universidad autonoma metropolitana148.206.53.84/tesiuami/uam5712.pdf · 5.1 pirometalurgia ......

Casa abierta al tiempo

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA

UNIDAD : IZTAPALAPA

DIVISION: CIENCIAS BASICAS E INGENIERIA

CARRERA: LICENCIATURA EN INGENIERIA QUlMlCA

MATERIA: LABORATORIO DE PROCESOS Y DISENO 111

TITULO : LlXlVlAClON DE ORO Y PLATA

FECHA: MARZO, 1998.

ALUMNOS: CID DE LEON MORENO JOSE LUIS

JURADO RANGEL MARIA DEL PILAR

RUlZ SOLIS RUBEN DE RAFAEL

MATRICULA : 90221351

92320788

92323492

ASESOR : DRA. GRETCHEN T. LAPIDUS LAVINE

INDICE

1 . RESUMEN .......................................................................................................... i

2 . INTRODUCCION ............................................................................................... 9

3 . OBJETIVOS DEL PROYECTO ......................................................................... 11

4 . ANTECEDENTES BlBLlOGRAFlCOS .............................................................. 11

4.1 ¿QU6 ES LA LIXIVIACION? ........................................................................ 13

4.2 DESARROLLO DE LA TECNOLOGIA MINERA EN MEXICO .................... 13

5 . PROCESOS EXISTENTES ............................................................................... 15

5.1 PIROMETALURGIA ..................................................................................... 15

5.2 HIDROMETALURGIA ................................................................................. 18

5.3 BENEFICIO DE DORE ............................................................................... 20

5.4 DESCRIPCION DEL PROCESO PROPUESTO ........................................ 20

6 . ASPECTOS ECONOMICOS DE ORO Y PLATA .............................................. 24

6.1 PRODUCCION MUNDIAL DE ORO Y PLATA ........................................... 25

6.2 DEMANDA MUNDIAL DE ORO Y PLATA .................................................. 28

6.3 PRODUCCION NACIONAL ........................................................................ 30

6.4 PRECIOS DE REACTIVOS ........................................................................ 33

6.5 COTIZACION DE ORO Y PLATA ................................................................ 34

6.6 PRINCIPALES USOS DE ORO Y PLATA .................................................. 36

7 . PLANEACION DE LA PLANTA ......................................................................... 38

7.1 UBICACION DE LA MINA Y LA PLANTA .................................................... 38

7.1.1 REGIONES MINERAS DEL ESTADO ................................................ 39

7.2 PRODUCCION ESTIMADA ......................................................................... 40

8 . FACTORES AMBIENTALES ............................................................................. 42

8.1 CONTAMINACION DEL AIRE ..................................................................... 42

8.2 CONTAMINACION DE AGUA ..................................................................... 42

9 . INFRAESTRUCTURA BASCA ......................................................................... 43

9.1 DISPONIBILIDAD DE ENERGIA ................................................................. 43

9.2 COMlSlON FEDERAL DE ELECTRICIDAD ................................................ 44

9.3 TRANSPORTACION Y TELECOMUNICACIONES .................................... 44

9.3.1 VIASFERREAS ................................................................................... 45

9.3.2 CARRETERAS ................................................................................... 45

10 . MATERIA PRIMA ............................................................................................. 46

10.1 CARACTERISTICAS DEL MINERAL CONCENTRADO .......................... 46

10.2 DESCRIPCION DEL PROCESO DE FLOTACION .................................. 46

10.3 CLASlFlCAClON DE PARTICULA .......................................................... 48

10.4 CANTIDAD DE FRACCIONES ................................................................. 48

11 . DESARROLLO EXPERIMENTAL .................................................................... 48

11.1 TECNICAS DE ANALISIS ....................................................................... 48

1 1 .I. 1 DIGESTION - ABSORCION ATOMICA ...................................... 48 .

1 1.1.2 FUSION-ABSORCION ATOMICA ............................................... 49

11.2 TECNICAS DE LIXIVIACION .................................................................. 49

11.2.1 DESCRIPCION DEL EXPERIMENTO ......................................... 49

11.3 TECNICAS DE CEMENTACION Y NEUTRALIZACION

DE EFLUENTES ..................................................................................... 51

11.3.1 DESCRIPCION DEL EXPERIMENTO ......................................... 51

11.4 RESULTADOS Y COMENTARIOS EXPERIMENTALES ....................... 53

12 . PROGRAMACION DEL SIMULADOR DE BALANCES DE MATERIA ............ 60

13 . ANALISIS DE RENTABILIDAD ......................................................................... 64

13.1 NO RENTABILIDAD DEL PROYECTO .................................................... 65

14 . SELECCldN Y DISEÑO DE EQUIPO .............................................................. 67

14.1 REACTORES DE LIXIVIACION .............................................................. 67

14.2 UNIDAD DE SEPARACION 1 .................................................................. 75

14.3 REACTOR DE CEMENTACION .............................................................. 79

14.4 UNIDAD DE SEPARACION 2 .................................................................. 80

14.5 REACTOR DE NEUTRALIZACION ......................................................... 81

14.6 TANQUE DE REGENERACION .............................................................. 82

15 . SELECClbN DE EQUIPO AUXILIAR ............................................................... 83

15.1 BOMBAS Y TUBERIAS ........................................................................... 83

15.2 TRANSPORTACION DE SOLIDOS ........................................................ 85

15.3 HOJA DE ESPECIFICACIONES Y COSTOS DE EQUIPO ..................... 88

15.4 DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA ................................................. 88

16 . EVALUACION ECONOMICA ............................................................................ 88

17 . CONCLUSIONES ........................................................................................... 1 00

APENDICE ........................................................................................................... 101

0 PROPIEDADES Y TOXICIDAD DE REACTIVOS Y PRODUCTOS ............... 101

ION TIOCIANATO ........................................................................................... 105

BIBLIOGRAFIA ..................................................................................................... 107

1. RESUMEN

Este proyecto tiene como principales objetivos diseñar el proceso, a escala industrial, de

extracción de oro y plata con tiocianato de amonio como agente lixiviante, a partir de los concentrados de sulfuros provenientes de la compañía minera Las Torres y desde el

punto de vista químico, se busca un agente de oxidación afín con el sistema para que el

tiocianato funcione como agente lixiviante.

La metalurgia se divide en dos ramas, la pirometalurgia y la hidrometalurgia. La primera

emplea el calor para extraer los metales del mineral, es decir, emplea procesos de

fundición de los concentrados. La segunda utiliza soluciones acuosas para extraer los

metales mediante procesos químicos, la lixiviación pertenece a esta rama.

La lixiviación es un proceso de separación con reacción química que involucra dos fases,

una sólida y una líquida. En el caso metalúrgico la fase sólida es el mineral y la líquida es

la solución lixiviante. Para describir de manera sencilla éste proceso se tiene lo siguiente:

Los componentes que se interesan lixiviar son el oro y la plata, los cuales se encuentran

en la fase sólida, es decir, en el mineral. El agente lixiviante esta presente en la fase

líquida como SCN- . Entonces, la lixiviación se presenta cuando el agente lixiviante

reacciona con los metales en el mineral y les cambia su estado de oxidación, dando como

producto un complejo metálico soluble. En ese momento, los metales que se encontraban

presentes en el sólido abandonan éSta fase para incorporarse al liquido, de manera que

se han separado los metales de su mineral.

En el proceso de lixiviación con tiocianato, la materia prima son los concentrados de

sulfuros provenientes de la mina Las Torres. Es por esto que la planta será diseñada para

ubicarse dentro de los terrenos de la mina, en el estado de Guanajuato. En este terreno

se cuenta con todos los servicios necesarios para implementar una planta de éstas

características.

La compañía minera de Las Torres pertenece al corporativo Peñoles, cuyo proceso

minero-metalurgico abarca desde la extracción de minerales de las vetas hasta el

moldeado de los metales en lingoteras para su venta y distribución, pasando por varios subprocesos, tales como la trituración, flotación (concentración), fundición de concentrados, electrólisis, entre otras. Esta empresa utiliza un proceso pirometalúrgico

Lixiviacibn de oro y plata PAG. 1

para recuperar la totalidad de los metales contenidos en el mineral. Tal proceso se

simplifica en las siguientes etapas:

1. Fundici6n del concentrado

2. Desplatado, en esta etapa se separa la plata junto con el oro del resto de la masa

fundida

3. Moldeo de dore

4. Separación del oro y la plata en celdas electrolíticas

5. Moldeo en lingoteras tanto de oro como de plata

El proceso de lixiviación con tiocianato de amonio pretende suplir las etapas 1,2 y 3 del

proceso de fundición ya mencionado.

Las razones por las cuales la tixiviación es más atractiva que la fundición son las

siguientes:

O Se reducen los costos de operación al trabajar a temperatura ambiente y al recircular

la solución lixiviante

O No genera contaminación del aire

O Los efluentes del proceso requieren un tratamiento sencillo para generar nula

contaminación

0 Se reduce el tiempo de proceso

O Se alcanzan niveles de producción similares a los de la fundición

O Se minimizan los gastos asociados con la transportación y almacenaje de materiales

desde la minera hasta la fundidora.

O

Las principales etapas del proceso son:

0 Lixiviación

0 Cementación

0 Neutralización

Por lo que los experimentos de laboratorio están encaminados hacia la obtenci6n de

parbmetros en bstas etapas, tales como conversión, tiempo de reacción, reactivos, concentraciones, relación sólido - líquido, principalmente.

Lixiviaci6n de oro y plata PAG. 2

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En la etapa de lixiviación lo primero que se buscó fue la solución lixiviante que

proporcionara las conversiones mas altas. A continuación se presentan las distintas

soluciones lixiviantes que se probaron:

SOLUCION

Tiocianato 0.1 M

Fierro 0.055 M

KI 0.01 M

Tiocianato 0.1 M

Cobre 0.055 M

KI 0.01 M

Tiocianato 0.1 M

H 2 0 2 0.055 M Ki 0.01 M

Tiocianato 0.1 M

Yodo 0.01 M

KI 0.01 M

Tiocianato 0.1 M

Tiourea 0.1 M

lodo 0.01 M

KI 0.01 M

Tiocianato 0.2 M

Tiourea 0.1 M

lodo 0.01 M KI 0.01 M

Tiocianato 1.0 M

Tiourea 0.1 M

lodo 0.01 M

KI 0.01 M

Tiocianato 1.0 M

Tiourea 0.1 M

Fierro 0.055 M


La solución que proporciona los mejores resultados es:

Tiocianato 1 .O M

Tiourea 0.1 M

lodo 0.01 M

loduro 0.01 M Requiriendo 10 g mineral por cada litro de solución.

Las reacciones involucradas en la etapa de lixiviación son:

12 + ~ A u + 4 SCN- ____+ 2Au(SCN)-2 + 2 I-

12 + Ag2S + 4 SCN- ____.* 2Ag (SCN)-z + 2 I- + So

Las conversiones en las distintas etapas son:

Cementación 98 96

Neutralizador 1 O 0 1 O 0

Los tiempos de reacción son:

U Lixiviación I 20

I Cementacibn I 0.5 I 1 Neutralización I 5 I 60 I

Para este proceso:

0 El agente oxidante es el iodo

0 El agente cementante es el cobre

0 Agente neutralizador es el hidróxido de calcio


Con ayuda de un programa de cómputo que simula los balances de masa de este

proceso (que mas adelante ser& explicado) se obtuvo la siguiente tabla:

23 I 5,441

Cobre I 39 I 822

Mineral I 6,676 I 102,715

Doré I 65 I 127,963 1 I I I rl

Las cantidades expresadas la tabla representan tanto la masa de mineral que se alimenta

al reactor como la masa de reactivos necesaria para regenerar la solución después de

recircularla así como la masa de producto generada y sus correspondientes precios.

