

· , el proyecto es favorable

· , el proyecto es indiferente

· , el proyecto es indeseable

La TMAR no es más que la suma entre la tasa de interés, la tasa de inflación y el

riesgo país. La inversión y los costos de operación son el resultado de las sumas

de una serie de valores de equipos principales, secundarios, cimientos, tuberías,

instalación de equipos, instrumentación, terreno, materia prima, gastos

administrativos, remuneraciones, gastos de venta, entre otros. Por otro lado,

están los ingresos por ventas, que es el valor obtenido al introducir en el mercado

57

el producto obtenido haciendo que tome valor. Estos tres parámetros principales

son los necesarios para obtener el flujo de caja que permite calcular el VAN

mediante la ecuación 2.10 y posteriormente el TIR:

[2.10]

Donde:

Vt = Representa los flujos de caja en cada periodo t.

I0 = Valor del desembolso inicial de la inversión.

n= número de periodos considerado.

K= TMAR

58

3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN

A continuación se presentan los resultados obtenidos de los ensayos realizados

para la recuperación de platino, paladio y rodio de los catalizadores de

automóviles usando como soluciones lixiviantes mezclas en condiciones

determinadas de cloruro de sodio, ácido clorhídrico, nítrico y sulfúrico. Se

analizarán los resultados obtenidos de la caracterización física, química y

mineralógica; las recuperaciones de platino, paladio y rodio logradas al variar los

parámetros como el porcentaje de sólidos y la concentración de agente lixiviante;

la comparación entre las curvas cinéticas; y la recuperación electroquímica de los

metales.

3.1 RESULTADOS DE LA CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA

A continuación se presentan los resultados obtenidos de la caracterización física,

química y mineralógica de la muestra molida de catalizadores de los automóviles.

3.1.1 RESULTADOS DE LA CARACTERIZACIÓN FÍSICA DE LA MUESTRA

DE CATALIZADORES USADOS

Según la metodología descrita en el apartado 2.1.1 se recogieron los datos

necesarios y empleando las fórmulas respectivas se obtuvieron los resultados

que se muestran a continuación:

3.1.1.1 Resultados del análisis granulométrico

El gráfico de la Figura 3.1 muestra el tamaño de partícula aproximado de 450

micras (µm). Los datos utilizados para la construcción de la gráfica determinados

en el laboratorio se muestran en el Anexo I.

59

Figura 3. 1. Porcentaje retenido y pasado acumulado vs tamaño de partícula

3.1.1.2 Resultados de la determinación de las densidades

Para el caso de la densidad real y aparente, el procedimiento y los valores

procesados del laboratorio se encuentran en el Anexo II. Los valores de estos dos

parámetros son diferentes, situación que se presenta por la porosidad que tiene el

material para albergar a los metales catalizadores y por los espacios existentes

entre las partículas molidas de catalizadores.

Los resultados obtenidos de estos dos parámetros se muestran en la Tabla 3.1

que se muestra a continuación:

Tabla 3. 1. Resultados obtenidos en laboratorio de densidad aparente y densidad real

Parámetro Unidades Resultado

Densidad aparente g/mL 1,3956

Densidad real g/mL 0,9674

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00

90,00

100,00

0,00 100,00 200,00 300,00 400,00 500,00 600,00 700,00 800,00

Po

rce

nta

je (

%)

Tamaño de partícula (μm) % pasado acumulado

60

3.1.2 RESULTADOS DE LA CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LA

MUESTRA DE CATALIZADORES USADOS

Según la metodología descrita en el apartado 2.1.2 se obtuvo dos composiciones

elementales correspondientes a la cantidad de platino, paladio y rodio presente en

la muestra sometida a ensayo al fuego y a disgregación ácida en microondas.

Dichos resultados se muestran en las Tablas 3.2 y 3.3.

Tabla 3. 2. Contenido en tanto por ciento de platino, paladio y rodio en la muestra de catalizadores usados de automóviles sometida a ensayo al fuego

Ensayo Contenido de Pt

(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Ensayo al fuego con carga fundente 1 0,033 0,017 0,004




Los resultados de recuperación para el ensayo al fuego reportados en la Tabla 3.2

son aquellos obtenidos con las cargas fundentes utilizadas. Los valores de

contenido de metales resultan mejores con la carga fundente número 1 mientras

que los 3 restantes, a pesar de no ser tan distantes en valor numérico, han sido

descartados. Mayores detalles se exponen en el Anexo III.

Tabla 3. 3. Contenido en tanto por ciento de platino, paladio y rodio en la muestra de

catalizadores usados de automóviles sometida a disgregación ácida en microondas


(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Disgregación ácida en microondas

0,060 0,031 0,010

61

Para efectos de este estudio se ha utilizado el resultado obtenido en el ensayo al

fuego con la carga fundente 1. Se descarta la disgregación ácida ya puede haber

agentes que interfieren en el análisis de absorción atómica realizado. La

absorción o emisión de una especie interferente se solapa o aparece muy próxima

a la absorción o emisión del analito (platino, paladio o rodio).

3.1.3 RESULTADOS DE LA CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA

El análisis por difracción de rayos X mostró el contenido de los principales

minerales presentes en los catalizadores de automóviles usados, esto se observa

en la Tabla 3.4.

Tabla 3. 4. Composición mineralógica de la muestra de catalizadores de automóviles

Compuesto Fórmula Contenido (%)

Cordierita Mg2Al4Si5O18 64

Coesita SiO2 27

Annita KFe3AlSi3O10(OH)2 9

Los compuestos mineralógicos presentes en la muestra corresponden

principalmente a la matriz cerámica de la que está constituido el catalizador y que

es en donde se alojan los metales del grupo del platino. Está formado de tres

compuestos, siendo el mayoritario la cordierita, seguida de la coesita y por último

la annita. Básicamente los catalizadores usados de automóviles están

compuestos de aluminosilicatos como componentes principales de la matriz

cerámica. Los metales no pueden ser identificados por esta técnica ya que se

encuentran en un porcentaje menor al 1%.

62

3.2 RESULTADOS DE LA EVALUACIÓN DE LOS ENSAYOS DE

LIXIVIACIÓN

Los resultados obtenidos de los ensayos de lixiviación según la metodología 2.2.1

se muestran a continuación. Los balances metalúrgicos respectivos se muestran

en el Anexo IV.

3.2.1 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN AL 1 % DE

SÓLIDOS

Para los ensayos de lixiviación al 1% de sólidos mediante la metodología descrita

en la sección 2.2.1, se preparó previamente las soluciones lixiviantes con los

componentes respectivos de modo que con la cantidad adecuada se obtengan

soluciones con una parte de muestra por cada cien de solución total.

3.2.1.1 Resultados de los ensayos de lixiviación con HCl y HNO en proporción 3:1

a diferentes porcentajes de concentración

Partiendo de la mezcla de los ácidos clorhídrico y nítrico en proporción 3 a 1

respectivamente, se procedió a realizar tres adiciones de diferentes cantidades de

agua destilada en distintos recipientes con la finalidad de obtener, del mismo

modo, tres soluciones de mezcla de HCl con HNO3 en proporción 3:1 con desigual

concentración a la mezcla inicial. Los ensayos se realizaron con 0,5 gramos de

pulpa diluida al 1% de sólidos, con agitación constante en un periodo de 12 horas,

las recuperaciones de los metales de interés se muestran en la Figura 3.2 y los

detalles de los balances metalúrgicos se encuentran en el Anexo IV.

Los resultados de los ensayos de lixiviación se muestran en la Figura 3.2 en

donde la diferencia en la recuperación de platino para el caso del 80% y 60% de

concentración de mezcla de los ácidos es relativamente parecida (90% y 85%

respectivamente), lo que indica que es prácticamente indiferente utilizar

63

cualquiera de las dos concentraciones para la lixiviación; sin embargo, no sucede

lo mismo cuando el grado de concentración disminuye a un 40% ya que la

recuperación del platino disminuye sustancialmente hasta un 66%

aproximadamente.

En cuanto al paladio, las recuperaciones tienen la misma tendencia, es decir,

similares para concentraciones de mezcla del 80% y 60% con 96% y 92% de

recuperación respectivamente, reduciéndose de igual manera para la tercera

concentración hasta un 83% de recuperación.

El rodio por encontrarse en menor cantidad que los dos metales restantes, la

recuperación que se reporta en la gráfica es del 100%, por lo que para este metal

resulta indiferente el uso de cualquiera de las tres concentraciones de la mezcla.

Figura 3. 2. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 1% de

sólidos con HCl y HNO3 en proporción 3:1 al 80%, 60% y 40% de pureza

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00

90,00

100,00

HCl con HNO →3:1 (80%) HCl con HNO →3:1 (60%) HCl con HNO →3:1 (40%)

Po

rcen

taje

de

recu

per

ació

n (

%)

Pt

Pd

Rh

64

Por lo tanto, la concentración del 80% es la mejor para la recuperación de los tres

metales de interés, aunque la del 60% no queda descartada del todo, ya que la

diferencia de recuperación no es extremadamente significativa, sin embargo, esto

influye directamente al evaluar la viabilidad económica del mismo.

3.2.1.2 Resultados de los ensayos de lixiviación con HCl y HNO en proporción 1:3

a diferentes porcentajes de concentración

Al igual que en el ensayo anterior, se mezcla los ácidos clorhídrico y nítrico pero

esta vez en proporción 1 a 3 respectivamente. Se procedió a realizar tres

adiciones de diferentes cantidades de agua destilada en distintos recipientes con

la finalidad de obtener, tres soluciones de mezcla de HCl con HNO3 en proporción

1:3 con desigual concentración a la mezcla inicial. Los ensayos se realizaron con

0,5 gramos de pulpa diluida al 1% de sólidos, con agitación constante en un

periodo de 12 horas, las recuperaciones de los metales de interés se muestran en

la Figura 3.3 y los detalles de los balances metalúrgicos se encuentran en el

Anexo IV.

La Figura 3.3 muestra las recuperaciones para el platino que son de 76% y 73%

para una concentración de 80% y 60% respectivamente; por otro lado, para el

paladio, la recuperación es de 78% y 79% para la concentración del 80% y 60%

respectivamente. Para el rodio, las recuperaciones van disminuyendo a medida

que se diluye la mezcla de ácidos, desde un 100% hasta llegar a un 99% de

recuperación para las concentraciones de 80%, 60% y 40%.

65

Figura 3. 3. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 1% de sólidos con HCl y HNO3 en proporción 1:3 al 80%, 60% y 40% de pureza

Este comportamiento se debe principalmente a que en la mezcla inicial se tiene

menos ácido clorhídrico, que es el agente complejante, por lo que es lógico que

las recuperaciones sean menores. Se podría alcanzar mejores recuperaciones

con mayor tiempo de reacción.

La mezcla de ácidos con una concentración de 80% en volumen, es la mejor,

aunque se tiene un comportamiento inverso con el paladio que puede ser porque

al tener ácido nítrico en mayor cantidad, reacciona con el paladio únicamente

formando nitrato de paladio, dióxido de nitrógeno, agua y oxígeno según Rumpold

et al (2012).

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

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90,00

100,00

HCl con HNO →1:3 (80%) HCl con HNO →1:3 (60%) HCl con HNO →1:3 (40%)

Po

rcen

taje

de

recu

per

ació

n (

%)

Pt

Pd

Rh

66

3.2.1.3 Resultados de los ensayos de lixiviación con H2SO4 a diferentes porcentajes

de concentración saturado con NaCl

El ácido sulfúrico disponible se lo diluyó a diferentes concentraciones y a estas se

las agregó el cloruro de sodio hasta saturarlas. Los ensayos se realizaron con 0,5

gramos de pulpa diluida al 1% de sólidos, con agitación constante en un periodo

de 12 horas, las recuperaciones de los metales de interés se muestran en la

Figura 3.4 y los detalles de los balances metalúrgicos se encuentran en el Anexo

IV.

El comportamiento del porcentaje de recuperación para el platino, según la Figura

3.4, es prácticamente la misma para el caso del ácido sulfúrico al 80% y 60% de

pureza con un 78% de recuperación difiriendo en tan solo unas cuantas décimas

(ver Anexo IV). Para el 40% de concentración de ácido, la recuperación ya no es

significativa, siendo del 48% aproximadamente.

En el paladio, la situación es similar, siendo la diferencia en tan solo una unidad.

La recuperación es del 61% y 60% para las concentraciones de ácido sulfúrico de

80% y 60% respectivamente. Con el ácido al 40% de concentración en volumen,

la recuperación de paladio disminuye tanto, que incluso es menor que la del

platino.

La diferencia en la recuperación de rodio entre los porcentajes de 80% y 60% de

concentración de ácido, es al igual que el paladio, de tan solo una unidad (75 y

76% respectivamente). Cuando se reduce la concentración de ácido al 40%, la

recuperación reduce también significativamente al igual que sucedió con el platino

y el paladio, siendo esta de 39%.

67


sólidos con H2SO4 al 80%, 60% y 40% de pureza saturado con NaCl

Por lo analizado, la mejor solución recuperadora de platino, paladio y rodio es el

ácido sulfúrico al 60% saturada con cloruro de sodio.

3.2.2 ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN AL 10%, 20% y 30 % DE SÓLIDOS

Los ensayos de lixiviación en los que se varió el porcentaje de sólidos, se realizó

con las soluciones de HCl y HNO3 en proporción 3:1 al 80% de concentración,

HCl y HNO3 en proporción 1:3 al 80% de concentración y H2SO4 al 60% de

concentración saturada de NaCl ya que estas demostraron ser las más efectivas

en la recuperación platino, paladio y rodio, tal como se mostró en la sección 3.2.1.

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

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100,00

H SO (80%) saturado con NaCl



Po

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ació

n (

%)

Pt

Pd

Rh

68

3.2.2.1 Resultados de los ensayos de lixiviación al 10 % de sólidos

Ya determinada la concentración idónea de los agentes lixiviantes, se procedió a

averiguar cuál de estos agentes es el adecuado y en qué condiciones de

porcentaje de sólidos. Al tener un sistema tan complejo en el que se dan muchas

reacciones con potentes ácidos inorgánicos, es necesario analizar el

comportamiento de la lixiviación en nuevas condiciones. También se realizó el

ensayo con ácido nítrico con la finalidad de reconocer la veracidad y efectividad

de la lixiviación de este ácido por sí solo sobre el platino, paladio y rodio. Se tomó

5 gramos de pulpa diluida al 10%, con agitación constante durante 12 horas. Las

recuperaciones de los metales de interés se muestran a continuación en la Figura

3.5 y los detalles de los balances metalúrgicos se encuentran en el Anexo IV.

Según la Figura 3.5 se puede observar las recuperaciones de los metales con

diferentes agentes lixiviantes. La recuperación del platino es máxima con un 82%

para el ensayo en el que el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (3:1), seguida de un

79% para la lixiviación con el H2SO4, luego un 74% de recuperación con el HCl y

HNO3 (1:3) y finalmente un 8% con el HNO3.

En el paladio, la recuperación es mayor (92%) cuando el agente lixiviante es el

HCl y HNO3 (3:1), pero a diferencia del platino, le sigue el HCl y HNO3 (1:3) con

un 80%, a continuación está el HNO3 con un 79% y finalmente el H2SO4 con un

63% de recuperación. La lixiviación solamente con ácido nítrico permite

corroborar la selectividad que tiene este ácido solamente con el paladio.

Como el rodio se encuentra en menor cantidad que los otros dos metales, sus

recuperaciones son las más altas de los tres metales de interés, siendo 100%

cuando el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (3:1), el HCl y HNO3 (1:3) y H2SO4; y,

tan solo 29% con HNO3.

69


sólidos con HCl y HNO3 (3:1), HCl y HNO3 (1:3), H2SO4 saturado con NaCl y HNO3

Las recuperaciones de los metales son buenas, ya que superan el 50% por lo que

se puede afirmar que se recupera más de la mitad de platino, paladio y rodio

presente en la muestra. La selectividad del ácido nítrico con el paladio y no con el

platino y el rodio es evidente. Para los tres metales la mejor recuperación se da

cuando el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (3:1) al 80% de concentración.

3.2.2.2 Ensayos de lixiviación al 20 % de sólidos

Con las mismas concentraciones de agentes lixiviantes utilizadas para el ensayo

al 10% de sólidos, se procedió a realizar ensayos con un 20% de sólidos, para

observar el comportamiento de este sistema de múltiples reacciones. Se tomó 5

gramos de pulpa diluida al 20%, con agitación constante durante 12 horas. Las

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

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90,00

100,00

HCl con HNO →3:1 HCl con HNO →1:3 H SO saturado con NaCl

HNO

Po

rcen

taje

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recu

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ació

n (

%)

Pt

Pd

Rh

70

recuperaciones de los metales de interés se muestran en la Figura 3.6 y los

detalles de los balances metalúrgicos se encuentran en el Anexo IV.



En la Figura 3.6 se aprecia que la recuperación de platino tiene un valor del 77%

cuando el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (3:1), consecutivamente se tiene una

recuperación de 68% tanto para HCl y HNO3 (1:3) como para el H2SO4 saturado

con NaCl y por último con un 10% de recuperación cuando el agente es el HNO3.

El comportamiento de la recuperación del paladio con los agentes lixiviantes es

completamente distinto al platino. La recuperación es del 83% cuando se hizo la

lixiviación con el HCl y HNO3 (3:1) y con HCl y HNO3 (1:3). La lixiviación con

HNO3 permitió una recuperación del 77% y finalmente el H2SO4 saturado con NaCl

tan solo recuperó un 68%. La recuperación con tres de los agentes lixiviantes

sobrepasa el 70%, por lo que en ese sentido servirían cualquiera de ellos. El

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10,00

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100,00


HNO

Po

rcen

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recu

per

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%)

Pt

Pd

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71

ácido sulfúrico saturado con sal no permite una buena recuperación en estas

condiciones.

El rodio presentó buenas recuperaciones con el HCl y HNO3 (3:1) y con HCl y

HNO3 (1:3) siendo estas del 100% para ambos casos. Con H2SO4 saturado con

NaCl y HNO3 la reducción en la recuperación es bastante considerable ya que se

alcanzó un 63% y 36% de recuperación respectivamente.

Lo que se puede destacar en estos ensayos es la disminución en la recuperación

de platino, paladio y rodio por parte del H2SO4 saturado con NaCl ya que para los

tres casos no se sobrepasa el 70% de recuperación. El rodio se recupera mejor

con las dos mezclas de HCl y HNO3 y en menor cantidad con los dos agentes

lixiviantes restantes. Nuevamente, para los tres metales la mejor recuperación se

da cuando el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (3:1) al 80% de concentración.

3.2.2.3 Resultados de los ensayos de lixiviación al 30 % de sólidos

Para determinar la posible existencia de una tendencia en el comportamiento de

las recuperaciones de los metales, se realizó ensayos incrementando el

porcentaje de sólidos hasta llegar a un 30%. De los análisis de los ensayos

anteriores, las recuperaciones disminuyen a medida que el porcentaje de sólidos

aumenta, por lo que se tomó 5 gramos de pulpa diluida al 30%, con agitación

constante durante 12 horas para corroborar esta aseveración. Las recuperaciones

de los metales de interés se muestran en la Figura 3.7 y los detalles de los

balances metalúrgicos se encuentran en el Anexo IV.

Las más altas recuperaciones para el platino son del 68% y 64% cuando los

agentes lixiviantes son HCl y HNO3 (3:1) y con HCl y HNO3 (1:3) respectivamente.

Usando H2SO4 saturado con NaCl se logró recuperar un 31% y finalmente una

recuperación de tan solo el 8% se obtuvo con el HNO3. La tendencia en el

comportamiento de la recuperación se mantiene al igual que los ensayos al 10% y

72

20% de sólidos, sin embargo, ya no es tan eficiente debido a que apenas

sobrepasa el 50%.

Con el paladio el comportamiento se altera drásticamente. No sigue la tendencia

esperada ya que la recuperación más alta fue del 81% cuando el agente lixiviante

es el HCl y HNO3 (1:3), seguido de un 80% para el HCl y HNO3 (3:1). La

recuperación con el H2SO4 saturado con NaCl disminuye respecto al ensayo

anterior siendo de un 42% y finalmente un 66% para el HNO3. La recuperación del

paladio se torna aleatoria en este punto, ya que incluso el ácido nítrico no reportó

buenas recuperaciones.

El rodio toma el mismo comportamiento inesperado del paladio, es decir, la

recuperación más alta fue del 100% y se dio con el HCl y HNO3 (1:3) como

agente lixiviante; luego, con un 92% de recuperación con el HCl y HNO3 (3:1);

63% cuando el lixiviante es H2SO4 saturado con NaCl y finalmente un 29% cuando

se lixivió con HNO3.



0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

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100,00


HNO

Po

rcen

taje

de

recu

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n (

%)

Pt

Pd

Rh

73

La complejidad del sistema se ve reflejada en los resultados de estos ensayos ya

que el comportamiento varía completamente a tal punto que la selectividad del

HNO3 con el paladio no se ha observado. El elemento que más se recupera es el

rodio, seguido del paladio y finalmente el platino. La mejor recuperación se da

cuando el agente lixiviante es el HCl y HNO3 (1:3) para el paladio y el rodio, pero

el HCl y HNO3 (3:1) es el mejor para el platino por lo que para elegir cuál de los

dos lixiviantes es el mejor se tendría que tomar en cuenta aspectos de

rentabilidad económica. De la proximidad en los valores de las recuperaciones de

los metales para ambas mezclas lixiviantes se puede escoger nuevamente al HCl

y HNO3 (3:1) como el agente lixiviante más eficiente.

3.2.2.4 Comparación entre los resultados de los ensayos de lixiviación

Sobre la base de los resultados obtenidos en los ensayos al 1%, 10%, 20% y 30%

de sólidos es importante determinar cuál de estas condiciones es la más

adecuada con el mejor agente lixiviante que ya se ha identificado. Para ello, se

muestra la recuperación de platino, paladio y rodio en las 3 condiciones de

porcentaje de sólidos con el agente lixiviante que resultó ser el más eficiente, en

la Figura 3.8. Cabe mencionar que dicho agente lixiviante es el que recupera en

mayor cantidad a los tres metales de interés y no solo a uno de ellos.

El comportamiento decreciente en la recuperación de los tres metales con el

agente lixiviante HCl y HNO3 (3:1) es evidente tanto para el ensayo en que se

diluyó la pulpa al 1% de sólidos hasta el de 30%. La pendiente de estas curvas es

similar para platino y paladio, siendo diferente el caso del rodio ya que sus

recuperaciones resultaron ser del 100% en la mayoría de ensayos con el agente

lixiviante señalado. El rodio es el metal que más se recupera, seguido del paladio

y en último lugar el platino. La mejor recuperación se tiene al 1% de sólidos pero

industrialmente esto no resulta viable por lo que se considera adecuado el 10% y

20%. Al 30% de sólidos, las recuperaciones podrían ya no resultar rentables

debido a que son las más bajas. Sin embargo, también es importante destacar

que las recuperaciones sobrepasan el 50% para todos los ensayos a distinto

74

porcentaje de sólidos con este agente lixiviante por lo que su eficiencia es

evidente.

Figura 3. 8. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 1%,

10%, 20% y 30% de sólidos con HCl y HNO3 (3:1)

Si bien se analizó los resultados con el agente lixiviante HCl y HNO3 (3:1) que

resultó ser el más eficiente, sería importante analizar del mismo modo el

comportamiento de la recuperación de platino, paladio y rodio cuando el agente

lixiviante fue el HCl y HNO3 (1:3), dicho análisis se realiza con la ayuda de la

Figura 3.9. Las tendencias decrecientes de las curvas de recuperación del platino

y del rodio se pueden observar claramente, se asemejan a los resultados

obtenidos con el HCl y HNO3 (3:1). Sin embargo, existe una diferencia muy bien

marcada y es la tendencia creciente de la recuperación del paladio por la

selectividad del ácido nítrico con este metal. Al poner 3 partes de ácido nítrico en

una de ácido clorhídrico, se tiene en mayor proporción en el medio lixiviante al

agente que tiene gran afinidad con el paladio por lo que la tendencia creciente en

50,00

60,00

70,00

80,00

90,00

100,00

0 5 10 15 20 25 30

Po

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recu

per

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n (

%)

Porcentaje de sólidos (%)

Recuperación de Platino conHCl y HNO3 (3:1)

Recuperación de Paladio conHCl y HNO3 (3:1)

Recuperación de Rodio conHCl y HNO3 (3:1)

75

la recuperación del paladio es la esperada. La tendencia decreciente, en cambio,

es inesperada pero podría deberse a condiciones cinéticas que se tornan mucho

más complejas al aumentar la cantidad de sólidos o también el transporte de los

reactantes a la interface de la reacción heterogénea se vuelve más complicado

por la presencia de más partículas. El rodio sigue siendo el metal con mayor

recuperación en el rango de porcentaje de sólidos de trabajo (1% a 30%) siendo

prácticamente el 100% siempre. El platino se recupera en menor cantidad a

medida que se incrementa el porcentaje de sólidos. Estos resultados son útiles

para modificar las condiciones de lixiviación de modo que se obtenga más paladio

sin dejar de recuperar los otros dos metales cuyo precio también es significativo.

En aspectos de la producción y por cuestiones del mercado de los metales

preciosos se puede requerir una mayor recuperación de paladio.


10%, 20% y 30% de sólidos con HCl y HNO3 (1:3)

50,00

55,00

60,00

65,00

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0 5 10 15 20 25 30

Po

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per

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n (

%)


Recuperación de Platino conHCl y HNO3 (1:3)

Recuperación de Paladio conHCl y HNO3 (1:3)

Recuperación de Rodio conHCl y HNO3 (1:3)

76

El H2SO4 saturado con NaCl también recupera al platino, paladio y rodio pero con

un comportamiento diferente. A continuación se analiza esta alternativa en la

Figura 3.10, la cual no es tan eficiente como el HCl y HNO3 (3:1), pero se ha

obtenido recuperaciones significativas.

El comportamiento atípico en la recuperación de los metales con H2SO4 saturado

con NaCl es evidente, pudiendo deberse a las condiciones de reacción

heterogénea en las que el mecanismo de control puede variar indistintamente a

medida que aumenta el contenido de partículas en el sistema lixiviante haciendo

que las variables hidrodinámicas (velocidad del fluido, viscosidad, densidad)

afecten la velocidad de reacción o la recuperación de metal. El paladio y el rodio

tienen la misma tendencia sinusoidal y aunque el platino parecería tener dicha

tendencia no es tan marcada como los otros dos metales.


10%, 20% y 30% de sólidos con H2SO4 saturado con NaCl

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

0 5 10 15 20 25 30

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de

recu

per

ació

n (

%)


Recuperación de Platino conH2SO4 saturado con NaCl

Recuperación de Paladio conH2SO4 saturado con NaCl

Recuperación de Rodio conH2SO4 saturado con NaCl

77

La curva que presenta la recuperación del rodio no permite aseverar que este es

el metal que se obtiene en mayor cantidad, sino que se recupera de esta forma en

ciertos rangos de porcentaje de sólidos (1 al 10% de sólidos), lo mismo ocurre con

el paladio, aunque la curva no sea tan pronunciada como la del rodio. Las

condiciones con las que se trabajó (30% de porcentaje de sólidos como máximo)

hace que el platino tenga una curva en la que la recuperación siempre va

disminuyendo a medida que el porcentaje de sólidos aumenta, aunque existe un

ligero incremento entre el 1% y 10% de sólidos. La recuperación es máxima con

este agente lixiviante cuando el porcentaje de sólidos es del 10% y en

comparación con los otros agentes lixiviantes, la diferencia en las recuperaciones

de los metales al incrementar el porcentaje de sólidos es bien marcada.

3.3 RESULTADOS DE LA CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN

En los ensayos para la determinación de la cinética de la lixiviación se utilizó

solamente a los agentes lixiviantes HCl y HNO3 (3:1) y H2SO4 saturado con NaCl.

El HCl y HNO3 (3:1) por ser el que resultó más eficiente, mientras que el H2SO4

saturado con NaCl representa una alternativa importante que arrojó del mismo

modo, buenas recuperaciones. Para ambos agentes lixiviantes se trabajó al 10%

de sólidos por ser esta la condición en la que la recuperación de platino, paladio y

rodio es máxima para ambos casos.

3.3.1 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE LA CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN

CON HCl y HNO3 (3:1) AL 10 % DE SÓLIDOS

En la Figura 3.11 se muestra la curva de la cinética de la lixiviación cuando la

pulpa se ha diluido al 10% de sólidos con HCl y HNO3 (3:1) como agente lixiviante

siguiendo la metodología descrita en la sección 2.2.2. En el Anexo V se encuentra

con mayor detalle las recuperaciones empleadas para la curva de la cinética de

lixiviación.

78

La recuperación de los tres metales es prácticamente inmediata, ya que la

recuperación sobrepasa el 50% a tan solo 30 minutos de operación para los tres

casos. A partir de esa media hora, la recuperación se torna mucho más lenta

igualmente para los tres metales. El platino alcanza su máxima recuperación a los

120 minutos, el paladio a los 240 minutos y el rodio a los 120 minutos. Como las

recuperaciones máximas se dan a distintos tiempos, se debe analizar en qué

punto exacto es el que se recupera la mayor cantidad de los tres metales y no de

uno de ellos. Como la recuperación de platino y rodio se mantienen relativamente

constantes en el intervalo de tiempo entre 120 y 240 minutos, el tiempo ideal para

la recuperación de los 3 metales es de 240 minutos (4 horas). Si se avanza en la

línea del tiempo las recuperaciones de los tres metales presentan valores

fluctuantes con tendencia a disminuir por lo que no es recomendable lixiviar por

tiempos mayores a 4 horas, sin contar con la pérdida de energía que conllevaría

realizar dicha acción.