De donde se observa que el costo de los reactivos y materia prima es $164,464

mayor que las ganancias generadas por la venta del producto.

Desde este punto se observa que el proceso no es rentable puesto que los costos de

compra de reactivos sobrepasan las ganancias que se obtienen por la venta del do&.

Esta situación se debe a que se presentan bajas conversiones de extracción, alrededor de

45 % para el oro y de 86 % para la plata. El extraer menos de la mitad del oro es un

factor muy importante para la no rentabilidad, puesto que es el metal que pagará el

proyecto.

Las bajas conversiones de deben principalmente a dos factores:

1. Se alcanza rápidamente el equilibrio químico entre los complejos methlicos de la solución lixiviante.

2. La alta cantidad de metales encapsulados en el mineral a los cuales no tiene acceso

el reactivo de lixiviación.

Por lo que este proceso no funciona para los concentrados producidos en la compañía

minera Las torres y por lo tanto para el proceso minero metalúrgico de Peñoles.


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U(.m..IL

Sin embargo el proceso sí funciona para plantas de lixiviación que utilicen concentrados

provenientes de otras vetas, con las características de que contenga menos cantidad de

plata, mas cantidad de oro y mas cantidad de metales no encapsulados.

Es por esta razón que se diseña el equipo y se realiza un programa de cómputo que

simula los balances de materia en todo el proceso y como a los componentes de las

corrientes de salida se les asignó su valor actualizado, el programa también calcula las

pérdidas de dinero en las corrientes de salida del efluente, entre otras cosas. También tal programa es útil para otros procesos de lixiviación con la misma estructura

que el presente.

Los balances de masa en el programa se resuelven a partir de los siguientes datos:

Relación líquidos a sólidos

Conversiones en lixiviación

Conversiones en cementación

Los anteriores son datos conocidos del laboratorio.

La información que el programa presenta como resultado son las composiciones de todas

las corrientes del proceso, así como los costos de las más importantes. Tambidn calcula

la diferencia entre los costos de todos los reactivos y la materia prima con el precio del

doré, de donde se estima un potencial económico a nivel proceso.

Los resultados del programa a partir de los cuales se optimizó el proceso fueron:

0 Porcentajes de humedad, tanto de la purga como del doré.

0 Porcentaje de purga del sistema.

0 Cantidad de cemento.

Masa de reactivos para la regeneración.

Otros datos importantes que se pueden obtener a partir de los resultados del programa

son los flujos en todas las corrientes, las concentraciones de complejos metálicos que se están recirculando y la composición del doré:


I oro I 9.06 II I plata I 98.75 I I cobre I 0.19 I

Uno de los principales atractivos del programa es que si se desea utilizarlo para otro

mineral, a partir de unos cuantos resultados experimentales se tienen datos muy

importantes que se emplean en el diseño del proceso y si se requiere utilizar otra solución

lixiviante solo es necesario modificar en el programa los datos de concentración de tal

solución para que los balances sean resueltos para el nuevo sistema lixiviante.

En io relacionado al diseño de la planta, los equipos se eligieron en base a:

Nivel de tratamiento de sólidos

0 Relación líquido a sólido (experimentat, de 1 00m3 de solución: 1 ton de mineral)

Tiempos de reacción

Conversiones

Para los reactores de lixiviación se eligieron tanques por lotes con agitación mecánica, de

acero inoxidable, cuyas dimensiones se tomaron en la literatura, por lo que son tanques

de diseno comercial para plantas de éste tipo. Como este proceso es en continuo, los

tanques se ordenan de forma tal que siempre hay uno en descarga. Como el nivel de

tratamiento de sólidos es de 380.5 toneladas a la semana, se requieren 38050 m3 de

solución lixiviante a la semana. El tiempo de reacción para esta etapa es de 20 horas,

entonces para tener flujo continuo se necesitan 10 reactores que traten 667.6 m3 cada

uno. De esta manera se tienen 57 descargas en una semana, con lo que se satisface el

nivel de tratamiento.

Los filtros se eligieron para obtener la torta con menor porcentaje de humedad, los filtros

prensa de platos y marcos son los que cumplen éste objetivo, con únicamente 5 % de humedad en la torta.


Los tanques y reactores en continuo se eligieron en función del tiempo de residencia y

del flujo de alimentación:

I I TIEMPO DE RESIDENCIA (MIN) I VOLUMEN 1

El tipo de bombas que se eligió en base al fluido que se impulsa, en éste caso es una

Toda la tubería es del mismo tamaiio y es de acero inoxidable.

En relación al capital, se estimó lo siguiente:

Inversión total: 15,063,090 USD

Capital de trabajo: 3,012,618 USD

0 Capital fijo: 10,759,350 USD

0 Costo de compra de equipos: 3,119,218 USD

suspención, por lo que la mejor es de diafragma puesto que no presenta turbina.

el sistema químic Por último cabe mencionar que de laboratorio S e sabe que o de

tiocianato de amonio con el concentrado de sulfur0 de la mina Las Torres presenta fuertes

limitantes en la extraccidn, por lo que resta competitividad a este proceso. Por lo tanto es

claro que el proceso de lixiviación no es rentable para este mineral, porque presenta

eficiencias de extracción muy bajas y gran cantidad de metales encapsulados.

Sin embargo este proceso si es rentable para otros minerales que contengan menor

cantidad de plata y mayor cantidad de oro libre, es decir, que este no se encuentre encapsulado. Por esta raz6n tanto el diseiro de la planta como el programa que simula los

balances de masa son herramientas de mucha ayuda para posteriores diseños de plantas hidrometalúrgicas, es decir, dste trabajo aplica a posteriores diseños, teniendo

que hacer solo algunos pequeiros ajustes, si fuera el caso, para adaptar a las necesidades del proceso que se desee estudiar.

Lixiviaci61-1 de oro y plata PAG. 8

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C I * U . . U .

A continuación se presenta el desarrollo del presente proyecto de manera detallada.

2. INTRODUCCI~N

Tradicionalmente se extrae el oro y la plata de minerales que los contengan empleando

soluciones de cianuro y aire. Este proceso es muy efectivo con la mayoría de los minerales, sin embargo, tiene los inconvenientes de que es sumamente lento y tóxico,

representando un problema de desechos de las plantas. Además, por razones de

seguridad es necesario llevar a cabo la lixiviación a valores de pH arriba de 9, causando

incompatibilidad con las condiciones propicias para el uso de bacterias que liberan los

metales encapsulados.

Se ha estado investigando la utilización de varios agentes lixiviantes alternativos que

reduzcan las desventajas del cianuro. En medio ácido, la tíourea y los compuestos de

bromo han dado resultados promisorios en el laboratorio, pero ambos muestran poca

factibilidad económica, en el primer caso, por su inestabilidad y en el segundo, por las

concentraciones tan elevadas que se requieren. Uno de los agentes que se ha

investigado poco es el tiocianato, que es relativamente económico y, teóricamente, puede

extraer tanto el cobre de sus minerales como los metales preciosos.

Para que el tiocianato funcione como reactivo, es necesario encontrar un agente oxidante

afín con el sistema por lo que es fundamental realizar los experimentos necesarios para

la obtención de los parámetros de diseAo de equipo del proceso que se estudia.

Para dicho proceso las etapas principales son las siguientes:

Etapa de lixiviación, la cual involucra reacciones de oxidación entre la solución lixiviante

y los metales del mineral para extraerlos.

Etapa de cementación, en la que se desarrollan reacciones de óxido reducción entre

los complejos metálicos y el agente de precipitación.

Etapa de neutralización, la cual también cuenta con reacciones del tipo ácido-base y

de precipitación como óxidos de los componentes del efluente de purga.

Etapas de filtrado, las cuales son dos, una de ellas es el filtrado de ganga mineral, que

se encuentra después de la etapa de lixiviación y la otra es el filtrado de doré, la cual se

localiza después de la etapa de cementación. O

Lixiviacibn de oro y plata PAO. 9

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Purga y recirculación, las cuales se localizan posteriormente a la etapa de filtrado de doré,

permiten eliminar las impurezas en el caso de la primera y aumentar la eficiencia del

proceso al disminuir las necesidades de alimentación fresca de reactivos, en el caso de la

segunda.

Cabe mencionar que con las etapas de regeneración y recirculación se garantiza la

eficiencia del proceso y se evitan en lo máximo problemas de desecho.

De esta manera una vez obtenidos los parámetros deseados en la etapa experimental se

realiza un escalamiento del proceso, desde el nivel de laboratorio, hasta un diseño a

tamaño industrial.

Un problema que se encuentra en este nivel es la presencia de impurezas que no fueron

consideradas ni estudiadas en el nivel de laboratorio o planta piloto. Tales impurezas

pueden cambiar el carácter químico de algunos agentes claves en el proceso.

Entonces, para realizar exitosamente el escalamiento de un proceso química y

termodinamicamente factible se necesita poseer una muy clara comprensión de toda la

problemática bajo estudio.

Por lo que el problema de estudio se ataca en dos partes principales. La primera de ellas,

se auxilia de un programa de computo que simula los balances de materia de las

diferentes etapas que componen el sistema de proceso. Con esta herramienta se puede

determinar los parámetros de diseño relacionados con los flujos, partiendo de los resultados experimentales. Con dichos parámetros se lleva a cabo la elección y el diseño

de los equipos.

En la segunda parte se realiza una evaluación económica con el objetivo de determinar la

rentabilidad del proceso.

A continuación se presentan los objetivos del proyecto y un resumen para ubicar al lector

acerca del desarrollo completo del presente trabajo.


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3. OBJETIVOS DEL PROYECTO

Realizar un estudio de mercado el cual presenta la factibilidad e inter& económico

del proyecto

Encontrar un agente oxidante a fin con el sistema para que el tiocianato funcione

como agente lixiviante.

Diseñar el proceso a escala industrial para la extracción de oro y plata mediante

tiocianato de amonio a partir de concentrados de sulfuros proporcionados por la mina

“Las Torres”.

Evaluar la rentabilidad del proceso.

4. ANTECEDENTES BlBLlOGRAFlCOS

Los análisis termodinámicos reportados en los artículos indican que el oro puede ser

extraído por tiocianato en potenciales alrededor de 600-700 mV, cuyo efecto puede ser

generado por la presencia del ión Fe+3 a una concentración 0.055 M, en el sistema, el

cuál opera en pH entre 1 y 3 . El oro se espera que se compleje principalmente, como

Au(SCN)2- y Au(SCN)~-.

Las mediciones electroquimicas indican que la disolución de oro ocurre a potenciales en

los cuales la oxidación de tiocianato también toma lugar. Los datos experimentales

muestran que un considerable aumento de potencial están asociados con la oxidación del

tiocianato, la cual procede a través de la formación de varias especies intermedias tales

corno (SCN )< y (SCNk . Ambas especies pueden actuar como oxidantes y, en reducciones I como complejantes

para el oro. Ellos son postulados para ser los agentes oxidantes primarios en el

mecanismo de la disolución del oro.

En lo relacionado a los aspectos químicos, electroquímicos y mecanísticos, se han

observado marcadas analogías entre el tiocianato y los sistemas halógenos, tales

especies en forma X -3 y X2 (X = SCN , CI , Br , I ) juegan papeles importantes en el

mecanismo de disolución del oro.