Figura 3. 11. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 10%

de sólidos con HCl y HNO3 (3:1) en función del tiempo

0

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40

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0 100 200 300 400 500 600 700

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(%

)

Tiempo (min)

Pt

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3.3.2 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE LA CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN

CON H2SO4 SATURADO CON NaCl AL 10 % DE SÓLIDOS

En la Figura 3.12 se muestra la curva de la cinética de la lixiviación cuando la

pulpa se ha diluido al 10% de sólidos con H2SO4 saturado con NaCl como agente

lixiviante siguiendo la metodología descrita en la sección 2.2.2. En el Anexo V se

encuentra con mayor detalle las recuperaciones empleadas para la curva de la

cinética de lixiviación.

Figura 3. 12. Resultados de la lixiviación de catalizadores usados de automóviles al 10%

de sólidos con H2SO4 saturado con NaCl en función del tiempo

La recuperación para los tres metales, también es elevada en la primera media

hora de lixiviación. Luego, la recuperación de cada uno de los metales se

incrementa paulatinamente manteniendo un incremento casi constante hasta los

420 minutos (7 horas) y en este punto el comportamiento en las recuperaciones

0

10

20

30

40

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90

100

0 100 200 300 400 500 600 700

Po

rce

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je d

e r

ecu

pe

raci

ón

(%

)

Tiempo (min)

Pt

Pd

Rh

80

de los metales se tornan en un comportamiento diferente a la tendencia de las

primeras horas. El platino comienza a fluctuar en sus recuperaciones, el paladio

presenta un drástico incremento y el rodio disminuye su recuperación. Por estos

comportamientos inesperados, se determinó como mejor tiempo de lixiviación el

punto en el que la recuperación es máxima y el comportamiento en el crecimiento

de la misma es constante, siendo este de 7 horas.

3.4 RESULTADOS DE LA RECUPERACIÓN DE PLATINO,

PALADIO Y RODIO POR ELECTRÓLISIS

Con las soluciones fuertes de lixiviación obtenidas bajo las condiciones más

adecuadas que resultaron con el HCl y HNO3 (3:1) al 80% de concentración con

un 10% de sólidos; se procedió a realizar los ensayos de electrólisis.

3.4.1 PREPARACIÓN DE LA MUESTRA

Para el estudio de la electrólisis se utilizaron los licores de lixiviación obtenidos al

someter a los catalizadores usados de automóviles a la acción lixiviante de HCl y

HNO3 (3:1) al 10% de sólidos. Aquí se encuentran los complejos cloro-platínicos

( , ), cloro-paládicos ( ) y cloro-ródicos ( ) que

son aquellos que se recuperan. Los electrones son intercambiados entre el

electrodo (cátodo de acero) y los licores de la lixiviación produciéndose las

reacciones electroquímicas mostradas en las ecuaciones 1.16, 1.17, 1.19, 1.20 y

1.22.

En la Tabla 3.5 se muestra un resumen de las características de la solución que

se sometió a la electrodeposición.

81

Tabla 3. 5. Características de la solución fuerte de lixiviación que se somete a recuperación de platino, paladio y rodio por electrolisis

Volumen de lixiviado [mL] 400

Concentración de platino en la solución [mg/L] 41,20

Concentración de paladio en la solución [mg/L] 23,16

Concentración de rodio en la solución [mg/L] 6,50

Recuperación de platino de la muestra inicial [%] 82,40

Recuperación de paladio de la muestra inicial [%] 92,64

Recuperación de rodio de la muestra inicial [%] 100

Masa de platino en solución lixiviada[mg] 16,48

Masa de paladio en solución lixiviada [mg] 9,26

Masa de rodio en solución lixiviada [mg] 2,60

pH de la solución 1,1

A esta solución se la dejó reposar por un periodo de 24 horas con la finalidad de

eliminar cualquier impureza que haya pasado a través del proceso de filtración y

que podría ocasionar interferencias en el proceso de electrólisis.

3.4.2 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE ELECTRÓLISIS A DISTINTAS

DENSIDADES DE CORRIENTE

Cabe mencionar que se realizaron ensayos de electrólisis sin la membrana bi-

electrolítica lo que produjo grandes dificultades como la disolución parcial del

cátodo y ánodo así como la producción de cloro mediante la ecuación 1.26, es por

esta razón que se continuaron los ensayos de electrodeposición con la membrana

tal y como se mostró en el procedimiento descrito en la sección 2.3. Se armó el

sistema y se tomaron datos como el pH de la solución lixiviada, el amperaje que

atraviesa el sistema y la variación de los pesos del cátodo cada 5 minutos. Los

resultados de estos ensayos se muestran en la Tabla 3.6, 3.7 y 3.8 en donde se

muestra la diferencia en la concentración final e inicial de la solución sometida a

electrólisis. Mayores detalles del procesamiento de los datos de laboratorio se

encuentran en el Anexo VI. También se muestran los porcentajes de recuperación

a 200, 600 y 1000 A/m2 que son las densidades de la corriente de trabajo.

82

En la Tabla 3.6 se muestra como la recuperación de los metales de interés resulta

en un 37% para el platino, 51% para el paladio y 42% para el rodio situación que

responde a la diferencia que existe entre el contenido en masa (o concentración)

de cada uno de estos metales al inicio y al final del ensayo de electrólisis. El metal

que se recupera en mayor cantidad es el paladio a pesar de ser el segundo en

cantidad dentro de la solución, por lo que su recuperación se podría deber a las

condiciones propias del sistema electrolítico especialmente a la densidad de

corriente.

Tabla 3. 6. Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio en la electrodeposición a una densidad de corriente de 200 A/m2

Platino Paladio Rodio

Vol

um

en

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

[ml] [mg/L] [mg/L] % [mg/L] [mg/L] % [mg/L] [mg/L] %

160 25,90 41,20 37,14 11,31 23,16 51,17 3,80 6,50 41,54

En la Tabla 3.7 se muestra las recuperaciones de platino, paladio y rodio que son

55%, 64% y 51% respectivamente a una densidad de corriente de 600 A/m2 por lo

que la eficiencia de la electrólisis es mucho mejor que los resultados obtenidos a

una densidad de corriente menor. Nuevamente el paladio es el elemento que se

recupera en mayor cantidad.



Vol

um

en

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

83

Tabla 3. 8. Resultados de la recuperación de platino, paladio y rodio en la electrodeposición a una densidad de corriente de 600 A/m2 (Continuación…)


160 18,40 41,20 55,34 8,31 23,16 64,12 3,20 6,50 50,77

Finalmente, en la Tabla 3.8 se muestra los resultados de las recuperaciones de

los tres metales de interés a la densidad de corriente de 1000 A/m2 que resultó

ser la menos eficiente en comparación a los resultados obtenidos en las

densidades de corriente anteriores. Se obtuvo un 21% para el platino, 38% para el

paladio y tan solo un 13% para el rodio. También en este caso, el paladio es el

que se recupera en mayor cantidad aunque en comparación a los otros ensayos

ya resultó ineficiente el proceso electrolítico.



Vol

um

en

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n

Con

cent

raci

ón

fina

l

Con

cent

raci

ón

inic

ial

Por

cen

taje

de

recu

per

ació

n


160 32,50 41,20 21,12 14,32 23,16 38,17 5,70 6,50 13,08

De las tres densidades de corriente en las que se trabajó, la que resultó ser la

más eficiente en cuanto a recuperación de los metales de interés fue la de 600

A/m2, tal como se muestra en la Tabla 3.9, donde se muestra la recuperación de

cada uno de los metales junto con el tiempo en el que se dio dicha recuperación,

además, se muestra el pH final al que llegó la solución. Una densidad de corriente

muy baja como la de 200 A/m2 demora mucho en recuperar una cantidad menor

que la de 600 A/m2, esta última tiene incluso un tiempo menor. Cuando la

densidad de corriente sobrepasa los 600 A/m2, el tiempo de recuperación

84

disminuye pero los porcentajes de recuperación también, incluso el electrodo de

plomo tiende a corroerse mucho más rápido con esta intensidad que ya resulta

muy elevada.

En cuanto al pH de las soluciones, ha disminuido para todos los casos, esta

situación responde a que el principio de funcionamiento de la celda bi-electrolítica

permite el paso de los iones hidrógeno que se combinan con los iones cloro,

impidiendo que estos escapen en forma de cloro gaseoso por el intercambio de

electrones existente en el cátodo de acero.

Tabla 3. 10. Resultados de operación para cada densidad de corriente

Tiempo de electrólisis

para recuperación

máxima [min]

Porcentaje de

recuperación de platino

[%]

Porcentaje de

recuperación de paladio

[%]

Porcentaje de

recuperación de rodio [%]

pH final [Escala pH]

200 [A/m2] 60 37% 51% 42% 0,5

600 [A/m2] 25 55% 64% 51% 0,2

1000 [A/m2] 15 21% 38% 13% 0,7

3.4.3 ENSAYO DE ELECTRÓLISIS A UNA DENSIDAD DE CORRIENTE DE

600 A/m2

De la sección anterior se determinó que la recuperación más exitosa se produce

cuando la densidad de corriente es de 600 A/m2. En la Tabla 3.10 se muestra la

recuperación de los metales en función del tiempo.

Tabla 3. 11. Resultados de recuperación de platino, paladio y rodio para una densidad de corriente de 600A/m2 en función del tiempo

Tiempo

[min]

Intensidad de

corriente [A]

pH

% de recuperación

del platino

% de recuperación del paladio

% de recuperación

del rodio

0 0,78 1,1 0 0 0

85

Tabla 3. 12. Resultados de recuperación de platino, paladio y rodio para una densidad de corriente de 600A/m2 en función del tiempo (Continuación…)

5 0,78 1,0 12 15 13

10 0,79 0,8 19 20 26

15 0,80 0,6 27 38 37

20 0,79 0,4 39 51 44

25 0,77 0,2 55 64 51

La intensidad de corriente presentaba pequeñas variaciones que son propias del

funcionamiento del equipo, las cuales tuvieron que ser reguladas constantemente

para lograr la densidad de corriente deseada. Como se puede observar en la

Tabla 3.10, el potencial hidrógeno va disminuyendo paulatinamente por el paso de

los iones hidrógeno que se equilibran con los iones cloro presentes en el lado de

la celda bi-electrolítica que posee a la solución lixiviada. Las recuperaciones no

tienen ningún comportamiento anómalo, ya que aumentan hasta alcanzar la

recuperación 55% para el platino, 64% para el paladio y 51% para el rodio. Al

término de los 25 minutos, el incremento reportado en los pesos de la placa es

mínimo por lo que se considera la recuperación máxima, sin embargo, se podría

afirmar que la recuperación podría continuar.

Según Ballester et al (2001) las condiciones físicas de la deposición metálica ya

sea en el fondo de la celda o en el cátodo están regidas por los fenómenos que

hay detrás de la cristalización propiciada por el paso de corriente eléctrica a

través de un electrodo. La complejidad del sistema con el que se trabajó, dificulta

realizar la deposición adecuada de los metales y es por esto que se analizó por

microscopía electrónica de barrido tanto el depósito catódico como el precipitado

que se obtuvo en el fondo de la celda. Una fotografía del depósito catódico se

muestra en la Figura 3.13 donde se puede observar partículas heterogéneas en

forma y tamaño. Existen partículas de 100 micrómetros hasta tamaños menores a

50 micrómetros. No existe una forma predominante, esto se debe a la

metodología con la que se obtuvo la muestra para el análisis ya que esta se la

retiró de la placa metálica produciéndose un resquebrajamiento del depósito que

era uniforme cuando se encontraba en la misma. Dentro de la fotografía se

observa también diferentes tonalidades consecuencia del relieve de la muestra

86

resultando colores claros y oscuros. Algunas de las formas rectas que también se

muestran pueden ser cristalizaciones más consistentes del depósito catódico que

se formaron y que al ser retiradas de la placa para su análisis, se mantuvieron. En

la mayoría de la fotografía priman las formas curvas y sin ningún patrón

determinante de tamaño.

Figura 3. 13. Depósito catódico obtenido por microscopía electrónica MEB – EDX

(Microscopio electrónico de barrido Tescan – Bruker)

Un análisis químico semi - cuantitativo de la muestra se observa en la Figura 3.14,

donde se aprecia que existe una cantidad importante de platino y paladio. El rodio

no es identificado, por la mínima cantidad que existe en el depósito. Es posible

que no se haya identificado, debido a que el análisis es puntual por lo que el rodio

puede que esté disperso y no se haya analizado el sector en donde se encuentre.

87

La presencia de cobre y cromo puede deberse a que la placa es de acero

inoxidable y la presencia de ácido clorhídrico que se va formando en el lado de la

solución en la que está inmerso el cátodo debilita a la estructura de la placa. Al

retirar el depósito catódico, también pueden retirarse parte del cobre y cromo

constitutivo de la placa de acero. El cloro proviene del ácido clorhídrico presente

en la solución. El plomo, por otro lado, puede provenir del ánodo y a pesar que la

membrana de la celda debería impedir el paso de este metal hacia el lado

catódico, podría existir el traspaso de este elemento a través de esta.

Figura 3. 14. Resultados del análisis semi-cuantitativo del depósito catódico por microscopía electrónica MEB – EDX (Tescam – Bruker)

En la Figura 3.15 se muestra una fotografía del precipitado que se depositó en el

fondo de la celda. Los hilos blancos corresponden a fibras del papel filtro que se

RM-7488-Depósito-500x 7 Fecha:4/11/2014 4:44:42 PM HV:30.0kV D. imp.:7.15kcps

El AN Series unn. C norm. C Atom. C Error (1 Sigma)

[wt.%] [wt.%] [at.%] [wt.%]

-----------------------------------------------------

O 8 K-series 18,96 73,92 92,09 2,14

Cu 29 K-series 2,20 8,59 2,70 0,08

Cr 24 K-series 1,52 5,91 2,27 0,07

Cl 17 K-series 0,90 3,52 1,98 0,06

Pb 82 L-series 0,81 3,15 0,30 0,05

Pt 78 L-series 0,77 3,02 0,31 0,05

Pd 46 L-series 0,48 1,88 0,35 0,04

-----------------------------------------------------

Total: 25,65 100,00 100,00

5 10 15 20 25 30

keV

0

1

2

3

4

5

6

7

cps/eV

O Cu Cu

Cr

Cr

Cl Pb Pb

Pt

Pt Pt

Pd

Pd Pd

88

desprendieron al retirar el sólido que se impregnó en el papel. La fotografía es de

una escala mayor que la de la Figura 3.13, sin embargo, se aprecia que el tamaño

heterogéneo nuevamente se repite, es decir, las partículas varían entre 1 mm y

menos de 0,1 mm. La muestra contiene partículas cuyo grosor parecería un tanto

mayor que las del depósito catódico, lo que puede deberse a que el precipitado se

da por desprendimiento en sí del depósito catódico dentro del proceso de

electrólisis. La cristalización se produce en la placa, por lo que es lógico que el

precipitado no tenga forma alguna.

Figura 3. 15. Fotografía del precipitado en el fondo de la celda por microscopía

electrónica MEB – EDX (Tescan – Bruker)

En la Figura 3.16 se encuentran los resultados químicos semi - cuantitativos de

los lodos presentes en el fondo de la celda en el lado de la solución lixiviada

separada por la membrana, dichos lodos fueron separados de la solución para ser

89

sometidos a análisis corroborando la existencia de platino y paladio en una

cantidad importante, el rodio no aparece nuevamente seguramente por la razón

ya mencionada la cual es que no existe en cantidades superiores al 1% o porque

se encuentra disperso en la muestra impidiendo su reconocimiento al no haber

analizado el sector en donde se encuentre. El cobre y el cromo también aparecen,

situación que responde a la posible dilución de la placa de acero correspondiente

al cátodo. El cloro proviene del ácido clorhídrico presente en la solución. La

presencia de plomo se debe al traspaso del mismo a través de la membrana.

Figura 3. 16. Resultados del análisis semi-cuantitativo del precipitado en el fondo de la

celda por microscopía electrónica MEB – EDX (Tescam – Bruker)

RM-7488-Precipitado-2kx 6 Fecha:4/11/2014 4:35:23 PM HV:30.0kV D. imp.:7.08kcps

El AN Series unn. C norm. C Atom. C Error (1 Sigma)

[wt.%] [wt.%] [at.%] [wt.%]

-----------------------------------------------------

O 8 K-series 16,02 78,05 93,22 1,81

Cu 29 K-series 1,56 7,59 2,28 0,07

Cr 24 K-series 1,10 5,38 1,98 0,05

Cl 17 K-series 0,72 3,49 1,88 0,05

Pb 82 L-series 0,43 2,09 0,19 0,04

Pt 78 L-series 0,43 2,07 0,20 0,04

Pd 46 L-series 0,27 1,33 0,24 0,03

-----------------------------------------------------

Total: 20,53 100,00 100,00

5 10 15 20 25 30

keV

0

1

2

3

4

5

6

7

8

cps/eV

O Cu Cu

Cr

Cr

Cl Pb Pb

Pt

Pt Pt

Pd

Pd Pd

90

3.5 RESULTADOS DEL DIMENSIONAMIENTO DE EQUIPOS

PRINCIPALES DE LA PLANTA HIDROMETALÚRGICA PARA

LA RECUPERACIÓN DE PLATINO, PALADIO Y RODIO

La planta hidrometalúrgica para la extracción de platino, paladio y rodio de los

catalizadores de los automóviles con ácidos inorgánicos como agentes lixiviantes,

tendrá una capacidad de procesamiento total de 500 kg/día en 1 línea de proceso,

operando 20 días al mes, con 8 horas de trabajo diarias. Si bien se estableció una

producción de 1 t/mes, al analizar preliminarmente esta capacidad, se observó

que no resulta económicamente viable, por lo que el diseño se planteará sobre la

base de 10 t/mes.

A continuación se muestra el diagrama de flujo del proceso que se ha establecido

para el tratamiento de los catalizadores usados de los automóviles sobre la base

de los datos obtenidos en laboratorio. El proceso de reducción de tamaño se ha

incluido en el proceso ya que la planta hidrometalúrgica requiere que la muestra

tenga el tamaño de partícula que se experimentó.

El diagrama de flujo mostrado en la Figura 3.17 permite estimar los balances de

masa del proceso cuyos valores se utilizarán para el dimensionamiento de

equipos, tomando en cuenta las condiciones de operación de cada uno de ellos.

91

Residuo sólido

LIXIVIACIÓN

HCl (10M) y HNO3 (15M)(3:1) diluido al 80% deconcentración , 10%

sólidos, 500 rpm por 4 h

FILTRACIÓN

ELECTRODEPOSICIÓN

Celda bi-electrolítica,600 A/m2 por 25 minutos

Agua delavado

Pulpa

Solución lixiviadapH 1,1

Depósitocatódico

Ácido sulfúrico1M

Ácido sulfúricoresidual

HCl (10M) yHNO3 (15M)

(3:1) diluido al80% de

concentraciónRECICLADO

mezcla

ALMACENAMIENTO(hasta 12 toneladas)

Residuo sólido

PREPARACIÓN YMEZCLADO

Ácido sulfúrico 1M

PREPARACIÓN YMEZCLADO

HCl (10M) y HNO3

(15M) (3:1) diluido al80% de concentración

FILTRACIÓN YSECADO

FILTRACIÓN YSECADO

Precipitadocatódico

CONCENTRADODE PLATINO,PALADIO Y

RODIO

CONCENTRADODE PLATINO.PALADIO Y

RODIO

TRITURACIÓN

Wi: 10,89Kwh/tEficiencia: 0,45

t operación: 0,12h/mes

Catalizadoresusados de

automóviles20-30cm

MOLIENDA

Wi: 10,89Kwh/tEficiencia: 0,45

t operación: 0,4h/mes


automóviles0,5-2cm


automóviles400-500µ m

HIDROCICLÓN

Figura 3. 17. Diagrama de flujo del proceso hidrometalúrgico de extracción de platino,

paladio y rodio

3.5.1 CONDICIONES DE OPERACIÓN DE LOS DISTINTOS EQUIPOS A

INSTALARSE EN LA PLANTA

A continuación se muestran las condiciones de operación de los distintos

procesos necesarios para la recuperación hidrometalúrgica de platino paladio y

rodio. Las condiciones de operación de la trituración se presentan en la Tabla

3.11.

92

Tabla 3. 13. Condiciones de operación de la trituradora de conos

Parámetro Valor Unidad

Tamaño de ingreso del material

20-30 cm

Tamaño de salida del material

0,5-2 cm

Índice de Bond 10,89 kWh/t

Eficiencia 45 %

Capacidad de operación 500 kg/día

Tiempo de operación 8 horas/día laborable

Los catalizadores usados vienen en pedazos de 20 a 30 cm por lo que este es el

tamaño de ingreso a la trituración. El tamaño de salida es el correspondiente a

una trituración secundaria que en este caso viene a ser la única. El índice de

trabajo es una medida de la tenacidad del material que para efectos del diseño se

tomará el valor máximo de minerales blandos que oscila entre 7,26 y 10,89

(Vásquez, 1999, p. 11), los minerales de dureza media oscilan entre 10,89 y 14,51

pero estos valores son muy elevados para la muestra de catalizadores que se

rompen con la mínima fuerza aplicada, a tal punto que cayendo al suelo ya se

resquebrajan. La eficiencia igualmente es estimada según Vásquez, 1999 (p. 12).

El material procedente de la trituración pasa a la molienda hasta reducir al

material a un tamaño aproximados de 450 µm. El índice de bond, eficiencia y

capacidad son los mismos ya utilizados en la trituración secundaria, igualmente

como criterio. Las condiciones de operación se muestran en la Tabla 3.12.

Tabla 3. 14. Condiciones de operación del molino de bolas



0,5-2,0 cm


400-500 µm


Eficiencia 45,00 %

93

Tabla 3. 15. Condiciones de operación del molino de bolas (Continuación…)



0,5-2,0 cm


400-500 µm


Eficiencia 45,00 %

Capacidad de operación 500 kg/día

Tiempo de operación 8 horas/día laborable

El tiempo de lixiviación determinado experimentalmente, junto con las demás

condiciones de operación se especifican en la Tabla 3.13.

Tabla 3. 16. Condiciones de operación para lixiviación

Tamaño de partícula (μm) 450

Tiempo de lixiviación (h) 4

Porcentaje de sólidos (%) 10

Velocidad de agitación (rpm) 500

Agente lixiviante HCl y HNO3 (3:1)

Concentración del agente lixiviante (%) 80

Finalmente, en la Tabla 3.14 se muestran las condiciones de operación de la

electrólisis con el parámetro de la conductancia eléctrica medido en el laboratorio

y que es un parámetro importante para el diseño. La distancia entre los electrodos

es la que permite el diseño físico de la celda.

Tabla 3. 17. Condiciones de operación en la celda bi-electrolítica

Tiempo de operación (h) 25 min

Densidad de corriente (A/m2) 600

Concentración de solución de H2SO4 1 M

Separación entre los electrodos (cm) 4

Conductancia eléctrica 5 000 µΩ-1

94

3.5.2 DISEÑO DE LA TRITURACIÓN

Con las condiciones de operación ya establecidas en el apartado 3.5.1, se

procede al diseño de la trituración cuyo parámetro más importante es conocer la

potencia necesaria del motor para conocer la energía utilizada, además del

equipo a emplearse que será tomado de catálogos cuyas características se

asemejen lo máximo posible a las determinaciones teóricas.

Al ser la potencia del motor de la trituradora, el factor más preponderante en el

dimensionamiento, se procedió a su cálculo mediante la ecuación 2.4 tal como se

muestra a continuación:

[3.1]

[3.2]

Una vez establecido la potencia teórica mínima requerida, y conservando las

condiciones de operación previamente establecidas, se buscó una trituradora

comercial que satisfaga los requerimientos, se determinó mediante catálogo a la

trituradora Marcy Gy-Roll), modelo 6 inch Cone Crusher, Catalog Number 010B-

001, cuyas especificaciones se encuentran en el Anexo VII.

La capacidad de la trituradora es de 60kg/h, por lo que se va a operar 8 horas

diarias debido a que se requiere procesar media tonelada en un día laborable.

[3.3]

Para realizar el balance de masa diario, se utilizaría este tiempo, pero en la

práctica, se acumulará el material en silos de almacenamiento de 5 toneladas.

Todo en esta etapa se transporta en bandas transportadoras cuyas

especificaciones están en el Anexo VII.

95

3.5.3 DISEÑO DE LA MOLIENDA

Para la molienda se debe tomar en cuenta las condiciones ya establecidas para

esta en el apartado 3.5.2. Se utilizó la misma ecuación de la trituración, cuya

única variación es el tamaño de la partícula.

[3.4]

Con esta potencia teórica junto con las condiciones de operación ya establecidas

se ha escogido al molino de bolas marca FC Bono cuyas especificaciones

técnicas se encuentra en el Anexo VII.

En el molino de bolas van a ingresar 500 kg/día de material seco, a partir de esto

determinamos la cantidad de agua que será necesario adicionar para realizar la

molienda con 62,5% de sólidos.

[3.5]

[3.6]

Se utiliza un hidrociclón YAMIT modelo F-780 cuyas especificaciones técnicas se

muestran en el Anexo VII, para clasificar y separar la pulpa. La carga circulante

que se utiliza para realizar el diseño del equipo es de 250%. La recirculación para

este caso sería:

[3.7]

[3.8]

[3.9]

96

La alimentación al molino corresponde a la suma del reciclo y la alimentación de

la pulpa, por lo que el tiempo de operación para el molino se ve limitado por el

funcionamiento de la trituradora y por la jornada laboral que sería de 8 horas al

día.

A continuación de este proceso se vierte la pulpa directamente en un tanque

agitado de acondicionamiento y luego en los tanques de lixiviación por medio de

la ayuda de una bomba de lodos cuyas especificaciones están en el Anexo VII.

3.5.4 DISEÑO DEL TANQUE DE LIXIVIACIÓN

Para el diseño de los tanques de lixiviación se toma en cuenta que la pulpa

proveniente de la molienda se encuentra al 62,5% de sólidos por lo que se debe

adicionar la mezcla ácida de modo que se lo lleve al 10% de sólidos.

[3.10]

Los 4 500 kilogramos al día corresponden solamente al agente lixiviante en el cual

el 80% corresponde a la mezcla de ácidos y el 20% al agua. Pero se debe tomar

en cuenta que lo que proviene del molino ya posee agua, por lo tanto se tiene:

[3.11]

[3.12]

[3.13]

Una vez obtenido todos los flujos que ingresan al tanque, se puede calcular la

cantidad de masa que puede entrar diariamente a lixiviación.

[3.14]

97

La densidad de la pulpa, por ser en su gran mayoría el agente lixiviante, se puede

estimar en 1 200kg/m3 de modo que se puede estimar el volumen total que se

requiere.

[3.15]

[3.16]

Con el volumen de diseño se escogió un tanque de similares características

marca HANGZHOU HAISHUN PHARMACEUTICAL MACHINERY modelo MT-5,

las especificaciones se muestran en el Anexo VII.

Como se ha escogido un tanque sencillo, la temperatura a la que se le puede

calentar al sistema es hasta 60 °C con vapor de agua (Ballester, Verdeja y

Sancho, 2001, pp. 370, 371). No se considera la perdida por convección y la

resistencia a la conducción ofrecida por el metal, por lo que se estima en primer

lugar la masa de vapor necesaria para calentar la cantidad contenida en el

tanque.

[3.17]

[3.18]

[3.19]

[3.20]

[3.21]

[3.22]

[3.23]

98

Con este dato, se pude obtener la energía necesaria para el calentamiento del

contenido del tanque:

[3.24]

[3.25]

A continuación, transcurrido el tiempo de operación de la lixiviación, se envía el

contenido del tanque a un filtro DRACO modelo FPA-100 de 100 litros de

capacidad cuyas especificaciones se presentan en el Anexo VII.

3.5.5 DISEÑO DE LA CELDA BI-ELECTROLÍTICA

Para el diseño de la celda, el parámetro fundamental que se toma en cuenta es el

tiempo, que se ha determinado experimentalmente de modo que se obtenga el

tamaño de la membrana adecuado y si este resulta físicamente factible el diseño

queda establecido con los parámetros especificados en el apartado 3.5.2.

Partiendo de la ley de Faraday, y de la suposición de que cada metal requiere de

cierta intensidad de corriente (flujo de electrones) para realizar las reacciones

electroquímicas, se calculó dicha intensidad para cada metal, es decir, para el

platino, paladio y rodio. El valor de la masa del metal corresponde a la

recuperación experimental obtenida en el laboratorio, la que en teoría podría

recuperarse si la eficiencia de la celda bi-electrolítica fuese del 100%.

[3.26]

Donde:

I: es la corriente eléctrica (en amperios)

m: es la masa de la sustancia producida en el electrodo (en gramos)

99

n: es el número de valencia de la sustancia como ion en la solución (electrones

por ion),

t: es el tiempo transcurrido (en segundos)

M: es la masa molar de la sustancia (en gramos por mol)

[3.27]

[3.28]

[3.29]

[3.30]

El valor total obtenido es el correspondiente a la intensidad requerida para 10

celdas bi-electrolíticas ya que se ha utilizado la cantidad de metales que se

recuperaría en toda la solución sometida a electrólisis.

Se tomó en cuenta la producción diaria con la finalidad de obtener la cantidad de

corriente que se necesita en el día. Con la densidad de corriente necesaria y

encontrada experimentalmente se procede como se indica en la ecuación 3.31,

encontrando el área para cada celda, tomando en cuenta que la intensidad de

corriente total se divide para las 10 celdas.