Un proceso de autorreducción toma lugar en soluciones de complejos Fe (111) - tiocianato

en los cuales el Fe (111) es reducido a Fe (11) con oxidaciones simultaneas de tiocianato y Lixiviaci6n de oro y plata PAG. 11

UNNERSDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA llgA

Il*Y.llle

el correspondiente decrecimiento gradual del potencial de la mezcla. La oxidación de

UNNERSDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

Il*Y.llle

el correspondiente decrecimiento gradual del potencial de la mezcla. La oxidación de

SCN- por Fe (111) procede mediante la formación las especies anteriormente

mencionadas, seguidas por su hidrólisis a más estables productos de oxidación. La

velocidad de autorreducción es rápida al inicio pero progresivamente disminuye a medida

que el Fe ( II ) se acumula en la solución. El sistema tiende eventualmente a un estado de

equilibrio metaestable.

El control del proceso de autorreducción es la llave para la optimización de la extracción

del oro por soluciones de Fe (111) - tiocianato.

El tiocianato es un efectivo agente lixiviante del oro . Las velocidades iniciales de las

disoluciones que presentan Fe (111) como agente oxidante son del orden de lo-' mol / cm2

S a 25 OC temperaturas más altas, las velocidades iniciales son mayores de IO-' mol

/cm2 S, la cual es ligeramente mayor que aquellas obtenidas con tiourea a la misma

temperatura.

Los sistemas de Fe(lll) - tiocianato operan con pH menores de 3 el cual es

particularmente apto para el tratamiento de minerales acídicos para los cuales el

tiocianato puede ser considerado como una alternativa al cianuro. Esto también puede ser

una alternativa debido a que es más estable que la tiourea hacia la oxidación .

El principal parámetro operacional respectivo a la autoreducción del Fe ( 111 ) es la

razón Fe ( II ) / Fe (111) en la solución , el cual en una planta industrial puede ser

mantenido por adiciones de un agente oxidante secundario Las condiciones óptimas de

extracción variarán de un mineral a otro pero siempre requerirán un compromiso entre

altos potenciales

de mezcla y moderadas velocidades de autoreducción con una producción continua y

regulada de SCNY y SCN2 . El empleo de tales condiciones resultará en el más alto promedio de velocidades de extracción de oro. (2)