[3.31]

A continuación se estima el ancho de la celda partiendo un valor arbitrario de

altura mojada por las soluciones que contiene la celda de 0,50 m.

[3.32]

100

Para determinar el largo de la celda, se debe considerar el volumen total que se

obtiene de los tanques de lixiviación. La celda debe ser simétrica, por lo que por el

volumen obtenido al final de la lixiviación batch debe ser distribuido en 10 celdas

aproximadamente. A continuación los cálculos partiendo de la suposición de que

la densidad de la solución es la del agua.

[3.33]

[3.34]

Finalmente, es necesario conocer la cantidad de energía que se utiliza en la celda

con el dato de conductancia eléctrica tomado experimentalmente de modo que

con la ecuación que relaciona este valor con la intensidad y la diferencia de

potencial se encontró el voltaje utilizado.

[3.35]

Donde:

G: es la conductancia eléctrica (A/V)

I: es la intensidad eléctrica o corriente eléctrica (A)

V: es el voltaje (Tensión o diferencia de potencial eléctrico) (V).

[3.36]

[3.37]

La conductancia eléctrica se multiplica por 10 debido a que es ese el número de

celdas, por lo tanto, la energía total es la que se obtuvo mediante la ecuación

3.37.

101

Una vez diseñado y establecido el lado de la celda que contiene a la solución

lixiviante, se diseñó el lado que contiene al ácido sulfúrico considerando que la

función de este es la de evitar la liberación de cloro en la celda, por lo que cada

ión hidrógeno debe neutralizar a los iones cloro. Partiendo de esto, se considera

que según las reacciones electroquímicas por cada mol de platino se produce 6

moles de cloro; por cada mol de paladio se producen 6 de cloro; y por cada mol

de rodio también se producen 6 de cloro; a su vez, las moles de cloro se

neutralizan con una mol de hidrógeno que proviene de media mol de ácido

sulfúrico, como se muestra a continuación:

[3.38]

[3.39]

[3.40]

Con los resultados de las ecuaciones 3.38, 3.39 y 3.40 se puede conocer el total

de ácido sulfúrico necesario en la celda, junto con el volumen sabiendo que la

solución empleada es uno molar.

[3.41]

[3.42]

Con la intención de no cambiar en cada proceso de electrodeposición, se coloca

el volumen necesario para al menos 50 procesos, por lo tanto, el largo de la celda

para el lado de la solución lixiviada.

[3.43]

Finalmente, se muestran en la Tabla 3.15 los parámetros para la construcción de

una celda, que debe ser construida bajo estas especificaciones. Las celdas

102

restantes (en total 10) deben ser iguales entre sí. La membrana utilizada será de

las medidas adecuadas de modo que sea colocada en el espacio correspondiente

de la celda tal como se muestra en la Figura 3.18. Mayores especificaciones de la

membrana se muestran en el Anexo VII.

Tabla 3. 18. Parámetros para la construcción de la celda bi-electrolítica

Parámetro Valor teórico Valor de diseño

Volumen de lixiviado (m3) 0,450 ---

Volumen de ácido sulfúrico (m3) 0,245 ---

Ancho (m) 0,68 0,82

Largo del lado del lixiviado (m) 1,34 1,61

Largo del lado del ácido sulfúrico (m) 0,72 0,86

Altura mojada (m) 0,50 0,60

Figura 3. 18. Esquema de la celda electrolítica con sus dimensiones

El sobredimensionamiento de la celda en un 20%, corresponden a los valores de

diseño cuya finalidad es la de evitar cualquier tipo de derrame.

3.5.6 BALANCE DE MASA DEL PROCESO

El balance de masa se realizó de acuerdo a un flujo de 500 kg/día sobre la base

de los resultados obtenidos en los diseños de cada uno de los procesos tal como

2,47 m 0,82 m

0,60 m

0,86 m 1,61 m

SOLUCIÓN LIXIVIADA

ÁCIDO SULFÚRICO

103

se puede observar en la Figura 3.19, además la composición de las diferentes

líneas de corriente se especifican en el diagrama PFD (Process flow diagram) en

la Figura 3.20. En la Figura 3.21 se encuentra la distribución de los equipos más

importantes así como la ubicación de las instalaciones dentro de la planta cuyas

especificaciones físicas se detallan en la Tabla 3.16.

Tabla 3. 19. Tamaño físico de la planta.

DETALLE TAMAÑO

LARGO 43,50 m

ANCHO 28,66 m

ÁREA TOTAL 1 246,71 m2

ALTURA APROXIMADA 6,00 – 7,00 m

VOLUMEN TOTAL 7 480,26 – 8 726,97m3

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107

3.5.7 BALANCE DE ENERGÍA DEL PROCESO

Para el balance de energía se toma en cuenta el consumo energético diario de los

equipos más relevantes dentro de la planta que ya ha sido calculado en el diseño.

A continuación en la Tabla 3.17 se muestra el consumo energético y el total de

energía diario.

Tabla 3. 20. Consumo diario de energía de los equipos principales de la planta

Equipos Cantidad Energía

(kWh) Tiempo de

operación (h) Energía consumida

(kWh/día)

Trituración 1 1,12 8 8,96

Molienda 1 6,16 8 49,28

Tanque de lixiviación

3 280,00 4 3 360,00

Filtro prensa 1 5,50 0,5 2,75

Celda

bi-electrolítica 10 34 465,10 5/12 143 604,50

Bombas 4 12,00 4 192,00

TOTAL 147 217,49

Son tres tanques de lixiviación de modo que si uno se encuentra lleno, se pueda

ocupar el resto de tanques, en consecuencia el consumo energético se ha tenido

en cuenta a los tres. El filtro prensa solamente funciona media hora al día o

menos, ya que solamente requiere filtrar la pulpa cada vez que se haya realizado

la lixiviación. El mayor consumo energético corresponde lógicamente a las celdas

bi-electrolíticas que son 10. Las bombas que se han estimado en primera

aproximación son 4 de distintos tamaños, son las más importantes y relevantes

del proceso.

El consumo energético diario estimado es de 147 200 kWh aproximadamente, sin

tomar en cuenta el consumo que existe en las oficinas y el resto de instalaciones

de la planta.

108

3.5.8 RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE PRE-FACTIBILIDAD ECONÓMICA

PRELIMINAR

La opción más recomendable es constituir una Compañía Anónima también

denominada Sociedad Anónima cuya característica principal se refleja en que es

una sociedad cuyo capital está dividido en acciones negociables y sus accionistas

responden únicamente por el momento de sus aportaciones. Se administra por

mandatario, con mandato revocable cualquier momento. (Arias, 2006, p. 126)

(Congreso Nacional, 1999, p. 27)

3.5.8.1 Estimación de inversiones y costos

Las inversiones y los costos que se requieren para el presente proyecto se

detallan en la Tabla 3.18:

Tabla 3. 21. Resumen del monto de inversión que se requiere para iniciar la planta hidrometalúrgica de recuperación de platino, paladio y rodio

ORD. BIEN VALOR [USD]

1 Terrenos 80 000,00

2 Edificios 31 040,00

3 Muebles 3 590,00

4 Equipo y maquinaria 220 140,00

5 Equipos de Computación 7 500,00

6 Vehículos 45 000,00

7 Capital de trabajo 4 358 896,85

7 Materia prima 4 275 000,00

7 Gastos administrativos 2 209,30

7 Remuneraciones 79 687,55

7 Gastos de venta 2 000,00

8 Gastos de constitución 3 243,80

TOTAL INVERSIÓN 4 749 410,65

109

Para determinar el costo del terreno se realizó una investigación y consulta de los

precios de los terrenos disponibles y del costo de los mismos en el sector en el

que se ha destinado para implantación de la planta según la ubicación geográfica

que se describe a continuación:

País: Ecuador

Provincia: Pichincha

Cantón: Quito

Administración zonal: Tumbaco

Parroquia: Cumbayá

Dirección: Zona Industrial 2, Km 1 1/2 vía Sangolquí - Tambillo

El desglose de cada uno de los activos fijos se puede observar con mayor detalle

en el Anexo VIII; estos son: edificios, muebles, equipo y maquinaria, equipo de

computación y vehículos. Todos estos han sido determinados como resultado de

todo lo requerido para el correcto funcionamiento de la planta. El capital de trabajo

es la suma de la materia prima, gastos administrativos, remuneraciones y gastos

de venta que se tendría durante los primeros meses en los que no se tendrá

ingresos por ventas, por lo tanto se ha definido 2 meses en los cuales se tendría

estos gastos siendo esta la razón por la que debe ser considerado como parte de

la inversión inicial. Para la determinación de los costos de la empresa es

necesario partir de los costos de producción, los mismos que se muestran en la

Tabla 3.19.

Tabla 3. 22. Costos de producción estimados

DETALLE UNIDAD COSTO

UNITARIO COSTO APROXIMADO DE MERCADERÍA POR

AÑO [USD]

Catalizadores usados de automóviles

--- --- 5 000,00

Ácido clorhídrico 6 000 L 192,00 USD/L 1 150 000,00

Ácido nítrico 4 000 L 290,00 USD/L 1 160 000,00

Ácido Sulfúrico 4 500 L 258,00 USD/L 1 160 000,00

Energía 4,3 MWh 0,07 USD/kWh 300 000,00

Agua 700 000 m3 0,70 USD/m3 500 000,00

TOTAL 4 275 000,00

110

Los catalizadores no tienen costo, ya que en su gran mayoría son desechados,

sin embargo se ha previsto una cantidad estimada en el caso de que se requiera

su compra. El costo de los ácidos es estimado según la cantidad que se utiliza y

el precio en el mercado a las concentraciones requeridas, cabe mencionar que la

planta está diseñada con una recirculación de ácido, por lo que el consumo real

solamente se estimaría con la planta en funcionamiento. El consumo energético

se obtuvo con la ayuda del balance de energía realizado en la sección 3.5.7.

Para los gastos de administración se ha tomado en cuenta a los suministros de

oficina; los suministros de aseo y limpieza; y a los servicios como se muestra en

la Tabla 3.20.

Tabla 3. 23. Resultados estimados de los gastos de administración

DETALLE

UNIDAD DE

MEDIDA CATIDAD

COSTO UNITARIO

(USD)

COSTO TOTAL (USD)

COSTO POR AÑO (USD)

Suministros de oficina mes 1,00 218,65 218,65 2 623,80

Suministros de aseo y limpieza mes 1,00 281,00 281,00 3 372,00

Servicios 1,00 605,00 605,00 7 260,00

TOTAL 1 104,65 13 255,80

El detalle de cada uno de los suministros y servicios básicos requeridos se

muestra en el Anexo VIII.

Los gastos financieros comprenden los gastos en que se incurran, relacionados

con las operaciones financieras. Incluyen, entre otros, conceptos tales como:

intereses, gastos y comisiones bancarias pagados, por gastos, por fluctuaciones

de las tasas de cambio, multas, sanciones, morosidad e indemnizaciones,

descuentos por pronto pago y bonificaciones concedidas a los clientes y

cancelación de cuentas por cobrar. Para el caso de la empresa, se plantea que

anualmente el gasto financiero será el pago de la deuda que se tiene y que se

pretende pagar en 5 años como se muestra en la Tabla 3.21.

111

Tabla 3. 24. Resultados de la tabla de amortización del préstamo

AÑO VALOR DEUDA CUOTA ANUAL INTERÉS ANUAL

CUOTA PAGO

SALDO DE DEUDA

0 4 749 411 4 749 411,00

1 4 749 411 844 145,11 251 074,77 1 095 219,88 3 905 265,54

2 3 905 266 893 983,30 201 236,59 1 095 219,88 3 011 282,24

3 3 011 282 946 763,92 148 455,96 1 095 219,88 2 064 518,32

4 2 064 518 1 002 660,70 92 559,18 1 095 219,88 1 061 857,62

5 1 061 858 1 061 857,62 33 362,26 1 095 219,88 0,00

TOTALES 4 749 410,65 726 688,77 5 476 099,42

Finalmente en el rol de pagos se reconoce el sueldo según el cargo,

conocimientos profesionales y merecimientos de cada uno de los trabajadores

que conforman la empresa, además se reconocen los beneficios de ley

manifestados en el Código de Trabajo ecuatoriano tales como el décimo tercero,

el décimo cuarto sueldo y la aportación al IESS.

El presupuesto de nómina que se proyecta para el primer año de funcionamiento

se indica en la Tabla 3.22.

Tabla 3. 25. Presupuesto mensual de los sueldos de los empleados de la planta

MANO DE OBRA SUELDO

(USD)

DÉCIMO TERCERO

(USD)

DÉCIMO CUARTO

(USD)

APORTE AL IEES

(USD)

TOTAL (USD)

Gerente General 5 000,00 416,67 26,50 607,50 6 050,67

Secretaria 800,00 66,67 26,50 97,20 990,37

Contador 800,00 66,67 26,50 97,20 990,37

Chofer (4) 450,00 37,50 26,50 54,68 568,68

Ingenieros de planta (4) 10 000,00 833,33 26,50 1 215,00 12 074,83

Supervisores (4) 6 000,00 500,00 26,50 729,00 7 255,50

Operarios diurnos (4) 4 000,00 333,33 53,00 486,00 4 872,33

Jefe de producción 2 800,00 233,33 26,50 340,20 3 400,03

Analista de control de calidad (2) 3 000,00 250,00 26,50 364,50 3 641,00

COSTO MENSUAL 32 850,00 2 737,50 265,00 3 991,28 39 843,78

COSTO ANUAL 478 125,30

112

En resumen, los costos de la empresa se presentan en la Tabla 3.23.

Tabla 3. 26. Resumen de los costos fijos y los costos variables

DESCRIPCIÓN/PERIODO

PERIODO 1 PERIODO 2 PERIODO 3 PERIODO 4 PERIODO 5

COSTOS FIJOS

Depreciaciones 31 882,50 31 882,50 31 882,50 29 632,50 29 632,50

Sueldos 478 125,30 541 915,80 580 933,74 622 760,97 667 599,76

Gastos administrativos 13 255,80 13 520,92 13 791,33 14 067,16 14 348,50

Gastos de constitución 648,76 648,76 648,76 648,76 648,76

Gastos financieros 251 074,77 201 236,59 148 455,96 92 559,18 33 362,26

TOTAL COSTOS FIJOS 774 987,13 789 204,56 775 712,30 759 668,57 745 591,79

COSTOS VARIABLES

Costos y gastos de venta 24 000,00 24 480,00 24 969,60 25 468,99 25 978,37

Costos de producción 4 275 000,00 4 360 500,00 4 447 710,00 4 536 664,20 4 627 397,48

TOTAL COSTOS VARIABLES 4 299 000,00 4 384 980,00 4 472 679,60 4 562 133,19 4 653 375,86

TOTAL COSTOS DE

PRODUCCIÓN 5 073 987,13 5 174 184,56 5 248 391,90 5 321 801,76 5 398 967,64

INDICE DE PROYECCIÓN 0,02 0,02 0,02 0,02

Para los gastos de constitución se ha considerado todos aquellos que se incurre

en honorarios a abogados, la constitución en sí de la empresa, licencia de

funcionamiento y el registro de la marca y logotipo. Los gastos de venta o

comercialización se dan cuando se debita el valor actualizado del conjunto de

bienes o esfuerzos en que ha incurrido o va a incurrir la empresa desde el

momento en que los productos terminados ingresan en el almacén, hasta que

salen con destino al cliente o llegan a su poder. Estos gastos lo constituyen

principalmente la contratación del servicio de transporte de materias primas.

113

3.5.8.2 Estimación de las ventas

Conociendo la producción teórica sobre la base de los datos establecidos en

laboratorio, se puede hacer una estimación de las ventas conociendo que los

precios para el platino, paladio y rodio son 1 300 USD/oz, 550 USD/oz y 1 000

USD/oz respectivamente en promedio en los últimos años, pudiendo subir o bajar

de acuerdo a condiciones del mercado (Kitco Gold Index, 2014). Los resultados

de la estimación de las ventas se muestran en la Tabla 3.24.

Tabla 3. 27. Estimación de las ventas

CO

NC

EP

TO

CA

NT

IDA

D (

oz)

PR

EC

IO (

US

D/o

z)

VE

NT

A

ME

NS

UA

L (

US

D)

VE

NT

A A

ÑO

1

(US

D)

VE

NT

A A

ÑO

2

(US

D)

VE

NT

A A

ÑO

3

(US

D)

VE

NT

A A

ÑO

4

(US

D)

VE

NT

A A

ÑO

5

(US

D)

Concentrado del depósito catódico (oz) 600 950 570 000 6,84E+06 6,98E+06 7,12E+06 7,26E+06 7,40E+06

Concentrado de lodos (oz) 300 900 270 000 3,24E+06 3,30E+06 3,37E+06 3,44E+06 3,51E+06

VENTA TOTAL 840 000 1,01E+07 1,03E+07 1,05E+07 1,07E+07 1,09E+07

INDICE DE PROYECCIÓN 0,02 0,02 0,02 0,02 0,02

Si la eficiencia en el proceso electrolítico fuese del 100% las recuperaciones de

platino, paladio y rodio bordean las 1 300 onzas en total, es decir, tanto de

concentrado de depósito catódico más los lodos. Como esto no se da, se estima

producir 900 onzas en total de las cuales 600 se obtienen como depósito catódico

y 300 como lodos. El precio que se estima implantar en el mercado para el

concentrado catódico es el promedio de cada uno de los precios de los tres

metales resultando en 950 USD/oz ya que se puede refinar el concentrado con

mayor tecnología y obtener buenos beneficios. Para los lodos el precio es

ligeramente menor debido a su calidad es menor.

114

3.5.8.3 Flujo de caja de la inversión

Se entiende por flujo de caja a los flujos de entrada y salida de caja o efectivo en

un periodo determinado. Es la acumulación neta de activos líquidos en un periodo

dado y es un indicador de la liquidez de una empresa; el que una empresa sea

rentable no significa que necesariamente deba poseer liquidez porque la empresa

puede tener problemas de efectivo.

En el flujo de caja se reporta el efecto de las actividades de inversión, operación y

financiamiento de los flujos de efectivo a lo largo de un periodo contable.

En la Tabla 3.25 se muestra el flujo de caja para 5 años de operación de la

empresa. En ella se puede notar que la empresa siempre dispondrá de dinero en

efectivo a pesar de los costos, del pago de los intereses, de las depreciaciones y

del pago del préstamo solicitado y esto es gracias a la cantidad de dinero que

ingresa por motivo de ventas. Se puede notar también que la empresa tendrá

grandes utilidades, razón por la que se puede concluir que el proyecto a más de

ser rentable (a comprobarse más adelante con el TIR y el VAN) también es

seguro en cuanto a liquidez.

11

5

Tab

la 3

. 28.

Flu

jo d

e ca

ja

CO

NC

EP

TO

P

ER

IOD

O 1

P

ER

IOD

O 2

P

ER

IOD

O 3

P

ER

IOD

O 4

P

ER

IOD

O 5

Ven

tas

Pro

yect

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10

080

000

,00

10 2

81 6

00,0

0 10

487

232

,00

10 6

96 9

76,6

4 10

910

916

,17

(-)

Cos

tos

4 79

0 38

1,10

4

940

416,

72

5 06

7 40

4,67

5

198

961,

32

5 33

5 32

4,12

Uti

lidad

Bru

ta

5 28

9 61

8,90

5

341

183,

28

5 41

9 82

7,33

5

498

015,

32

5 57

5 59

2,05

(-)

Dep

reci

acio

nes

31 8

82,5

0 31

882

,50

31 8

82,5

0 29

632

,50

29 6

32,5

0

(-)

Am

orti

zaci

ones

de

gast

os d

e co

nsti

tuci

ón

648,

76

648,

76

648,

76

648,

76

648,

76

Uti

lidad

Ope

raci

onal

5

257

087,

64

5 30

8 65

2,02

5

387

296,

07

5 46

7 73

4,06

5

545

310,

79

(-)

Inte

rés

251

074,

77

201

236,

59

148

455,

96

92 5

59,1

8 33

362

,26

Uti

lidad

ant

es d

e im

pue

stos

5

006

012,

87

5 10

7 41

5,44

5

238

840,

10

5 37

5 17

4,88

5

511

948,

53

15%

dis

trib

ució

n em

ple

ados

75

0 90

1,93

76

6 11

2,32

78

5 82

6,02

80

6 27

6,23

82

6 79

2,28

Uti

lidad

ant

es d

e im

pue

stos

4

255

110,

94

4 34

1 30

3,12

4

453

014,

09

4 56

8 89

8,65

4

685

156,

25

25 %

de

Imp

uest

o a

la R

enta

1

063

777,

73

1 08

5 32

5,78

1

113

253,

52

1 14

2 22

4,66

1

171

289,

06

Uti

lidad

Net

a 3

191

333,

20

3 25

5 97

7,34

3

339

760,

57

3 42

6 67

3,98

3

513

867,

19

(+)

Dep

reci

acio

nes

31 8

82,5

0 31

882

,50

31 8

82,5

0 29

632

,50

29 6

32,5

0

(+)

Am

orti

zaci

ones

de

gast

os d

e co

nsti

tuci

ón

648,

76

648,

76

648,

76

648,

76

648,

76

(-)

Am

orti

zaci

ón p

rést

amo

844

145,

11

893

983,

30

946

763,

92

1 00

2 66

0,70

1

061

857,

62

FL

UJO

NE

TO

DE

CA

JA P

RO

YE

CT

AD

O

2 37

9 71

9,35

2

394

525,

30

2 42

5 52

7,91

2

454

294,

54

2 48

2 29

0,83

116

3.5.8.4 Balance general

El balance general es el informe financiero en el que se manifiesta el patrimonio

de una empresa en un momento determinado. Se constituye por tres conceptos,

los activos, los pasivos y el patrimonio neto.

Los activos corresponden a aquellas cuentas cuyos valores posee la empresa,

son susceptibles de traer dinero en un futuro ya sea por su uso, venta o cambio.

Los pasivos conforman aquellas cuentas en las que se muestran las obligaciones

de la empresa tales como préstamos, compras con pago diferido, etc. El

patrimonio neto es la diferencia entre los activos y los pasivos y representa las

aportaciones de los accionistas y los dividendos no repartidos.

El balance general proyectado a 5 años se presenta a continuación:

11

7

Tab

la 3

. 29.

Bal

ance

gen

eral

PE

RIO

DO

0

PE

RIO

DO

1

PE

RIO

DO

2

PE

RIO

DO

3

PE

RIO

DO

4

PE

RIO

DO

5

AC

TIV

OS

Act

ivos

cor

rien

tes

4 35

8 89

6,85

6

739

921,

20

9 13

5 75

1,51

11

562

584

,41

14 0

18 1

83,9

5 16

501

779

,78

Caj

a 4

358

896,

85

6 73

9 92

1,20

9

135

751,

51

11 5

62 5

84,4

1 14

018

183

,95

16 5

01 7

79,7

8

Act

ivos

fij

os

387

270,

00

351

787,

50

316

305,

00

280

822,

50

247

590,

00

214

357,

50

Inm

ueb

les

111

040,

00

111

040,

00

111

040,

00

111

040,

00

111

040,

00

111

040,

00

Mue

bles

, eq

uipo

y m

aqui

nari

a 22

3 73

0,00

22

3 73

0,00

22

3 73

0,00

22

3 73

0,00

22

3 73

0,00

22

3 73

0,00

Veh

ícul

os

45 0

00,0

0 45

000

,00

45 0

00,0

0 45

000

,00

45 0

00,0

0 45

000

,00

equi

pos

de o

fici

na

7 50

0,00

7

500,

00

7 50

0,00

7

500,

00

7 50

0,00

7

500,

00

Dep

reci

ació

n ac

tivo

s fi

jos

0,00

35

482

,50

70 9

65,0

0 10

6 44

7,50

13

9 68

0,00

17

2 91

2,50

Act

ivos

dif

erid

os

3 24

4 2

595,

04

1 94

6,28

1

297,

52

648,

76

0,00

Gas

tos

de c

onst

ituc

ión

y or

gan

3

243,

80

3 24

3,80

3

243,

80

3 24

3,80

3

243,

80

3 24

3,80

(-)

Am

orti

zaci

ón g

asto

s 0

648,

76

1 29

7,52

1

946,

28

2 59

5,04

3

243,

80

TO

TA

L A

CT

IVO

S

4 74

9 41

0,65

7

094

303,

74

9 45

4 00

2,79

11

844

704

,43

14 2

66 4

22,7

1 16

716

137

,28

PA

SIV

OS

Pas

ivos

a c

orto

pla

zo

0,00

0,

00

0,00

0,

00

0,00

Pas

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a la

rgo

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o 4

749

410,

65

3 90

5 26

5,54

3

011

282,

24

2 06

4 51

8,32

1

061

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62

0,00

Cré

dit

o b

anca

rio

4 74

9 41

0,65

3

905

265,

54

3 01

1 28

2,24

2

064

518,

32

1 06

1 85

7,62

0,

00

TO

TA

L P

AS

IVO

S

4 74

9 41

0,65

3

905

265,

54

3 01

1 28

2,24

2

064

518,

32

1 06

1 85

7,62

0,

00

11

8

Tab

la 3

26

Bal

ance

gen

eral

(co

ntin

uaci

ón…

)

PA

TR

IMO

NIO

Cap

ital

0,

00

0,00

0,

00

0,00

0,

00

0,00

Uti

lidad

o p

érd

ida

del e

jerc

icio

0

3 18

9 03

8,20

6

442

720,

54

9 78

0 18

6,11

13

204

565

,09

16 7

16 1

37,2

8

TO

TA

L P

AT

RIM

ON

IO

0,00

3

189

038,

20

6 44

2 72

0,54

9

780

186,

11

13 2

04 5

65,0

9 16

716

137

,28

TO

TA

L P

AS

IVO

Y P

AT

RIM

ON

IO

4 74

9 41

0,65

7

094

303,

74

9 45

4 00

2,79

11

844

704

,43

14 2

66 4

22,7

1 16

716

137

,28

119

3.5.8.5 Valor Actual Neto (VAN) y tasa interna de retorno (TIR) del proyecto

Los valores de estos indicadores de factibilidad se han obtenido sobre la base de

todo el estudio financiero mostrado hasta el momento, obteniéndose los

siguientes resultados.

Tabla 3. 30. Flujos de caja y valor del VAN

Inversión (USD) 4 749 410,65

Flujo año 1 (USD) 2 381 024,35

Flujo año 2 (USD) 2 395 830,30

Flujo año 3 (USD) 2 426 832,91

Flujo año 4 (USD) 2 455 599,54

Flujo año 5 (USD) 2 483 595,83

VAN 2 648 702,27

Como el valor del VAN corresponde a un valor positivo significaría que las

ganancias producidas por la inversión estarían por encima de la rentabilidad

exigida por lo que el proyecto es completamente viable. En la Figura 3.22 se

observa la determinación gráfica del TIR.

Figura 3. 22. Determinación gráfica del TIR

42%

-3000000

-2000000

-1000000

0

1000000

2000000

3000000

4000000

5000000

6000000

7000000

0% 20% 40% 60% 80% 100% 120%

VA

N

Tmar

Van

TIR

120

El TIR resulta ser igual a 42% que es mucho mayor a la tasa mínima atractiva de

retorno considerada (TMAR) del 19% con el que se obtiene un VAN > 0 por lo que

se concluye que el proyecto es viable. Resulta mejor invertir en el negocio que

depositar el dinero en el banco que paga un interés entre el 8 y el 11%.

3.5.8.6 Periodo de recuperación de la inversión (PRI)

El periodo de recuperación de la inversión (PRI) es uno de los métodos que en el

corto plazo puede tener el favoritismo de algunas personas a la hora de evaluar

sus proyectos de inversión. Por su facilidad de cálculo y aplicación, el periodo de

recuperación de la inversión es considerado un indicador que mide tanto la

liquidez del proyecto como también el riesgo relativo pues permite anticipar los

eventos en el corto plazo. Su cálculo procede como se indica en la ecuación 3.44.

[3.44]

121

4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

4.1 CONCLUSIONES

· Los catalizadores usados de los automóviles se desechan sin darles ningún

uso adicional en la gran mayoría de provincias de nuestro país y su contenido

de metales preciosos como el platino, el paladio y el rodio es evidente en

cantidades que dependen del tipo de catalizador y de la marca del automóvil.

· La muestra heterogénea de catalizadores usados de los automóviles

recolectada posee aproximadamente un 0,033% de platino, 0,017% de paladio

y 0,004% de rodio impregnados en la superficie porosa de la matriz cerámica

del catalizador conformada principalmente por cordierita (Mg2Al4Si5O18) en un

64%, coesita (SiO2) en un 27% y annite (KFe3AlSi3O10(OH)2) en un 9%.

· La concentración más adecuada de los agentes lixiviantes es del 80% para

HCl con HNO3 en proporción 3:1 y 1:3, y del 60% para el H2SO4 saturado con

NaCl. Esta concentración es para obtener eficiencias elevadas en 12 horas de

lixiviación, ya que no se descarta realizar lixiviaciones con mayor tiempo y

concentraciones menores siempre y cuando se renueve el agente lixiviante

paulatinamente.

· El porcentaje de sólidos y el agente lixiviante más eficiente son 10% y el HCl

con HNO3 en proporción 3:1; recuperando el 82% de platino, 92% de paladio y

100% de rodio. Con el HCl y HNO3 en proporción 1:3 se obtuvieron menores

recuperaciones. El H2SO4 saturado con NaCl presenta recuperaciones también

menores pero representa una alternativa en el proceso ya que sus

recuperaciones son del 80%, 63% y 100% para el platino, paladio y rodio

respectivamente.