Lixiviacidn de oro y plata PAG. 12

~~~

4.1 ¿ QUE ES LA LlXlVlAClON ?

La lixiviación es una operación que tiene como objetivo retirar de un sólido la fracción

soluble en forma de solución, a partir de una fase sólida permeable e insoluble con la que

se asocia. Dicha separación implica la disolución selectiva, con o sin difusión, de uno o varios componentes intersticiales del sólido.(")

Para este proceso, la separación de los metales del mineral en el que están contenidos,

se ve favorecida por una reacción química en la cual los metales se oxidan y se

complejan en forma soluble con el ion tiocianato (SCN-). Las condiciones en las que se

lleva acabo la lixiviación son en un pH menor de 2, en una solución de Tiocianato de

amonio con un agente oxidante, y por ultimo, la solución lixiviante es regenerada y

recirculada, después de haberse removido los metales disueltos. Para recuperar los

metales de interés (oro y plata) la solución, una vez separada del mineral insoluble, será

transportada a un recipiente en donde se le adicionará aluminio en polvo. esta genera una

reacci6n de oxidoreducción, donde el aluminio toma el lugar del oro y la plata en la

solución, precipitando a los metales, el cual es el producto final. Se le denomina doré,

conteniendo principalmente oro, plata y en pequeñas cantidades, cobre. Por ultimo, la

solución lixiviante es regenerada y recirculada.

La materia prima que se utiliza para la lixiviación es un concentrado de sulfuros que se

obtiene de tratar el mineral extraído por medio de un proceso llamado flotación.

~

4.2 DESARROLLO DE LA TECNOLOGíA MINERA EN MÉXICO

A lo largo de su historia la industria de la minería mexicana ha utilizado muy diversas

técnicas, algunas de las cuales, fueron adaptaciones de los métodos utilizados en otros

piases. Durante el siglo XVI los métodos rudimentarios de la minería precolombina fueron

reemplazados por técnicas desarrolladas en España, durante más de 17 siglos desde que

los romanos comenzaron a explotar los depósitos metálicos espafioles.

El proceso de beneficio de patio, implementado por Bartolomé De Medina en !557, fue

desarrollado en México, el cual consistía en la mezcla de minerales de plata sulfurosos

con sulfato de cobre, sal y mercurio. El mercurio se empleaba en los procesos de recuperación al aire libre. El proceso de patio estuvo basado en el arrastre, un aparato rudimentario para la trituración, que originalmente era trabajo destinado para los


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~~~ ~ ~

indígenas y esclavos. Los animales de carga se usaban como recurso de poder para el

movimiento de la maquinaria después de 1793.

A medida del siglo XIX los ingleses introdujeron el uso de bombas de vapor para drenar

las minas. Desde que se desarrolló la industria minera en Estados Unidos, muchas

técnicas nuevas fueron importadas a nuestro país. Las tecnologías desarrolladas en

Estados Unidos y Canadá, particularmente la flotación, hizo posible el tratamiento de los complejos minerales con leyes bajas. El proceso de cianuración, el cual fue empleado en

1899 a minerales de oro, y posteriormente a minerales de plata, fue adaptado a la calidad

de las minas mexicanas en Pachuca, Hidalgo y promovió el crecimiento minero en

México. Un sistema que jugo un papel importante en la cianuración de minerales de plata

fue el tanque Pachuca de fondo cónico, agitado por aire, a principios del siglo X X .

Hoy en día, las minas de mediano y gran tamaño en la industria minera mexicana, se han

convertido en minas competitivas a nivel internacional, principalmente aquellas que

operan a tajo abierto, donde el equipo pesado más moderno y sofisticado se emplea para

barrenar y cargar el oro y los residuos. Las operaciones de concentración, tales como la

flotaci6n son comparables con las técnicas avanzadas en otros países industrializados.

En las operaciones mineras subterráneas el empleo de barrenadores hidráulicas ha

extendido la producción tanto de minas de mediana como de gran escala. Los equipos de

grúa mecánica han sido reemplazados de manera exitosa por rampas y camiones en

algunas minas subterráneas. A pesar de la depreciación en precios de la mayor parte de

los minerales y metales producidos en México, los equipos y las técnicas modernas de

minería han creado una industria minera Mexicana productiva y competitiva. La plata ha

sido uno de las principales productos metálicos de México, desde los principios del

periodo colonial y del mismo modo México ha sido el principal producto de plata durante

años. Los depósitos de plata más importantes en México y en el mundo

es el sistema de vetas interconectadas en Real del Monte, Pachuca; este grupo de minas

con m& de 300 Km de trabajos subterrhneos, ha producido al rededor de 43,500 Ton de plata. Las dos minas de plata más importantes en México pertenecen a la compañía Fresnillo S.A. en Fresnillo Zacatecas y las minas en Real De Angeles de la compañía

minera del mismo nombre en Noria de Angeles, Zacatecas; esta ultima mina es de tipo tajo abierto.

Lixiviaci6n de oro y plata PAC+. 14

UNIVERSIDAD AUI'ONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

Los concentrados son procesados por una subsidiaria de Peñoles en Torreón (MET- MEX.PEfdOLES), y por IMMSA en Chihuahua. Los precipitados (doré) de las plantas de

cianuración son refinados principalmente por el grupo Real del Monte.

México no es uno de los principales productores de oro, y su mayor producción se obtiene

de ser un subproducto o coproducto de minerales ricos en plata o en cobre. En

Guanajuato, es donde se da la mayor producción de oro, donde las minas de Grupo Las

Torres, Compañía Minera El Cubo y la Sociedad Cooperativa Minero-Metalúrgica Santa

Fe de Guanajuato cuentan con mas de la tercera parte de la producción anual de oro en

México.

Las refinerías que producen oro y plata en lingotes, mediante la fundición de! mineral, son

manejadas por la compañía Peñoles, en su complejo metalúrgico ubicado en Torreón,

Coahuila; y por IMMSA en su refinería de Monterrey, Nuevo León y por el Grupo Real Del

Monte en Pachuca, Hidalgo. (10)>(1)

5. PROCESOS EXISTENTES

El área de procesos metalúrgicos para el beneficio de los concentrados minerales se

divide en varios sectores, los más importantes son la pirometalurgia y la hidrometalurgia,

ambos sectores son de gran importancia en México.

5.1 PIROMETALURGIA

La pirometalurgia es la rama de la metalurgia que se encarga de la extracción y

refinamiento de los metales a partir de los minerales, mediante el empleo de el calor para

llevar a cabo su fundición y, por medio de procesos físico, su posterior separación.

Este tipo de técnica se le aplica a los minerales y concentrados de leyes mayores de 5 gr.

Aultonelada. Un proceso pirometalúrgico empleado hoy en día es en el que se obtiene

oro, plata y otros metales de interés económico como subproductos y coproductos de los procesos de producción de plomo y del zinc. A continuación se presenta el diagrama de flujo simplificado, el cuál está integrado por dos unidades. La primera es la fundición de

plomo, en la que se parte una mezcla de concentrados ricos en plomo ( galena PbS ) Lixiviacih de oro y plata PAG. 15

UMVERSIDAD AUTONOMA METROPOUTANA UNIDAD JZTAPALAPA

para el proceso de sinterización ( aglomeración ) en donde se eliminan subproductos tales

como S02 para la producción de H2S04, así como polviilos ricos para la producción de

cadmio. El sinter obtenido se alimenta a los hornos de soplo para la obtención de bullion (

plomo de obra ).

Primera Unidad:

"

I 1 I v reverbero I Carga cruda I I

so2 + I Cd metálica paq

bullion

1 Plomo bullion 1 a refinería

La segunda unidad es la refinería de plomo, cuya materia prima es el bullion que se

somete a una serie de procesos, principalmente el descobrizado y desbimutizado, con el

objeto de refinar plomo, plata, oro y bismuto, además de producir aleaciones de plomo.("')~(6)

Lixiviacih de oro y plata PAG. 16

UMVERSIDAD AUTONOM4 "ROFQLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

c.r*nr.lrll

Segunda Unidad:

Bullion proveniente

de r Decobrizad 7 Horno suavizador - -1 fundición

Z n - 1 5 2 2 %

Zn al 99%

t Ag - 70 - 80% +"IDeszincado It

Pb- 4 -10%

f Carbonato de Sodio

Sal nitro

I=[+ Bórax

Doré

99% Ag 1% Au

+ Liga parkes

mezcla

7-1 0% Ag 20-25% Zn

63-65% Pb

I" Desbimutizad

Bi 1 Pb

I Moldeo1

I Bi Pb

Ventas


UMVERSIDAD AUTONOMA METROFQJTANA UNIDAD IZTAF’ALAF’A

cmemalrC

5.2 HIDROMETAL~RGIA

La hidrometalurgia es la parte de la metalurgia que estudia los procesos que emplean

reacciones químicas en solución acuosa para la extracción de los metales desde sus

minerales u otros materiales que los contengan. Estos procesos, por lo general son más

lentos y se emplean para minerales y concentrados con leyes menores de 3 ó 4 gr.Au/ton.

Nuestro procesos a desarrollar forma parte de este último sector.

Un ejemplo de proceso representativo de la hidrometalurgia es la cianuración el cuál se

muestra a continuación:

El beneficio de los minerales de oro y plata comienza en el circuito de trituración, donde

se reduce el tamaño de las partículas minerales. El mineral finamente molido se sujeta a un proceso de flotación en donde se separan los sulfuros metálicos en una fracción

denominada “concentrado”. Se emplea un conjunto de tanques de lixiviación con agitación

a los cuales se les carga con el concentrado y se les adiciona la solución de sales de

cianuro ( cianidas ) que disuelve del 60 al 80% del oro presente en el mineral. Estos

tanques tienen doble función, la primera de ellas es mantenerlos sólidos en suspención

mientras la disolución se lleva a cabo y la segunda es suministrar el oxigeno requerido

para la disolución. Cuando se ha alcanzado un aceptable nivel de disolución, la descarga

de los tanques alimenta un tanque espesador donde se separa la solución rica del mineral

residual (ganga). La remoción continúa de las soluciones de cianida que contienen oro y

plata disuelto, se denomina “dewatering” o simplemente CCD (continous countercurrent

decantation ). Adelante de cada tanque de la estación de CCD se encuentran otros

equipos que se encargan de mezclar y diluir el “lodo” de ganga que se genera como

residuo ( para extraer algo mfrs de oro y plata que se encuentre en el mineral y que no se

halla disuelto desde el principio del proceso ) con la solución generada en el siguiente

tanque de la serie CCD, la cuál contiene una menor cantidad de metales disueltos.

Para una efectiva recuperación de oro y plata es necesario que la solución en la que

están disueltos no tenga ningún sólido en suspención. El proceso de clarificación produce la calidad necesaria. Sin embargo, para que la solución esté lista para el tratamiento de precipitación es necesario remover el oxígeno disuelto en ella, lo cual se consigue en la

etapa de desaeración . Las especificaciones de diseño de los circuitos de desaeraci6n normalmente requieren que las soluciones a 4°C no tengan oxígeno a m& de 1 ppm. Una

vez que la solución ha sido tratada por las dos etapas anteriores ya está en condiciones Lixiviacih de oro y plata PAG. 18

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAF'A A A

de precipitar el oro y la plata por medio de la adición de zinc en polvo. La precipitación

debe realizarse sin la exposición de la solución a la atmósfera. La reacción química

generada al precipitar el oro y la plata es esencialmente una reacción de reducción.

La recolección de los metales precipitados puede realizarse por diversos métodos, pero

todos ellos involucran el filtrado. Por ejemplo se pueden sumergir filtros en forma de

bolsas (redes) para ir recolectando a medida que se desarrolla la precipitación o mediante

la aplicación de vacío!'')

A continuación se ilustra el diagrama de flujo simplificado de éste proceso:

Mineral

Soh. de

cianida

Estación CCD

1 Doré

En este proceso se llevan a cabo reacciones químicas donde las más importantes son:

Lixiviación

4Au + 8NaCN + O2 + 2H20 + 4NaAu(CN)2 + 4NaOH

4Ag + 8NaCN + 0 2 + 2H20 + 4NaAg(CN)2 + 4NaOH

Precipitación

fn + NaAu(CN)2 + Au + NaZn(CN)2 Zn + NaAg(CN)Z + Ag + NaZn(CNh


5.3 BENEFICIO DE DORG

A manera de complemento se ilustra el proceso que se le aplica al doré para producir oro

y plata de alta pureza, ésta técnica es aplicada sin importar el proceso al que fue

sometido el mineral. (4),(6)

Acido nítrico

1 Doré- Ag + rl -Ag a ventas

I m Ideo

Au

HCI o r Electr6lisis "+ - Au a ventas

5.4 DESCRIPC16N DEL PROCESO PROPUESTO

El proceso que se propone pertenece a la rama de la hidrometalurgia y las principales

ventajas que ofrece son las siguientes:

Como ya se ha visto en el análisis de procesos existentes, la pirometalurgia emplea calor para llevar a cabo fundiciones, por lo cual se requieren

grandes cantidades de combustuble para mantener los homos, materiales y demás

equipos de proceso a temperatura adecuada para el buen desempeño de la planta.


UNiVERsIDAD ALTONOMA h4ETROPOLXTANA UMDAD ETAPALAPA ,.".,.,,..-

~~ ~ ~~

Esto conduce a considerables cantidades de emisiones contaminantes que contienen

S02, C02,Nox, entre otros. Dichos componentes contribuyen al deterioro ambiental y sus emisiones están sujetas a normas ecológicas.

El proceso hidrometalúrgico de más éxito es el de cianuración, el cual emplea oxigeno

como agente oxidante de los metales valiosos. Este proceso tiene dos graves

desventajas, la primera de ellas es que representa un peligro potencial para los trabajadores y la ecología de los alrededores debido a la producción de HCN, el cual es

un gas altamente venenoso.

La segunda de las desventajas que presenta el proceso de cianuración es que tiene una

cinética muy lenta, puesto que utiliza oxigeno, que es muy poco soluble en la solución de

cianida. El proceso de lixiviación con tiocianato de amonio pretende suprimir los hornos

fundidores, los cuales representan un foco de contaminación ambiental, así' como

deplazar las cianidas como agentes lixiviantes, que representan un peligro para la salud.

El ión tiocianato, con iodo como oxidante, podría presentar velocidades de extraccidn

mayores que las correspondientes al proceso de cianuración, y con una eficiencia

comparable. El proceso que se propone, se describe a continuación:

Este proceso consistirá básicamente, en tres operaciones unitarias, a saber, lixiviación,

precipitación y neutralización. La alimentación está formada por agua, tiocianato de

amonio, sulfato cúprico y un concentrado mineral por flotación. Estos materiales se

mezclarán en la etapa de lixiviación, donde el Au, Ag y Cu serán extraídos del mineral

mediante una reacción química que conlleva a la complejación de los metales, formando

un producto que es soluble en agua.

Dichas reacciones se muestran a continuación como reacciones iónicas.


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD LZTAPAJAPA Ca.m.UI

Como se puede observar, el iodo juega un papel importante al cambiar su estado de

oxidación de +2 a +I , osea, se reduce.

En este momento tenemos los metales en solución y ganga mineral en suspensión. La

manera de separarlos es mediante filtros o tanques espesadores, los cuales se

encuentran a la salida de la etapa de lixiviación. De dichos filtros se obtiene una corriente

libre de sólidos que es dirigida hacia la siguiente etapa, en la que se lleva a cabo la

precipitación.

Los sólidos que se sacan del filtro no están secos, lo que implica que con ellos se arrastra

solución rica en valores. Esto es una etapa donde se pierde una considerable cantidad de

solución. A la solución que entra al precipitador se le adiciona cobre en polvo para

recuperar los metales de interés en forma de una mezcla sólida, a la ,que se le denomina

doré, por medio de reacciones de sustitución.

En esta etapa también tenemos presencia de sólidos, y para separarlos se separa la

mezcla del precipitador a través de otro filtro que se encuentra a la salida de Bsta unidad.

Las partículas sólidas que se separan en el filtro constan de cobre, plata y oro. Este sólido

constituye el producto que se venderá a la fundidora.

De la corriente líquida filtrada se purga, aproximadamente el 2%. A la corriente de purga

se le neutraliza con cal (Ca(0H)Z) antes de ser desechada, según la siguiente reacción.

+ 3Ca(OH)T", 3Ca"* + 2AI(OH)3 (S)

El resto de la solución es recirculada al tanque de alimentación, al cual sólo se le adiciona la cantidad de solución de cobre y tiocianato necesaria, para que se mantenga constante

su concentracibn. El diagrama de flujo del proceso de extracción y recuperación es el siguiente:


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

I".-

Mineral concentrado lodo Soh. de Tiocianato

T I Unidad de lixiviació

1 Fill- Escoria con soh.

I de Tiocianato

I Precipitado4 +" Aluminio

I en polvo

Dore (Au, Ag y Cu)

I Aluminio

SCN- 1'" purga

(Neutralizador1 t Ca(OH)2

DIAGRAMA DEL PROCESO DE LIXIVIACI6N

Lixiviaci6n de m y plata PAG. 23

UMVERSIDAD AUTONOMA METROF'OLEANA UNDAD ETAPALMA

C " M . k

1. ASPECTOS ECON6MICq@ DEL ORO Y PLATA * '

i;*, ,* 7

'".' I < d ' ' . i. f'? , ,

Debido a que la producción minero-metalúrgica ha sido y sigue siendo de gran

importancia, se observó que a pesar de la caída que se obtuvo en el año de 1994, para

los primeros meses de 1995 se dio un incremento anual de 5.1 % en términos reales con

respecto al mismo periodo de año anterior. Así se notó la presencia de una recuperación

para cada una de las ramas minerales industriales, metales y minerales siderúrgicos,

minerales no metálicos, metales preciosos, entre otros.

Por otro lado, la ley minera vigente ha permitido atraer mayores inversiones nacionales y

extranjeras al sector, ya que dicha legislación elimin6 los límites a la superficie

concesionable. Lo anterior a su vez permitió la transmisión a terceros de la titularidad de

concesiones y de los derechos que de ella se deriven, ampliando la vigencia de las

concesiones de exploración a 3 y 6 años y las de explotación de 25 a 50 años. Es por ello

que la iniciativa privada ha logrado elevar la producción nacional minero-metalúrgica con

un crecimiento del 11 5% en 1995 alcanzando un valor superior a 21,694 millones de

pesos.

Es importante mencionar que el objetivo de mejoramiento de la producción minero-

metalúrgica del país es lograr el abastecimiento interno de los minerales, incrementar las

exportaciones y crear cadenas productivas que permitan utilizar los metales y minerales

mexicanos como materias primas en otros productos con mayor valor agregado.

Así para el mes de abril de 1995 el 21.46% del valor total de la producción minero-

metalúrgica correspondió a metales preciosos ( oro y plata ), el 47.23% a metales

industriales no ferrosos, el 22% a metales y minerales siderúrgicos y el 9.31% restante a minerales no metalicos(20)


UNIVERSIDAD AUTONOMA METI¿OPOI.VANA UNIDAD LZTAPALAPA

6.1. PRODUCCldN MUNDIAL DE ORO Y PLATA

La producción mundial de oro, en los últimos seis años presenta un comportamiento

ascendente, tomando en cuenta que la oferta mundial se compone de la suma de la

producción minera y el oro reciclado, teniendo en el año de 1990 una producción de 2,662

toneladas de oro y en el año de 1996 una producción de 2,989 toneladas, obteniendo así,

un porcentaje de crecimiento promedio anual en la oferta mundial total del 1.93% (ver

grhfica 1).

Acerca de la producción mundial de oro cabe mencionar que México no aparece en los primeros lugares de producción, ya que la producción del pais representa tan solo el l. 1 %

de la producción mundial.

La producción mundial de plata, se ha comportado en los últimos seis años de manera

irregular, ya que del año 1990 al año 1994, se registro un comportamiento decreciente al

pasar de 648 millones de onzas a 643 millones de onzas respectivamente, siendo el

periodo de 1994 a 1995 un periodo de transición favorable, ascendente el cual se

mantuvo hasta el año de 1996. (Ver gráfica 2).

Cabe señalar que México se encuentra en el primer lugar de producción de plata desde

1990, teniendo en 1996 una producción de 81 millones de onzas representando esta el

16.5% de la producción mundial.

En la gráfica dos se observa que aparentemente se tiene un déficit en la producción ya

que la caída de 1994 afecta el promedio pesado con el que se calculo el porcentaje

promedio anual de la producción minera, como sabemos, en el año de 1994 surgió un

problema mundial en el que no era deseada la producción de plomo, y como esta va

estrechamente ligada a la producción de plata se presento tal caída.

Lixiviaoi6n de OTO y plata PAG. 25

Oferta Mundial de Oro

3000

2900

2800

Produccidn Toneladas 2700

2600

2500

2400 1990 1991 1992 1993 1994 1995 1996

An0

La producción total es la suma de la producción minera más el reciclado

% de crecimiento promedio anual de la producción minera: 1.59%

% de crecimiento promedio anual de el reciclado: 3.27%

GRAFICA 1.


UNNFRSJDAD ALTONOMA ~TROPOLITANA WAD IZTAPALAPA

C""

Werta Mmdial de Plata

Produccibn Millones de

ONSS

650

640

630

620

61 O

600

590

580

570

560

550 1990 1991 1992 1993 1994 1995 1996

Ail0

GRAFICA 2.


UMVERSIDAD AUTONOMA MEmOPOLITAh'A UNIDAD IZTAF'ALAF'A m

r r u n r r r

6.2. DEMANDA MUNDIAL DE ORO Y PLATA

La demanda mundial de oro ha tenido un comportamiento uniforme, como se puede

observar de la gráfica 3, en la cual se presenta un incremento anual promedio de la

producción total del 3.43%. Aunque las gráficas indican que la demanda ha sido mayor

que la producción, esto no indica que la demanda no sea cubierta, puesto que en bodega

se tiene una reserva haciendo que la producción disminuya.

Para la plata, contamos con un panorama similar al del oro respecto a la aparente falta de

demanda, pero como podemos observar, en la gráfica 4 la demanda no ha sido estable,

ya que en el periodo de 1990 a 1992 fue baja, y en el año de 1993 mostró un incremento

notable, sin embargo el porcentaje de incremento promedio anual fue del 1.94%.

D e m a n d a M u n d i a l d e P l a t a

8 2 0 I 8 0 0

1 0 0 0 1 9 0 1 1 0 0 2 1 0 9 9 1 9 0 4 1 0 0 6 1 9 0 6 A i i o

La producci6n total e s la suma de la producci6n minera m8s el reciclado

% de incremento promedio anual de la producci6n total : 1.94%

GRAFICA 3


UNIVERSIDAD AUTONOMA " O L I T A N A UNIDAD ETAPALAPA ".*I

Demanda Mundial de Oro

3500

3000

2500

Producci6n 2000 en

Toneladas 1500

I O00

500

O 1990 1991 1992 1993 1994 1995 1996

AAo

La producción total es la suma de la producción minera más el reciclado

% de incremento promedio anual de la producción total : 3.43%

GRAFICA 4


6.3. PRODUCCldN NAC ONAL A NIVEL ESTATAL Y MUNICIPAL

La Colorada

Pánuco de Coronado

Lixiviaci6n de oro y plata

POSlCldN

1 1

2 2

3 3

4 4

5 5

6 6

II

1996 1995

KGS . % KGS . YO 8,396.7 34.3 6,613.4 32.5

2,493.6 10.2 2,243.4 11.0

2,392.7 9.8 2,691.3 13.2

1,517.6 6.2 1,246.7 6.1

1 , 148.3 4.7

844.5 3.4 432.0 2.2

4,801.3 19.6 3,987.0 19.6

2,083.6 8.5 1,586.4 7.8

1,397.7 5.7 1,372.8 6.8

678.6 2.8 525.7 2.6

195.9 0.8 292.1 1.4

445.5 1.8 210.0 I .o 3,051.8 12.5 2,835.4 14.0

3,051.8 12.5 2,835.4 14.0

2,123.6 8.7 2,769.9 13.6

2,123.6 8.7 2,769.9 13.6

1 , 572.5 6.4 970.2 4.8

799.6 3.3 710.5 3.5

623.0 2.5 107.4 O. 5 73.9 0.3 78.5 0.4 76. O 0.4 73.8 0.4

972.7 4.0 624. O 3. I

PAG. 30

UNIVERSIDAD AWONOMA METROPOLITANA UNIDAD lZTAPALAPA

Fresnillo

Mazapil

Zacatecas

Otros

CHIHUAHUA

Moris

Santa Bárbara

San Fco. del Oro

Matamoros

Otros

M6XICO

Zacazonapan

Temascaltepec

Zacualpan

QUERETARO

Colón

Cadereyta

GUERRERO

Eduardo Neri

Taxco de Alarcón

HIDALGO

Pachuca

Zimapán

SAN LUIS POTOSI

MICHOACAN

OAXACA

NAYARIT

JALISCO

MORELOS

TOTAL

Lixiviaci6n de oro y plata

7 8

8 10

9 9

10 15

11 11

12 7

13 14

14 13

15 12

16 16

17

564.2 2.3

171.7 0.7

160.1 0.7

76.7 0.3

960.6 3.9

328.8 1.3

234.3 1 .o 95.6 0.4

60.7 0.2

241.2 1 .o 694.5 2.8

358.8 1.5

296.2 1.2

39.5 0.2

614.3 2.5

608.1 2.5

6.2 0.0

608.5 2.5

481.8 2.0

126.7 0.5

251.7 1 .o 288.5 0.9

23.2 o. 1

160.4 O. 7

101.1 0.4

81.1 0.3

44.8 0.2

41.2 0.2

24,476.8 100.0

343.1 1.7

86. O 0.4

115.1 0.6

79.8 O .4

497.2 2.4

0.6 0.0

218.1 1.1

43.7 o. 2

51.5 O. 3

183.3 0.8

373.6 1.8

200.3 1 .o 168.6 O. 8

4.7 o. o 488.8 2.4

487.9 2.4

o. 9 0.0

24.2 o. 1

24.2 o. 1

234.8 1.2

209.3 1 .o 25.5 0.2

550.4 2.7

66.8 O. 3

106.3 O. 5

176.0 0.9

6.9 0.0

O. 1 20,325.C

100.0

PAG. 31

Noria de Angeles 254,671 10.9

Stago. Papasquiaro

San Francisco del Oro

Lixiviaoi6n de oro y plata PAG. 32

UNNERSDAD ALTONOMA METROPOLTIANA UNIDAD IZTAPALAF’A

rsun.u

Temascaltepec

La Colorada

COAHUILA

QUERETARO

Minera El Cubo-Otros

6.4. PRECIOS DE REACTIVOS

Los precios reportados en esta sección fueron obtenidos del Banco de Comercio Exterior,

cuyos precios están reportados al presente

Tiocianato de amonio, sustancia química presentada en forma de cristales, es vendido

en bolsas y su valor fluctúa entre los 1.29 - 1.35 USD/lb.

Aluminio en polvo, extraído; se cotiza en 5.07 USD/LB


UNIVERSIDAD AWTONOMA MEIROPOLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

~~~~ ~ ~~

Concentrado, su precio se evalúa considerando solo el 80% de la cantidad real

contenida en el mineral, a este 80% se le cotiza al 95% del valor de la onza

correspondiente al oro y la plata. Su precio es de 23.7 millones USD

Dor6, con una composición de 98.6 en peso de Ag y 1.4% en peso de Au. Se cotiza en

función de su cantidad de plata y oro, tomando el valor de estos metales como el 95%

del valor de la onza con un valor de 30.5 millones USD.

6.5. COTIZACION DE ORO Y PLATA

Cot i zac i6n de O r o Dolares / O n z a

390

380

370

360

USDlOz

3 50

340

330

320 1990 I 9 9 1 1992 1993 1994 1995 1996

Aflo

GRAFICA 5


Cotización de Plata Dolares / Onza

1990 1991 1992 1993 1994 199s 1996

M0

GRAFICA 6


UNIVERSIDAD AUTONOMA MElROPOLITANA UNIDAD JZTAF'ALAPA

CY.I.Y.IIL

6.6. PRINCIPALES USOS DEL ORO Y LA PLATA

Los principales usos y aplicaciones de estos metales , así como su porcentaje de

distribución , se ilustran en las siguientes gráficas.

Demanda Mundial de Oro por Usos en 1996

m Joyelir

Eledr6nlca

mOrtodonck

OSedor lndurrlsl

9 En los últimos 6 aflos el porcentaje de incremento anual total promedio fue del 3.39% correspondiendo para la Joyería el 4.2%, Electr6nica el -0.646%, Ortodoncia (aleaciones dentales) el 1.55%, Sector Industrial el 7.28% y Acufíaci6n el -12.00%

GRAFICA 7


Demanda Mundial de Plata por Usos en 1996

I Sector Indudrial

mhyeria y Orkbreria

ILIAcufiaci6n

38.83%

En los últimos 6 &os el porcentaJe de incremento anual promdo para el sector industrial S de 0.88% ; para joyería y orfebrería de 6.14%; para acuílación de -6.85% y para fotografia de 0.35%.

GRAFICA 8


7. PLANEAClbN DE LA PLANTA

El estado de Guanajuato es potencialmente rico en recursos minerales del tipo metálico.

Ocupa el tercer lugar en la producción de oro, cuarto lugar en plata.

Es también productor de plomo, zinc y cobre, y de minerales no metálicos tales como

fluorita, arena silica, caolín, cal, diatomita, pumícita, ópalo, cuarzo y perlita.

Los principales yacimientos minerales conocidos en este estado son de oro y plata y le

siguen en orden de importancia los de plomo, zinc y cobre, así como pequeños

yacimientos de tungsteno, manganeso, estaño y antimonio.

Uno de los yacimientos minerales más importantes en el estado son las vetas. Dentro de

este grupo se integran los yacimientos de tipo hidrotermal de relleno de fisuras, que se

han diferenciado de acuerdo con la asociación mineralógica y se clasifican como de tipo

epitermal con plata-oro, (en donde la plata, es el principal mineral), vetas de oro-plata,

(donde el oro es el principal mineral con valores bajos de plata), y los mesotermales (con

plata-plomo-zinc y valores bajos o medios de oro).

Por tal motivo se ha elegido este lugar como base de desarrollo de nuestro proyecto,

además de que la mina en estudio radica en el municipio de Guanajuato, estado de Guanajuato.

7.1. UBICAC16N DE LA MINA Y LA PLANTA

El proyecto que se va a desarrollar utilizará un concentrado proveniente de la mina Las

Torres ubicada en el municipio de Guanajuato, en el estado del mismo nombre. Dicha

mina tiene una alta concentración de oro. El estado de Guanajuato tiene una excepcional

ubicación geográfica. Cuenta con una extensa red de carreteras, una amplia red

ferroviaria y un aeropuerto internacional, lo que pone de manifiesto la importante

infraestructura de esta entidad y la facilidad que ofrece para el desarrollo integral para la

explotación de sus recursos naturales, así como para la elaboración y abastecimiento de

los productos manufacturados. El estado de Guanajuato se ubica en la porción central de la república mexicana, entre las coordenadas 19O55'08" y 21O52'09" de latitud norte y entre 99O39'06" y los

102°05'07"de longitud al oeste del meridiano de Greenwich. La entidad colinda al norte

con el estado de San Luis Potosí, al oriente con el estado de Querétaro, al sur con el

estado de Michoacán Y al Doniente con el estado de Jalisco. Cabe mencionar aue Rara Lixiviacih de oro y plata PAG. 38

UNlVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

todo proceso, es necesario contar con agua, la cual es utilizada en distintas aplicaciones.

En Guanajuato se cuenta con dos cuencas hidrológicas que drenan el estado: la de

Lerma-Santiago y la de Pánuco-Támesi. La cuenca de Lerma es la numero cuatro de la

República y vierte sus aguas al Océano Pacífico, drenando 84% de la superficie del

estado. Destaca el Río Lerma con sus afluentes, el Río Guanajuato y el Río Turbio.