· La recuperación de platino, paladio y rodio varía a medida que incrementa o

disminuye el contenido de sólidos en la lixiviación. Dicha variación depende

122

del agente lixiviante e incluso del metal del que se esté tratando. Con el HCl y

HNO3 en proporción 3:1 las recuperaciones disminuyen a medida que

incrementa el porcentaje de sólidos; con el HCl y HNO3 en proporción 1:3 es

decreciente para el platino y el rodio mientras que el paladio tiene un

comportamiento inverso; y finalmente el H2SO4 saturado con NaCl tiene un

comportamiento totalmente anómalo ya que empieza con recuperaciones altas

para luego disminuir y finalmente incrementarse.

· El HNO3 tiene selectividad con el paladio por la reacción exclusiva que con

este elemento lleva a cabo. No recupera eficientemente a los otros metales, se

requiere del HCl para hacerlo.

· Para producir los complejos cloro-platínicos ( , ), cloro-paládicos

( ) y cloro-ródicos ( ) se requiere que en el medio

lixiviante existan iones cloro que los aporta el HCl o el NaCl y el potencial

hidrógeno adecuado que es regulado por los iones hidrógeno provenientes del

HNO3 y H2SO4 según sea el caso.

· La cinética que sigue la lixiviación del HCl y HNO3 en proporción 3:1 permite la

recuperación máxima en 4 horas sin renovar el agente lixiviante y para el caso

H2SO4 saturado con NaCl la recuperación se da en 7 horas.

· De las tres densidades de corriente en las que se trabajó, la que resultó ser la

más eficiente en cuanto a recuperación de los metales de interés fue la de 600

A/m2. Una densidad de corriente muy baja como la de 200 demora mucho en

la recuperación. Cuando la densidad de corriente sobrepasa los 600 amperios

por metro cuadrado, el tiempo de recuperación disminuye pero los porcentajes

de recuperación también, además el electrodo de plomo tiende a corroerse

mucho más rápido.

· La densidad de corriente adecuada es de 600 A/m2 en 25 minutos de

operación obteniendo recuperaciones de 55% de platino, 64% de paladio y

51% de rodio.

123

· Las condiciones físicas de la deposición metálica ya sea en el fondo de la

celda o en el cátodo están regidas por los fenómenos que hay detrás de la

cristalización propiciada por el paso de corriente eléctrica a través de un

electrodo.

· La inversión que se requiere para la instalación y puesta en marcha de la

planta hidrometalurgica de recuperación de platino, paladio y rodio es de

4.749.410,65 dólares, con una proyección de ventas de 1,01*107 dólares al

año que permiten tener una utilidad, haciendo que el VAN tenga un valor

positivo de 2.648.702 dólares y una TIR de 42%. La recuperación de la

inversión se estima en 2,38 años.

124

4.2 RECOMENDACIONES

· Se recomienda realizar ensayos de lixiviación con nuevos agentes lixiviantes

que sean mucho más fáciles de manipular, como ácidos orgánicos, sales de

cloro o cianuro de hidrógeno.

· Realizar los ensayos por tiempos mayores con menor concentración de

ácidos con el fin de determinar iguales o mayores recuperaciones con menor

cantidad de ácidos.

· Ensayar los experimentos a nivel piloto, ya que los tiempos y efectividad de los

procesos suelen variar cuando se manejan a escala industrial, ya que todas

las pruebas para la obtención de platino, paladio y rodio fueron realizadas a

nivel de laboratorio, todo esto se debería hacer ya que los indicadores

económicos del proyecto son prometedores.

· Someter a las soluciones lixiviadas a una separación química de cada uno de

los metales mediante métodos como la precipitación, con la finalidad de

obtener nuevas soluciones que tengan platino, paladio y rodio por separado de

modo que se tenga concentrados de estos metales puros.

· Realizar ensayos de electrodeposición de mayor precisión, es decir, con

potenciales más precisos y con electrodos puros de platino, paladio o rodio de

modo que se pueda ahondar en la refinación de los mismos.

· Investigar piro metalúrgicamente la carga fundente que sea adecuada según

los datos bibliográficos propuestos en este trabajo y no con reactivos

tradicionales para los ensayos de oro y plata en los que el litargirio es el

recolector de los metales preciosos.

125

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129

ANEXOS

130

ANEXO I

DETERMINACIÓN DEL d80

Muestra: Catalizadores usados de automóviles

Ensayo: 1

Objetivo: Determinación del tamaño de partícula (d80)

Condiciones de la muestra

Peso 250 g

Tabla AI. 1. Datos necesarios para la determinación del d80

Malla Tamaño (μm) Retenido (g) % Retenido % Retenido acumulado

% Pasado acumulado

20 841,00 7,20 2,95 2,95 97,05

30 595,00 26,20 10,73 13,68 86,32

40 420,00 20,40 8,35 22,03 77,97

50 297,00 56,80 23,26 45,29 54,71

60 250,00 31,70 12,98 58,27 41,73

70 210,00 18,10 7,41 65,68 34,32

80 177,00 12,10 4,95 70,64 29,36

100 149,00 16,80 6,88 77,52 22,48

150 105,00 15,20 6,22 83,74 16,26

200 74,00 10,80 4,42 88,17 11,83

270 53,00 9,60 3,93 92,10 7,90

325 44,00 4,70 1,92 94,02 5,98

400 37,00 12,70 5,20 99,22 0,78

< 400 0,00 1,90 0,78 100,00 0,00

244,20 100,00

131

ANEXO II

DETERMINACIÓN DE LA DENSIDAD REAL Y LA DENSIDAD APARENTE

· Cálculo de la densidad aparente:

· Cálculo de la densidad real:

132

ANEXO III

RESULTADOS DE LAS RECUPERACIONES DE PLATINO, PALADIO Y RODIO CON LAS DISTINTAS CARGAS FUNDENTES UTILIZADAS EN EL ENSAYO AL

FUEGO


Ensayo: 2

Objetivo: Caracterizar la muestra

Condiciones de operación:

Peso de muestra: 30 gramos

Temperatura: 800 – 960 °C

Tiempo: 60 minutos

Tabla AIII. 1. Recuperaciones de platino, paladio y rodio con la carga fundente 1


(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Ensayo al fuego 0,033 0,017 0,004


Ensayo: 3





Tiempo: 60 minutos



(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Ensayo al fuego 0,026 0,008 0,003


Ensayo: 4

133





Tiempo: 60 minutos



(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Ensayo al fuego 0,030 0,011 0,002


Ensayo: 5





Tiempo: 60 minutos



(%) Contenido de Pd

(%) Contenido de Rh

(%)

Ensayo al fuego 0,029 0,009 0,003

134

ANEXO IV

BALANCES METALÚRGICOS DE LA DETERMINACIÓN DE CONDICIONES DE LIXIVIACIÓN

13

5

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o. 1

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0,00

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13

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8

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13

9

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6

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8

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14

5

Fic

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11

M

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17

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80

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6

Sol

ució

n dé

bil

55

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4

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o

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8

Fic

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M

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ra

Cat

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19

O

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Sol

ució

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1,66

67

100,

00

0,

8333

10

0,00

0,22

54

100,

00

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Fic

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M

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ra

Cat

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ador

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Ens

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O

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D

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67

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ador

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00

Sol

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1,66

67

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10

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12

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Fic

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Cat

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ador

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Ens

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O

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1,66

67

100,

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0,

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10

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ador

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ador

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Ens

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Sol

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Pre

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itad

o

1,

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al

1,66

67

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8333

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67

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Sol

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o

1,

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Tot

al

1,66

67

100,

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8333

10

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0,21

67

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bil

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Pre

cip

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o

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Tot

al

1,66

67

100,

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8333

10

0,00

0,21

67

100,

00

156

ANEXO V

BALANCES METALÚRGICOS DEL ESTUDIO DE LA CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN

15

7

Fic

ha t

écn

ica

No.

22

M

uest

ra

Cat

aliz

ador

es u

sado

s de

aut

omóv

iles

Ens

ayo

27

O

bjet

ivo:

D

eter

min

ar e

l tie

mpo

en

el q

ue s

e ob

tiene

la m

áxim

a re

cupe

raci

ón d

e P

t, P

d y

Rh

Con

dic

ion

es d

e op

erac

ión

Pes

o de

l min

eral

5

g P

orce

ntaj

e de

sól

idos

10

%

Age

nte

lixiv

iant

e H

Cl y

HN

O3

(3:1

) al

80%

de

conc

entr

ació

n T

iem

po d

e lix

ivia

ción

12

h

Vel

ocid

ad d

e ag

itaci

ón

500

rpm

Tie

mpo

(m

in)

% d

e R

ecup

erac

ión

Con

cent

raci

ón [

mg/

L]

Pt

Pd

R

h P

t P

d

Rh

0 0

0 0

0,00

0,

00

0,00

30

70,8

0 79

,32

96,9

2 11

,80

6,61

2,

10

60

73,2

0 78

,84

100,

00

12,2

0 6,

57

2,20

120

83,4

0 80

,40

100,

00

13,9

0 6,

70

2,60

180

82,5

0 82

,38

100,

00

13,8

0 6,

87

2,60

240

81,6

0 84

,36

100,

00

13,6

0 7,

03

2,60

300

76,2

0 77

,88

99,2

3 12

,70

6,49

2,

20

360

70,8

0 71

,40

78,4

6 11

,80

5,95

1,

70

420

78,6

0 83

,52

87,6

9 13

,10

6,96

1,

90

480

75,3

0 80

,52

92,3

1 12

,60

6,71

2,

00

540

72,0

0 74

,28

78,4

6 12

,00

6,19

1,

70

600

77,4

0 80

,76

87,6

9 12

,90

6,73

1,

90

660

70,8

0 77

,40

83,0

8 11

,80

6,45

1,

80

15

8

Fic

ha t

écn

ica

No.

23

Mue

stra

C

atal

izad

ores

usa

dos

de a

utom

óvile

s

E

nsay

o

28

Obj

etiv

o:

Det

erm

inar

el t

iem

po e

n el

que

se

obtie

ne la

máx

ima

recu

pera

ción

de

Pt,

Pd

y R

h C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

P

eso

del m

iner

al

5 g

Por

cent

aje

de s

ólid

os

10 %

Age

nte

lixiv

iant

e H

2SO

4 al

60%

de

conc

entr

ació

n sa

tura

do d

e N

aCl

Tie

mpo

de

lixiv

iaci

ón

12 h

V

eloc

idad

de

agita

ción

50

0 rp

m

T

iem

po

(min

) %

de

Rec

uper

ació

n C

once

ntra

ción

[m

g/L

]

Pt

Pd

R

h P

t P

d

Rh

0 0

0 0

1,50

1,

11

0,50

30

42,0

0 33

,92

79,9

2 2,

00

1,16

0,

50

60

45,0

0 34

,52

81,7

7 2,

50

1,21

0,

60

120

48,0

0 35

,12

83,6

2 3,

00

1,26

0,

60

180

51,0

0 35

,72

85,4

6 3,

50

1,31

0,

70

240

54,0

0 36

,32

87,3

1 4,

00

1,36

0,

70

300

55,8

0 40

,64

87,3

1 4,

30

1,72

0,

70

360

55,2

0 42

,08

88,6

9 4,

20

1,84

0,

70

420

63,0

0 43

,76

91,0

0 5,

50

1,98

0,

80

480

56,4

0 52

,28

92,3

8 4,

40

2,69

0,

80

540

57,0

0 66

,32

87,3

1 4,

50

3,86

0,

70

600

55,2

0 63

,32

82,6

9 4,

20

3,61

0,

60

660

71,4

0 59

,60

80,3

8 6,

90

3,30

0,

60

159

ANEXO VI

RESULTADOS DE LA ELECTRODEPOSICIÓN

16

0

Fic

ha t

écn

ica

No.

25

Mue

stra

C

atal

izad

ores

usa

dos

de a

utom

óvile

s

E

nsay

o

30

Obj

etiv

o:

Det

erm

inar

el t

iem

po e

n el

que

se

obtie

ne la

máx

ima

recu

pera

ción

de

Pt,

Pd

y R

h C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

V

olum

en d

e so

luci

ón

400

mL

In

tens

idad

de

corr

ient

e

0,28

A

Den

sida

d de

cor

rien

te

200

A/m

2

pH

1,10

Tie

mpo

[m

in]

Inte

nsid

ad d

e co

rrie

nte

[A]

pH

Pes

o in

icia

l de

la p

laca

[g

] P

eso

fina

l de

la p

laca

[g

]

0 0,

26

1,10

26

,206

26

,206

5 0,

27

1,10

26

,206

26

,207

10

0,26

1,

00

26,2

07

26,2

08

15

0,28

0,

90

26,2

08

26,2

11

20

0,27

0,

90

26,2

11

26,2

16

25

0,26

0,

80

26,2

16

26,2

18

30

0,25

0,

90

26,2

18

26,2

19

35

0,26

0,

80

26,2

19

26,2

21

40

0,27

0,

70

26,2

21

26,2

22

45

0,27

0,

60

26,2

22

26,2

25

50

0,27

0,

60

26,2

25

26,2

29

55

0,26

0,

50

26,2

29

26,2

32

60

0,29

0,

50

26,2

32

26,2

33

65

0,30

0,

50

26,2

33

26,2

33

70

0,26

0,

50

26,2

33

26,2

34

16

1

Fic

ha t

écn

ica

No.

26

Mue

stra

C

atal

izad

ores

usa

dos

de a

utom

óvile

s

E

nsay

o

29

Obj

etiv

o:

Det

erm

inar

el t

iem

po e

n el

que

se

obtie

ne la

máx

ima

recu

pera

ción

de

Pt,

Pd

y R

h C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

V

olum

en d

e so

luci

ón

400

mL

In

tens

idad

de

corr

ient

e

0,78

A

Den

sida

d de

cor

rien

te

600

A/m

2

pH

1,10

V

eloc

idad

de

agita

ción

N

ingu

na

Tie

mpo

[m

in]

Inte

nsid

ad d

e co

rrie

nte

[A]

pH

Pes

o in

icia

l de

la

plac

a [

g]

Pes

o fi

nal d

e la

pl

aca

[g]

%

de

recu

pera

ción

de

l pla

tino

%

de

recu

pera

ción

de

l pal

adio

%

de

recu

pera

ción

de

l rod

io

0 0,

78

1,10

26

,101

26

,101

0%

0%

0%

5 0,

78

1,00

26

,101

26

,107

12

%

15%

13

%

10

0,79

0,

80

26,1

07

26,1

17

19%

20

%

26%

15

0,80

0,

60

26,1

17

26,1

32

27%

38

%

37%

20

0,79

0,

40

26,1

32

26,1

53

39%

51

%

44%

25

0,77

0,

20

26,1

53

26,1

81

55%

64

%

51%

30

0,77

0,

20

26,1

81

26,1

82

55%

64

%

51%

35

0,78

0,

20

26,1

82

26,1

83

55%

64

%

51%

40

0,79

0,

20

26,1

83

26,1

83

55%

64

%

51%

16

2

Fic

ha t

écn

ica

No.