La cuenca del Río Pánuco drena el restante 16% de la superficie de la entidad y vierte sus

aguas al Golfo de M6xico. Destacan los Ríos Manzanares, Bagres y Santa María. Dentro

de estas dos cuencas existen varias presas para uso de riego, agua potable y control de

avenidas, entre las que destacan las presas de Solís, Allende, La Purísima, la de Yuriria y

la Gavia. (20)

7.1.1 REGIONES MINERAS DEL ESTADO

En el estado de Guanajuato existen numerosos distritos y zonas mineralizadas que

conforman tres importantes regiones mineras y que en orden de importancia son las

siguientes:

l. Región de Guanajuato -Sierra de León

2. Región de El Realito

3. Región de San José Iturbide.

El estado de Guanajuato presenta una gran diversidad en condiciones geológicas,

estructurales y manifestaciones de hidrotermalismo, lo que lo ubica en una posición

primordial en cuanto a la presencia de yacimientos minerales. Para su descripción se han

dividido en dos grandes puntos: Los yacimientos actualmente en producción y los que se

encuentran en etapas de exploracibn. Aún cuando en el estado de Guanajuato existen

múltiples evidencias de mineralización, la explotación de mayor volumen e importancia

económica está en el actual distrito minero auroargentífero de Guanajuato en el cual se

ubica la industria minera Las Torres, perteneciente al Grupo Guanajuato, la cual se

localiza en la ranchería de Cedros a 4 kms. al sur oeste de la ciudad de Guanajuato. El yacimiento con que cuenta es una veta del tipo hidrotermal de relleno de fisuras, con 26 km de longitud y de ancho oscila entre los 2 y los 30 m. Sus minerales de mena son el oro, la plata y los sulfuros de Plata y los minerales de ganga son el cuarzo, arcilla, clorita y Lixiviaci6n de 010 y plata PAG. 39

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROmLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

adularia. Entre las obras mineras existentes se encuentran los niveles y los tiros de

explotación. Esta mina subterránea cuenta con leyes de oro y plata de 1 .O9 y 260 g/ton

respectivamente y cuenta con unas reservas comprobadas de 2,265,177 ton. (20)

7.2 PRODUCCION ESTIMADA

Para realizar el proceso de lixiviación de oro y plata, se utilizará un mineral concentrado

por flotación, proporcionado por la mina Las Torres, ubicada en el estado de Guanajuato,

México. Se le tamizará en seco y húmedo por mallas entre 200 y 300, en tamices de

acero inoxidable marca Mont-lnox, utilizando un vibrador, quedando el diámetro promedio

de partícula de 62 micrómetros, con los metales presentes en forma de sulfuros.

La capacidad de producción de la planta de beneficio est6 determinada por la capacidad

de concentrado producido por la mina Las Torres.

En el año de 1996, la mina Las Torres, ubicada en el estado de Guanajuato, México,

produjo de su estación de concentrados por flotación, la cantidad de 77,200 toneladas. El

concentrado producido por esta mina cuenta con un ley de oro de 20 gr/Ton de

concentrado y una ley de plata de 1,403 gr/Ton de concentrado.

Cabe señalar que el proceso de concentración por flotación genera partículas de tamaño

relativamente uniforme y eleva considerablemente las leyes (concentraciones) de los metales de interés para que se facilite su extracción.

A partir de los datos de cantidad de concentrado y las respectivas leyes de Oro y Plata, se

calcula las cantidad equivalente de estos metales que se produjo la mina en el año de

1996.

0 oro: 1,544 toneladas.

plata: 108,307 toneladas.

Como la planta de beneficio estará encaminada a tratar la totalidad del concentrado

generado por Las Torres. Como las eficiencias reales de extraccibn con tiocianato no se conocen, los valores representativos de éstas se calcularán en la etapa de experimentación. Sin embargo, para poder continuar con el análisis preliminar de

producción se aplicarán los valores típicos de eficiencia de extracción propios del proceso de cianuración, los cuales se muestran a continuación.


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oro: se extrae el 90% de este mismo en los concentrados.

plata: se extrae el 90% de la misma en los concentrados.

Estos porcentajes seguramente se modificarán cuando se tengan los resultados

experimentales con el tiocianato.

Dado lo anterior, se espera que la planta de lixiviación a desarrollar tenga el siguiente

nivel de producción.

oro: 1390 toneladas cada aho.

plata: 86,650 toneladas cada año.

Si consideramos que la proporción entre oro y plata es constante en todos los suministros

de mineral durante el año, se podría producir un doré con la siguiente composición

aproximada.

oro: 1 58% en peso

plata: 98.42% en peso

Produccirjn esti

Información de producción.

PRODUCCION

PRODUCCION EFICIENCIA ANUAL

ANUAL MINIMA LEY DE PLANTA DE

(TONIAÑO) (GRITON EXTRACCIdN LlXlVlACldN

CONCENTRAD ("m) (TONIAÑO)

O)

77,200 """" """_ ""

1 .M 20 90 1.39

108 1400 90 97.2

bada de dore: 99 ton/aAo

Costo de concentrado por ano: 23.7 millones USD

Precio de venta de dore por aAo: 30.5 millones USD

Potencial econrjmico preliminar por ano: 6.8 millones USD

COMPOSICI~N

DORC DE

(% EN PESO)

1.4

98.6


UNlwZsIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

8. FACTORES AMBIENTALES

Hasta la fecha, la extracción mineral y los costos de procesos productivos en México no

han sido afectados significativamente por las normas referidas al equipo del control de la

contaminación. A pesar de la carencia de estándares, algunas compañías mineras,

especialmente las más grandes, han adoptado una variedad de medidas para controlar la

contaminación atmosférica.

La población mexicana ha desarrollado una consciencia sobre la protección ambiental, en

respuesta la SEDUE, recientemente decretó que todas las plantas nuevas en M6xico

requerirían de un estudio sobre impacto ambiental.

8.1. CONTAMINACI6N DEL AIRE

Las emisiones de las fundidoras y refinerías son la fuente de contaminación más

importantes en la industria minera.

Por más de 50 años las industrias mineras mexicanas han implementado una variedad de

aparatos para el control de la contaminación en las fundidoras y refinerías para la

protección de la salud de sus trabajadores y la reducción de la exposición de las

comunidades cercanas, los aparatos de control incluyen altas chimeneas equipadas con

filtros y precipitadores electrostáticos.

Hoy en día se han estado tomando mayores cuidados para la ubicación de plantas

metalúrgicas iejos de las poblaciones.

8.2. CONTAMINACI6N DEL AGUA

El potencial de contaminación de los ríos y mantos acuíferos por las operaciones mineras

es un problema mundial.

En algunos casos en México, la contaminación del agua ha sido restringida por la

necesidad del reciclaje del agua empleada en los procesos de beneficio de los minerales,

varias plantas mineras en nuestro país están localizadas en las regiones áridas de

Chihuahua, Sonora y Zacatecas, donde existen numerosos m6todos de recuperaci6n y

reciclaje del agua, la que es escasa en esas zonas.

El método principal empleado, es el uso de presas de residuos, donde el agua

contaminada se filtra por percolación a través de una masa arenosa, posteriormente es

recuperada y regresada a la planta de flotación para ser empleada una vez mhs. Otro Lixiviscibn de oro y plata PAG. 42

UNIVERSIDAD AUTONOMA hETROPOUTANA WAD IZTAPALAPA

método involucra el empleo de grandes tanques donde a los contaminantes se les libera

antes de que el agua sea reticulada al proceso.

9. INFRAESTRUCTURA BÁSICA

9.1. DISPONIBILIDAD DE ENERGíA

México esta dotado con una variedad y abundancia de fuentes de energía. El desarrollo

fuerte de la industria minera de México, especialmente desde la segunda guerra mundial,

ha sido facilitado por el correspondiente crecimiento de las fuentes de energía del país.

La explotación del petróleo y las reservas de gas natural; el carbón, el potencial

geotérmico e hidroeléctrico, y el poder nuclear ha sido complementados con un extensivo

desarrollo de los sistemas de distribución de energía que suministra el servicio a

prácticamente a todos los centros de proceso y extracción de minerales, México ha tenido

una de las más altas tasas de generación eléctrica, la cual ha crecido desde 1960. Del

mismo modo ha tenido una de las más altas tasas de consumo de energía per capita en la

región.

Dentro de la estructura nacional, el estado de Guanajuato pertenece a la división Bajío y

cuenta con dos plantas termoeléctricas, una en Salamanca y otra en Celaya, con una

capacidad de 1,026 Mv, suficiente para surtir una demanda notoriamente superior al

consumo actual. Esto se debe principalmente a la interconexión que existe con el sistema

eléctrico nacional a través de líneas de transmisión de 400 Kv mismos que distribuyen

energía generada en el sureste de la República. En el ámbito estatal, el sistema de

transmisión de energía eléctrica se efectúa a una tensión de 400 Kv y 230 Kv en tanto que

el sistema de distribución es de 13.2 Kv.

En 1 15 Kv se tiene una capacidad excedente de 30 Kv y en 13.2 Kv de 5 Mv. El total de

consumo de energía del estado es de 812 Mv la que corresponde a 52% de la demanda

de la división Bajío y 5% del consumo nacional total que alcanza los 16,000 Mv. En la

ciudad de Salamanca existe una refinería con capacidad de producción de 245,000

barrilesldía para el procesamiento de petróleo crudo, que produce los combustóleos requeridos para el consumo interno de la identidad y de otros 10 estados de la República. Existe, ademh una estación de almacenamiento en la ciudad de León. Conectados de la

refinería de Salamanca existen oleoductos a Cadereytas y México, D.F. Poliductos a Lixiviaci6n de oro y plata PAG. 43

UNNERSIDAD AUTONOMA METROPOLlTANA UNIDAD ETAF'ALAPA

México, D.F., Morelia, Guadalajara y Aguascalientes y gasoductos a Morelia, Guadalajara

y Aguascalientes.(1)s(20)

9.2. COMISIbN FEDERAL DE ELECTRICIDAD

La Comisión Federal de Electricidad ( C.F.E.) suministra la mayor parte de la energía

eléctrica de México vía red nacional. Una cantidad menor es generada por compafiías

industriales para su propio suministro. Las plantas de potencia hidrhulica, geotérmicas y

nucleares, así como las convencionales que operan mediante la combustión de gas

natural, carbón o gasolina (termoeléctricas), son los recursos de generación eléctrica del

país. La capacidad de generación de las instalaciones en México están principalmente

basadas en las plantas termoeléctricas, y en segundo lugar las hidroeléctricas. En 1990,

la electricidad en el país tenía los costos más bajos en Latinoamérica con 4.05 ctvs/k\l\lh

para el consumo residencial, 7.67 ctvs/kWh para el uso comercial y 7.30 ctvs/kWh para

los consumidores industriales.(')

9.3. TRANSPORTAClbN Y TELECOMUNICACIONES

A pesar de la topografía montañosa, México tiene una de las mejores infraestructura y

redes de transportación en América Latina, la cual incluye carreteras y autopistas, vías

fdrreas, aeropuertos, puertos marítimos y facilidades de telecomunicaciones. Las vias

férreas conectan a la mayor parte de las áreas económicamente importantes en la

República con la Ciudad de México y con los puertos marítimos. Las carreteras y

autopistas unen al mercado de los Estados Unidos con doce ciudades fronterizas.

La entidad de Guanajuato cuenta con un amplia red de comunicaciones, además de tener

el mayor índice de carreteras del país, sus vías férreas cruzan toda la entidad tanto en

dirección norte-sur como este-oeste; cuenta con un aeropuerto internacional ubicado en

las cercanías de la población de Silao y cíete aeropuertos nacionales.

Las telecomunicaciones de la identidad se realizan enlazándose con la red federal de microondas del país de la porción central de éste; se cuenta además con 50

administraciones de correos, 73 oficinas telegr&ficas, 12 centrales de telex, 254,622 líneas

telefónicas, 3 estaciones de microondas, 43 estaciones de radio y cobertura de televisión nacional e internacional con I 1 canales. El estado también cuenta con un servicio

completo de telefonía alámbrica y Lixiviaoi6n de oro y plata PAC. 44

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLJTANA UNIDAD IZTAPALAPA

9.3.1. VíAS FkRREAS

La red de vías férreas de México cuenta con 20,680,000 Km. de largo, dicha red es una

integración de 6 diferentes líneas, cinco de las cuales son gubernamentales y la sexta es

propiedad de la compañía Ferrocarriles del Oeste, la cual tiene sede en el Estado de

Sinaloa. Las dos líneas férreas más grandes, Ferrocarriles Nacionales y Ferrocarriles del

Pacífico, pertenecen al gobierno de México, contando con una administración común.

Las vías férreas del estado de Guanajuato cruzan la entidad de oriente a poniente y de

norte a sur, en una extensión de 1,050,895 km lo que significa un importante elemento en

su infraestructura. Además de unir las más importantes ciudades de la entidad, este

medio de transporte las enlaza con otras importantes ciudades como el D.F., Querétaro,

Morelia, Guadalajara, Aguascalientes y San Luis Potosí. El estado cuenta con tres centros

ferroviarios relevantes, ubicados en las ciudades de Acámbaro, lrapuato y Empalme

Escobedo. A continuación se ilustra un mapa que señala las redes ferroviarias que

enlazan a los sitios mineros del país.(').Q0)

9.3.2. CARRETERAS

La red carretera de Mkxico incluye caminos federales, estatales y locales; la cual cuenta

con 210,000 Km., de los cuales 65,000 Km. son caminos pavimentados. El gobierno de

México ha otorgado concesiones a inversionistas privados para la construcción y

mantenimiento de más de 2,400 Km. de autopistas. Esta planeado, que durante los

siguientes cinco años se construyan 1,600 Km. mas de autopistas.

En el estado de Guanajuato se estima una longitud total de carreteras de 5,560 Km, lo cual representa un índice de 18.2 Km por cada 100 Km2, superando en este renglón al

promedio nacional que es de 10.8 Km por cada 100 Km'. De estos 5,560 Km, 280 son de

carreteras de cuatro carriles, lo cual convierte al estado en lo que a extensión de este tipo

de comunicación se refiere. Del total mencionado el 67.2% corresponde a carreteras estatales y el 32.8% a carreteras federales.(')y(20)


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROF'OLITANA UNIDAD IZTAPALAPA m

C l " m I . " I C

I O . MATERIA PRIMA.

10.1, CARACTERISTICAS DEL MINERAL CONCENTRADO

La materia prima de este proceso es el mineral concentrado de oro y plata provenientes

de la unidad minera Las Torres, ubicada en el estado de Guanajuato.

Este mineral cuenta con la siguiente composición promedio expresada en g / ton:

plata 1.16%

oro 222 g/ton.

fierro 36.9%

El 92% de las partículas tiene diámetros menores de 149 pm.

10.2. DESCRIPCION DEL PROCESO DE FLOTACION

Los minerales concentrados, también conocidos como concentrados de sulfuros se

obtienen mediante la técnica de flotación que a continuación se describe:

Las partículas a las que se les aplica el proceso de flotación deben de ser muy finas, por

lo que las piedras que son extraídas de la mina son sometidas a un proceso previo de

trituración y molienda, mediante el cual se reducen al tamafio necesario para poder entrar

al proceso de concentraci6n. Como muchas de las partículas que salen de la trituración

no contienen metales, se tiene que aplicar un proceso de separación para obtener, por un

lado, materiales ricos en metales y, por el otro, materiales que prácticamente no contienen

nada de ellos. Este proceso se conoce con el nombre de flotaci6n.

Las partículas trituradas y molidas que se encuentran mezcladas se pueden separar por

flotaci6n si existe una diferencia suficiente en su humectabilidad que se logra con agentes tensoactivos. El proceso de flotaci6n opera mediante la separación de los sólidos hidrofóbicos en un medio espumoso. Esto se realiza en una cámara abierta por la parte

superior y provista de agitaci&n, se dispersan burbujas finas de aire a través de la

suspensión agitada para formar una espuma que se eleva a la parte superior de la cámara, a estas cámaras se les denomina celdas de flotación. Las partículas que se humectan fácilmente con agua, llamadas hidrofílicas, tienden a permanecer en la Lixiviacibn de oro y plata PAO. 46

UMVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD KTAF'ALAPA

suspensión de agua, y las que no lo hacen, llamadas hidrofóbicas, tienden a recolectarse

en la entrecara burbuja aire-agua y se elevan a la superficie unidas a las burbujas de aire.

La humectabilidad relativa de los sólidos en una mezcla se puede mejorar mediante la

adición de varios agentes que se adsorben en forma selectiva sobre las superficies de

determinadas especies que existen en la mezcla. Los promotores o colectores son

reactivos que proporcionan a los minerales que van a flotar un recubrimiento repelente al

agua y ávido de aire que se adhiere a una burbuja de aire. Los colectores típicos para la

flotación de sulfuros metálicos y metales nativos son xantatos y los ditiofosfatos, grupo

alquílico de dos a seis átomos de carbono.

El colector ionizado se adsorbe en una superficie de un mineral de sulfur0 con enlace a

través de los átomos de azufre. El grupo alquílico proporciona el recubrimiento repelente

al agua. Se utilizan las cantidades del orden de 5 a 100 g react. / ton. mineral.

También se agregan agentes espumantes para generar una burbuja estable y una acción

concordante de espuma. Además, se utilizan reactivos para prevenir la floculación y

mantener un grado apropiado de dispersión de los sólidos suspendidos. Los espumadores

que se utilizan con frecuencia son el aceite de pino, el ácido cresílico, el éter de

polipropilén-glicol y alcoholes alifáticos de cinco a ocho carbonos, como

metilisobutilcarbinol y alcohol metilamílico.

Se pueden utilizar otros reactivos para modificar la selectividad del colector hacia el

mineral deseado y para evitar la flotación de ciertas especies.

Los modificadores de la flotación incluyen varias clases de productos químicos, tales son:

Activadores. Se utilizan para lograr que la superficie de un mineral se preste al

recubrimiento con el colector.

Reguladores de la alcalinidad. Se emplean reguladores como c a l o sosa, o en otros

casos ácido sulfúrico o clorhídrico para controlar o ajustar el pH, que es un factor

importante en casi todas las separaciones por flotación.

Depresores. Estos reactivos ayudan en la selectividad, de la separación, o impiden que

floten minerales que no se desean.

Dispersores o defloculantes. Son importantes para controlar Iodos que a veces obstaculizan la selectividad y aumentan el consumo de reactivos.


UNWERSlDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDALI ETAPALAPA

10.3. SEPARACION EN DIFERENTES TAMAÑOS DE PARTICULA

Una vez contando con el mineral concentrado producido en la planta de flotación de la

unidad minera Las Torres, lo primero que se hizo en laboratorio fue tomar 1500 g. y

tamizarlos en húmedo utilizando mallas de 100, 150, 300 y 400 en tamices de acero

inoxidable con aberturas equivalentes a 149, 104, 52 y 37 micras.

SISTEMA DE TAMIZADO

10.4. CANTIDAD DE LAS FRACCIONES

Una vez seco el mineral tamizado se procedió a pesar cada una de las fracciones

obteni4ndose los siguientes resultados:

11. DESARROLLO EXPERIMENTAL.

41.1. TECNICAS PARA ANALIZAR EL MINERAL Y RESIDUOS SOLIDOS.

I I .I .l. DIGESTION -ABSORC16N ATONIICA.

Esta técnica consiste en adicionar a una mezcla de ácido nítrico y ácido clorhídrico al 5 YO en volumen, una determinada cantidad de la fracción del mineral correspondiente a la malla-300+400 para que se disuelva en el ácido. Esta mezcla heterogénea se pone a


UNIVERSIDAD ALTONOMA ME'ROPOJXTANA UNIDAD JZTAPALAPA

calentar con agitación en una parrilla durante 2 hrs. aproximadamente, a una temperatura

de 170 'C.

Una vez transcurrido este tiempo, se puede apreciar en el fondo del vaso de precipitado

donde se esta llevando a cabo la digestión, unos sólidos de color claro y verdoso. Esto

confirma que la disolución del mineral se ha llevado a cabo y dichos residuos representan

los óxidos de silicio, los cuales no se disuelven en la mezcla ácida. El líquido proveniente

de la digestión se afora a 1 O 0 ml con agua desionizada.

En este momento los metales se encuentran en el líquido y es posible leer su

concentración mediante un espectrofotómetro de absorción atómica. AI conocer la

cantidad de mineral que se ha adicionado al principio y la concentración de metales en la digestión es posible conocer de manera indirecta la cantidad de metales en el mineral.

1 I .I .2. FUSION - ABSORCION ATOMICA.

En este método la manera de llevar los metales al estado líquido es mediante la fusión del

mineral en un horno de resistencia a una temperatura de 975OC durante 20 min. con

ayuda de un material fundente que en este caso es el metaborato de litio.

El material fundido se vierte en una solución acuosa de ácido nítrico al 5% en volumen y

se mantiene en agitación en una parrilla el tiempo necesario para que los sólidos

(cenizas) se solubilicen.

Posteriormente, el ácido nítrico con los metales disueltos se aforan en 100 ml con el ácido nitrico al 5 % en volumen. La manera de conocer la concentración de metales en

este aforado es mediante la absorción atómica la cual proporciona de manera indirecta la concentración en partes por millón (ppm) de los metales en la fracción del concentrado, al

conocer la cantidad de mineral que se fundió.

11.2. TECNICAS DE LlXlVlAClON

11.2.1. DESCRIPCION DEL EXPERIMENTO

El equipo con el que se cuenta para desarrollar las lixiviaciones es el siguiente:

Un reactor de vidrio por lotes con tapa, con capacidad de un litro (4).

Un agitador que consta de una varilla de vidrio y paletas de teflón (3).


UNIVERSIDAD AUTONOMA "ROFOLITANA UNIDAD ETAPALAPA m

tmw*(*l

Un motor para rotar el agitador de forma controlada.

Un baño de agua a temperatura ambiente (1).

Una brida.

0 Un tubo de muestreo.

Una bomba de vacío.

La manera de montar el equipo es la siguiente:

EQUIPO EXPERIMENTAL

El motor se fijan al soporte con ayuda de las nueces. La varilla del agitador se sujeta al

motor, de tal forma, que entre al reactor por el orificio central que se presenta en su tapa.

La tapa y el reactor se sujetan mediante una brida. Tanto al agitador como a las

superficies de la tapa y del reactor que están en contacto se les pone grasa de silicón

para asegurar que queden bien selladas y evitar el calentamiento de la varilla por la

fricción y la subsecuente fractura.

El reactor se fija de tal manera que 3/4 de su volumen queda inmerso en un baño de agua

a temperatura ambiente para amortiguar los posibles cambios de temperatura

ambientales.

Ya instalado el equipo, se prepara la solución lixiviante y se le adiciona la cantidad de

mineral necesaria para el experimento. Unicamente se emplean 800 ml de la solución

lixiviante para evitar derrames del reactor. Las muestras se toman a intervalos de tiempo

predeterminado, las cuales posteriormente se analizarán en el equipo de absorción atómica, para determinar la concentración de metales que se han lixiviado en el transcurso de la reacción. Una vez terminada la lixiviación se filtran los residuos, los cuales, después de ser secados, se pesan y se les realiza una digestión para determinar sus composiciones de

oro y plata por la t6cnica de absorción atómica Lixiviaci6n de oro y plata PAO. 50

UNIvERSIom AUTONOMA METROFQLITANA UMDAD IZTAPALAPA

Crn.l"..l

11.3. TECNICAS PARA LA CEMENTACION Y NEUTRALIZACIoN DE LOS EFLUENTES

Una vez que ha terminado el tiempo de lixiviación del mineral, este se filtra a vacío para

separar los metales que se encuentran en solución, de la ganga mineral. La manera de

separarlos industrialmente es mediante filtros o tanques espesadores, los cuales se

encuentran a la salida de la etapa de lixiviación. De dichos filtros se obtiene una corriente

libre de sólidos que es dirigida hacia la siguiente etapa, en la que se lleva a cabo la

precipitación (cementación) de los metales y que a continuación se describe.