27

M

uest

ra

Cat

aliz

ador

es u

sado

s de

aut

omóv

iles

Ens

ayo

31

O

bjet

ivo:

D

eter

min

ar e

l tie

mpo

en

el q

ue s

e ob

tiene

la m

áxim

a re

cupe

raci

ón d

e P

t, P

d y

Rh

Con

dic

ion

es d

e op

erac

ión

Vol

umen

de

solu

ción

40

0 m

L

Inte

nsid

ad d

e co

rrie

nte

1,

32 A

D

ensi

dad

de c

orri

ente

10

00 A

/m2

pH

1,10

Tie

mpo

[m

in]

Inte

nsid

ad d

e co

rrie

nte

[A]

pH

Pes

o in

icia

l de

la p

laca

[g

] P

eso

fina

l de

la p

laca

[g

]

0 1,

30

1,10

27

,123

27

,123

5 1,

33

1,00

27

,123

27

,124

10

1,34

0,

90

27,1

24

27,1

31

15

1,32

0,

70

27,1

31

27,1

31

20

1,29

0,

70

27,1

31

27,1

31

25

1,31

0,

70

27,1

31

27,1

32

30

1,30

0,

60

27,1

32

27,1

32

35

1,30

0,

50

27,1

32

27,1

33

16

3

Fic

ha t

écn

ica

No.

28

M

uest

ra

Sol

ució

n so

met

ida

a el

ectr

ólis

is

Ens

ayo

33

O

bjet

ivo:

D

eter

min

ar la

con

cent

raci

ón d

e pl

atin

o, p

alad

io y

rod

io a

l fin

al

de la

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ctró

lisis

C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

V

olum

en

160

ml

Age

nte

lixiv

iant

e H

Cl y

HN

O3

(3:1

) al

80%

de

conc

entr

ació

n D

ensi

dad

de c

orri

ente

20

0A/m

2

P

lati

no

Pal

adio

R

odio

Volumen

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

[ml]

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

160

25,9

4,

14

6,59

37

,14

11,3

1 1,

81

3,71

51

,17

3,8

0,61

1,

04

41,5

4

16

4

Fic

ha t

écn

ica

No.

29

M

uest

ra

Sol

ució

n so

met

ida

a el

ectr

ólis

is

Ens

ayo

34

O

bjet

ivo:

D

eter

min

ar la

con

cent

raci

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e pl

atin

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alad

io y

rod

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l fin

al

de la

ele

ctró

lisis

C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

V

olum

en

160

ml

Age

nte

lixiv

iant

e H

Cl y

HN

O3

(3:1

) al

80%

de

conc

entr

ació

n D

ensi

dad

de c

orri

ente

60

0A/m

2

P

lati

no

Pal

adio

R

odio

Volumen

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

[ml]

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

160

18,4

2,

94

6,59

55

,34

8,31

1,

33

3,71

64

,12

3,2

0,51

1,

04

50,7

7

16

5

Fic

ha t

écn

ica

No.

30

M

uest

ra

Sol

ució

n so

met

ida

a el

ectr

ólis

is

Ens

ayo

35

O

bjet

ivo:

D

eter

min

ar la

con

cent

raci

ón d

e pl

atin

o, p

alad

io y

rod

io a

l fin

al

de la

ele

ctró

lisis

C

ond

icio

nes

de

oper

ació

n

V

olum

en

160

ml

Age

nte

lixiv

iant

e H

Cl y

HN

O3

(3:1

) al

80%

de

conc

entr

ació

n D

ensi

dad

de c

orri

ente

10

00A

/m2

P

lati

no

Pal

adio

R

odio

Volumen

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

Con

cent

raci

ón

Mas

a fi

nal

Mas

a in

icia

l

Recuperación

[ml]

[m

g/L

] [m

g]

[mg]

%

[m

g/L

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g]

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g/L

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g]

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%

160

32,5

5,

20

6,59

21

,12

14,3

2 2,

29

3,71

38

,17

5,7

0,90

1,

04

13,0

8

166

ANEXO VII

CATÁLOGOS DE LOS EQUIPOS PRINCIPALES DE LA PLANTA HIDROMETALÚRGICA

167

Ficha técnica No. 31 SILO DE ALMACENAMIENTO (ORE BIN)

Dimensiones Longitud*Anhcho*Altura (mm): 3450x4230x7360

http://www.iceengineering.com.au/project-experience

168

Ficha técnica No. 32

TRITURACIÓN (TRITURADORA DE CONO)

Marcy Gy-Roll.

Fundición de acero cóncavas y desgaste mantel placas de manganeso.

Soporte opcional disponible.

ESPECIFICACIONES TÉCNICAS (6 "- 130 lbs / hr, 10" - 260 libras / hr)

http://www.sepor.com/wp-content/uploads/2014/07/Gyroll-Cone-Crushers.pdf

169


BANDA TRANSPORTADORA

Se puede utilizar una banda de fabricación nacional para el transporte del mineral que pasa

por el tamiz de 1” desde la trituración hasta el molino de bolas. Se puede utilizar una

banda transportadora NORDBERG de unos 3m de longitud con velocidad regulable de

entre 0.005 a 0.5 m/s. El consumo es de aproximadamente 20 HP. Se debe utilizar

preferentemente con el material seco.

http://www.metso.com/es/miningandconstruction/mineriayconstruccion.nsf/WebWID/WTB-091027-22576-62146?OpenDocument

170


MOLINO DE BOLAS (BALL MILL)

FC Bono Grinding Mill Test

Molino de bolas 30cm x 30cm

Funciona a 70 RPM, cuenta-revoluciones automático, motor síncrono, embrague eléctrico

operando sin problemas.

Incluye carga de bolas.

La capacidad va desde 4.2 a 7.9 L.

http://www.sepor.com/wp-content/uploads/2013/11/FCBond-Mill.pdf

171


BOMBA PARA LODOS

El diseño de la bomba Warman® SCH M facilita y agiliza el mantenimiento. El reemplazo

de las piezas de desgaste se puede realizar en el lugar. La caja compuesta de dos partes

permite reemplazar la envoltura de la cubierta frontal desgastada sin cambiar toda la caja.

Se recomiendan las bombas de metal para manipular lodos que contienen partículas

cortantes y de mayor tamaño.

La bomba Warman® SCH C anteriormente se comercializaba con la marca Schabaver®

http://es.weirminerals.com/products__services/centrifugal_slurry_pumps/horizontal_slurry_pumps/warman_sch_m_pump.aspx?tab=features

172


HIDROCICLÓN

Estos separadores de arena (hidrociclones) han sido diseñados para aplicaciones agrícolas,

urbanas e industriales. Los separadores de arena emplean la fuerza centrífuga para separar

las partículas de suciedad y arena suspendidas en el agua. Todos los productos

de YAMIT han sido probados por un equipo de ingenieros del Instituto de Normalización.

http://spanish.yamit-f.com/english/Product.aspx?Product=131&Category=24

173


TANQUE AGITADO DE LIXIVIACIÓN HANGZHOU HAISHUN PHARMACEUTICAL MACHINERY CO., LTD

Technical parameter

Model Normal

volume(L) Diameter(mm) Hight(mm)

Diameter of inlet outlet

MT-600 600 950 2000 51 MT -1 1000 1200 2200 51

MT -1.5 1500 1250 2400 51 MT -2 2000 1380 2670 51

MT -2.5 2500 1600 2880 51 MT -3 3000 1700 3170 51

MT -3.5 3500 1850 3370 51 MT -4 4000 1950 3500 51 MT-5 5000 2200 3680 51 MT -8 8000 2300 3850 51

MT -10 10000 2500 3950 51 MT-15 15000 2700 4200 51

174

El material del que está fabricado es de acero inoxidable de diferentes volúmenes según el

modelo que se requiera. Especificaciones especiales, dimensiones o requerimientos pueden

ser tomados en cuenta de acuerdo a los requerimientos de los clientes.

http://haishun.en.alibaba.com/product/1690419841-

212583947/Stainless_Steel_Mxing_Tank_CE_certificate_.html

175


FILTRO DE PRENSA DRACO

https://www.interempresas.net/FeriaVirtual/Catalogos_y_documentos/190001/FP-Draco-Toro-Equipment-Especificaciones-Te--769-cnicas-WEB.pdf

176


MEMBRANA BIELECTROLÍTICA CMI-7000 Cation Exchange Membranes Technical Specifications

http://www.membranesinternational.com/tech-cmi.htm

177

ANEXO VIII

RESULTADOS DEL ESTUDIO DEL ANÁLISIS DE PREFACTIBILIDAD ECONÓMICA

178

Tabla AVIII 1. Inventario de activos fijos requeridos

TERRENOS

DETALLE CATIDAD COSTO

UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Terrenos (estimado) 1,00 80 000,00 80 000,00

SUBTOTAL 80 000,00

EDIFICIOS


UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Construcción física de la planta (estimado) 1,00 30 000,00 30 000,00

Vía de acceso a la planta (estimado) 1,00 1 000,00 1 000,00

Levantamiento topográfico 1,00 40,00 40,00

SUBTOTAL 31 040,00

TOTAL 111 040,00

MUEBLES


UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Escritorio 2,00 300,00 600,00

Sillones para escritorio 2,00 80,00 160,00

Archivadores 3,00 180,00 540,00

Estanterías y repisas 6,00 150,00 900,00

Armario 1 120,00 120,00

Mesa 1 200,00 200,00

Sillas 10 15,00 150,00

Juego Sillones 1 800,00 800,00

Espejo 4 30,00 120,00

TOTAL 3 590,00

EQUIPO Y MAQUINARIA

DETALLE CATIDAD

COSTO UNITARIO

(USD)

COSTO TOTAL (USD)

Silos de almacenamiento 2 700 1 400,00

Tamiz vibratorio 2 7000 14 000,00

179

Tabla AVIII. 1. Inventario de activos fijos requeridos (continuación…)

Tanques de acero 5 1 500,00 7 500,00

Molinos de bolas 1 100 000,00 100 000,00

Trituradora de cono 1 20 000,00 20 000,00

Tanque filtrador 1 800,00 800,00

Caldero 1 50 000,00 50 000,00

Chaquetas de calentamiento 3 3 000,00 9 000,00

Filtro prensa 1 3 395,00 3 395,00

Balanza industrial 1 230,00 230,00

Bombas 11 315,00 3 465,00

Bandas transportadoras (metros) 100 3,50 350,00

Tuberías (metros) 200,00 50,00 10 000,00

TOTAL 220 140,00

EQUIPO DE COMPUTACIÓN

DETALLE CATIDAD

COSTO UNITARIO

(USD)

COSTO TOTAL (USD)

Computadoras completas con todos sus accesorios 10,00 750,00 7 500,00

TOTAL 7 500,00

VEHÍCULOS

DETALLE CATIDAD

COSTO UNITARIO

(USD)

COSTO TOTAL (USD)

Camioneta 3,00 15 000,00 45 000,00

TOTAL 45 000,00

Tabla AVIII 2 Presupuesto de suministros de oficina, aseo, limpieza y servicios

PRESUPUESTO DE SUMINISTROS DE OFICINA MENSUAL

DETALLE UNIDAD

DE MEDIDA

CANTIDAD COSTO

UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Papel bond de 75 g Resma 4 4,80 19,20

Esferos Cajas de 12 u 1 4,50 4,50

180

Tabla AVIII. 2. Presupuesto de suministros de oficina, ase, limpieza y servicios (continuación…)

Cuadernos Unidad 3 1,25 3,75

Facturas Libretines 10 80 80,00

Clips Cajas 2 1,60 3,20

Carpetas Unidades 24 0,30 7,20

Goma Frascos 2 1,50 3,00

Marcadores permanentes Cajas 1 3,80 3,80

Periódico Unidades 24 0,75 18,00

Grapadoras Unidad 3 5,00 15,00

Perforadoras Unidad 3 12,00 36,00

Fundas plásticas Cientos 3 5,00 15,00

Cartuchos tinta impresora Unidad 1 10,00 10,00

TOTAL 218,65

PRESUPUESTO DE SUMINISTROS DE ASEO Y LIMPIEZA

DETALLE UNIDAD

DE MEDIDA

CANTIDAD COSTO

UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Desinfectantes Galón 10 3,80 38,00

Papel higiénico Paquetes 10 8,00 80,00

Jabón Paquetes 10 3,00 30,00

Trapeadores Unidad 10 1,00 10,00

Cloro Envases 10 4,50 45,00

Fundas de basura Paquete 10 1,00 10,00

Ambiental Paquetes 10 5,00 50,00

Escoba Unidad 10 1,80 18,00

TOTAL 281

PRESUPUESTO DE SERVICIOS

DETALLE UNIDAD

DE MEDIDA

CANTIDAD COSTO

UNITARIO (USD)

COSTO TOTAL (USD)

Luz MES 1 500,00 125,00

Internet MES 1 30,00 30,00

181

Tabla AVIII. 2. Presupuesto de suministros de oficina, aseo, limpieza y servicios (continuación…)

Agua MES 1 100,00 100,00

Teléfono MES 1 50,00 50,00

Seguridad, vigilancia y monitoreo MES 1 200,00 200,00

Seguro contra robos e incendios MES 1 100,00 100,00

TOTAL 605,00

Tabla AVIII 3. Tabla de depreciación de activos fijos

DETALLE INMUEBLES 5% MUEBLES

10% VEHÍCULOS

20%

EQUIPO DE COMPUTACION

33,33%

BIENES A SER ADQUIRIDOS

TERRENOS 80 000,00

EDIFICIOS 31 040,00

MUEBLES 3 590,00

EQUIPO Y MAQUINARIA 220 140,00

EQUIPOS DE COMPUTACIÓN 7 500,00

VEHÍCULOS 45 000,00

TOTALES 111 040,00 223 730,00 45 000,00 7 500,00

DEPRECIACION 4 996,80 20 135,70 8 100,00 2 250,00

TOTAL DE DEPRECIACIONES ANUAL 35 482,50

TOTAL DE DEPRECIACIONES MENSUAL 2 956,88

AMORTIZACIÓN ACTIVOS DEPRECIACIÓN

DETALLE GASTOS DE

CONSTITUCIÓN 20%

DETALLE RESUMEN DE

DEPRECIACIÓN

gastos de constitución 3 243,80 depreciación

Año 1 648,76 Año 1 35 482,50

Año 2 1 297,52 Año 2 70 965,00

Año 3 1 946,28 Año 3 106 447,50

182

Tabla VIII. 3. Tabla de depreciación de activos fijos (continuación…)

Año 4 2 595,04 Año 4 139 680,00

Año 5 3 243,80 Año 5 172 912,50

Se tomó en cuenta un valor recuperable para los inmuebles, muebles, vehículos y equipo

de computación del 90% de su valor. Los equipos de computación tienen una vida útil de 3

años por lo que luego de este tiempo, ya solo cuestan el valor recuperable.

escuela politÉcnica nacional - repositorio...

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