11.3.1. DESCRIPC16N DEL EXPERIMENTO

La cementación se realizo, a partir de una alicuota (200 ml) tomada de la solución

lixiviada, a la que se le agrego una cantidad de agente cementante (0.2 gr. de Cu). Cabe

mencionar que se hicieron experimentos con otros metales (aluminio, fierro), pero el cobre

dio mejores resultados. Esta solución se sometió a agitación manteniéndola a

temperatura ambiente durante 30 min., pasado este tiempo, se filtró a vacío. Una vez

obtenida la solución filtrada, en cuatro matraces aforados de 25 ml. , se vertieron 1 O ml de

la solución a los cuales se les agregó O, 5, 1 O y 15 ml. de una solución estándar ( 25 ppm

de Ag ) en diferentes matraces y se aforaron con ácido nítrico al 5%. A esta operación se

le denomina "método de adiciones" y sirve para eliminar interferencias en el análisis entre

el metal cementante y el metal cementado. Posteriormente, estas soluciones fueron

llevadas a un espectrofotómetro de absorción atómica para determinar la cantidad de

plata contenida en la solución, esta mismo método se repitió para la determinación de oro (con un estándar de 5 ppm de Au).

REPRESENTACION ESQUEMATICA DE LA CEMENTACION


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Una vez determinada la cantidad de metales contenidos en la corriente líquida filtrada, se

tomaron cuatro muestras de 50 ml. a las las cuales se les determino el pH, obteniendo un

pHr1.72. Como se puede ver es un pH muy ácido y no apto para desecho, por lo que se

procedió a su neutralización mediante una titulación empleando una solución de

Ca(OH)2 mediante el método de pH-metria. El cual consiste en agregar la sal gota a

gota hasta obtener el pH deseado (8.0, 9.0, 10.0, y 11 .O) , esto con el objeto de disminuir

la acidez y precipitar los metales de la solución. Una vez neutralizadas, a las diferentes

muestras, también se les determino la cantidad de metales ( Ag, Cu, Fe y Pb), con el

propósito de conocer cual fue la cantidad de estos en el efluente de salida y proceder a su

desecho. Las reacciones de neutralización son la siguientes:

Pb" + 20H- - PbO(4, + Hz0

~ C U ' + 20H- - C U ~ O + Hz0

Fe" + 20H- - Fe0 (q + Hz0

2Ag + 20H- _____* As20 + Hz0

DIAGRAMA DEL SISTEMA DE TITULACION


11.4. RESULTADOS Y COMENTARIOS DE LA PARTE EXPERIMENTAL.

Las técnicas anteriormente expuestas fueron aplicadas al mineral sin tamizar proveniente

de la planta de flotación y a la fracción con la que se realizarhn todos los experimentos de

laboratorio, a saber, -300+400.

A continuación se presentan los resultados:

En la técnica de digestión se obtuvieron para el mineral sin tamizar una cantidad de

10,800 g Ag / ton mineral, y una cantidad de oro de 21 5 g Au / ton mineral . Las digestiones para la fracción del mineral reportaron los resultados para la plata de 983

g Ag / ton mineral y para el oro de 274 g Au / ton mineral.

En la técnica de la fusión para el mineral sin tamizar se obtuvieron, para la plata, 0.57 g

Ag / ton mineral, . Para el oro no se aplicó esta técnica porque se observa que para la

plata no era adecuado.

Como se puede observar, se obtuvieron mejores resultados por la técnica de digestión

que por la técnica de fusión, por tal motivo, la técnica que se emplea en todo el desarrollo

experimental donde se tenga que conocer la cantidad de metales en mineral, sea fresco o

de residuo, es la de digestión.

La diferencia entre ambas técnicas se debe a que, mediante la fusión, se presentan

grandes pérdidas de material en el momento de vaciar la gota fundida desde el crisol a la

solución de ácido nítrico, pues el cambio drástico de temperatura entre el interior del

horno y el ambiente provoca que se cristalice rápidamente esta mezcla de mineral y

fundente, antes de vaciarla, y por consiguiente, se quede pegado en el recipiente que lo

contiene.

Para la lixiviación se tiene que los artículos referentes al tema indican que una buena

solución para lixiviar oro y plata de su mineral es la formada por tiocianato de amonio, ioduro de potasio y sulfato férrico, para tener en el sistema iones tiocianato, iones ioduro e iones férrico, en molaridades de O. 1, 0.01 y 0.055 respectivamente. Pero uno de nuestros

objetivos es el de variar el agente oxidante, que en este caso es el fierro. Se comenzó con Lixiviacih de oro y plata PAG. 53

UNIVERSIDAD AUTONOh4.4 METROPOLJTANA UNIDAD IZTAPALAPA

tres lixiviaciones distintas, la anterior y dos mbs cuya única diferencia es el cobre en lugar

del fierro y en la tercera el peróxido de hidrógeno en lugar del cobre. Los tres agentes

oxidantes se adicionaron en la misma concentración de 0.055 M en sus respectivos

experimentos. Las reacciones de oxidación para oro y plata en el mineral tratado son las

siguientes:

Reacciones en el sistema tiocianato , peróxido e ioduro de potasio

Reacciones en el sistema tiocianato, fierro e ioduro de potasio

+ 2Au + 4SCN- - 2Au(SCN)2 + 2Fe2' 2Fd3 + Ag2S + GSCN- - ~As(SCN)-~ + We2' + So

Reacciones en el sistema tiocianato, cobre e ioduro de potasio

2Cu2' + ~ A u + 4SCN- - 2Au(SCN)2 + ~ C U '

~ C U ' ~ + Ag2S + 6SCN- - 2Ag(SCN)-3 + ~ C U ' + So

0 Reacciones en el sistema tiocianato, cobre y tiourea.

Reacciones en el sistema tiocianato, iodo e ioduro de potasio

12 + ~ A u + 4SCN- - ~Au(SCN)-~ + 21- 12 +Ag2S + 6SCN- - 2Ag(SCN)< + 21- + So


UNlVERSlDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD JZTAPALAF'A

Reacciones en el sistema tiocianato, iodo , ioduro de potasio y tiourea

12 + ~ A u + 4SCN- - 2Au(SCN)-2 + 21- 12 +A@ + 4SCN- - 2Ag(SCN)i + 21- + So

Reacciones en el sistema tiocianato, fierro y tiourea

2Fd3 + 2Au + 4SCN- - ~Au(SCN)-~ + 2Fe2'

2Fd3 + Ag2S + GSCN- - Ag(SCN)-3 + 2Fe2' + So

En la primeras tres lixiviaciones se emplearon 5 g de la fracción cuyo diámetro de

partícula corresponde al tamaño de malla-300+400 y se tomaron muestras de 7 ml aproximadamente cada media hora durante cuatro horas, de tal forma que se contaba con

ocho muestras para conocer el comportamiento cinético.

AI analizar los resultados obtenidos en el equipo de absorción atómica se pudo observar

que ninguna de las tres lixiviaciones producían los resultados deseados. En cada uno la

extracción de plata era menor del 10%. Fue por este motivo por lo que se decidió realizar

otra lixiviación con el agente oxidante que presente las mejores extracciones de plata en

este caso, el cobre, pero ahora sometida a una temperatura de 50 "C. Uno de los principales problemas que se presentaron en las lixiviaciones con cobre fue la formación

de sólidos en el momento de preparar la solución. Esta fue una motivación adicional para

experimentar con temperatura mayor, además de buscar mejor resultado cinetico.

Lo que se obtuvo de la lixiviación de cuatro horas con cobre y temperatura de 5OoC fué un

poco de mayor extracción de oro, sin embargo, la cantidad extraída de plata no se mejoró.

Fue por este motivo por lo que se decidió modificar la solución lixiviante, adicionando una

cantidad de tiourea idéntica a la de tiocianato para aumentar la solubilidad de la plata en este sistema, manteniendo al cobre como agente oxidante y eliminando al ioduro de potasio. El sistema favoreció a la extracción tanto de plata como de oro, sin embargo se


UNIVERSIDAD AUTONOMA h4PXROPOHTANA UNIDAD ETAPALAPA

experimentó la precipitación masiva del cobre por reducción. Esta situación se presentó

por el poder reductivo del tiocianato, como la siguiente reacción indica:

En la siguiente lixiviación se sustituyó el cobre y la tiourea por iodo e ioduro de potasio,

obteniendose una menor cantidad de oro y plata que en la anterior. El iodo en presencia

del ion ioduro lleva a cabo la oxidación de los metales preciosos de la siguiente manera:

Por tal motivo se adicionó tiourea al sistema anterior, en el cual se incrementó

considerablemente la extracción de oro y plata, la solubilidad de la plata se ve afectada

por la concentración de algunos agentes que se encuentran en el sistema tales como: solubilidad de plata = Ag’ + Ag(SCN) + Ag(SCN)i + Ag(SCN)32- + Agls + &Is2- + Ag143- + Ag( tiou )S+

En donde la solubilidad de la plata libre del lado derecho se ve limitada por la formación

de AgSCN 4 .

En donde Kps = [ Ag’ 3 [SCN- 1.

Para abatir la baja solubilidad de plata se decidió doblar la concentración de tiocianato. La

lixiviación correspondiente no presentó incremento de extracción con respecto a la

anterior.

Por este motivo, en la siguiente lixiviación se incrementó la cantidad de tiocianato hasta 1

M registrándose, además de un comportamiento ascendente en un intervalo de 14 horas

, un buen nivel de extracción de ambos metales. La idea original de trabajar con fierro, ya que en la literatura se reporta como el agente oxidante indicado, se retomó al ver que la tiourea ofrece buenos resultados como auxiliar.


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROF'O~ANA WAD IZTAF'ALAF'A ligA

CIUI111.-C

Las siguientes lixiviaciones se realizaron con las concentraciones de tiocianato 1 M ,

tiourea 0.1M y fierro 0.055 M . En ellas se encontraron comportamientos ascendentes en

lo referente al grado de extracción de metales.

Por último al analizar los resultados anteriores se llegó a la conclusión que los sistemas

de férrico y KI - l2 son los agentes oxidantes más recomendables junto con 0.1 M de

tiourea y I .O M de tiocianato. Se llevó a cabo una lixiviación durante 12 horas con 1 Og de

mineral, con el segundo sistema obteniendo los mejores resultados.

Reacciones en el sistema tiocianato, fierro e ioduro de potasio

2Fd3 + 2Au + 4SCN- - 2Au(SCN)-;, + 2Fe2'

2Fe'3 + Ag2S + 6SCN- - 2Ag(SCN)-3 + 2Fe2' + So

En la siguiente tabla se ilustran los experimentos realizados y descritos anteriromente:

CONCENTRAC16N (M)

CON VER SI^ N

AG Yo

12

1

57

- EXTRACCI~

N

DE AG

Estancó

Estancó

Estancó

Estanco

Estand

CONVERSI

6N

AU%

18

""""_

6

29

73


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNDAD ETAPALAPA

"rnlrr

6 Tiocianato O. 1

12 0.01 KI 0.01

7 Tiocianato O. 1

12 0.01 KI 0.01

Tiourea O. 1

12

13

Tiocianato 1 .O

Fe 0.055 Tiourea O. 1

Tiocianato 1. O

12 0.01 KI 0.01 Tiourea O. I

44

56

10

91

36

41

Estand 86

EstancCi 72

Ascendió 58

Estancó 19

Ascendit5 """"_

Ascendió 39

Ascendid 60

Ascendió 69


uNI\;ERSIDAD AmONOMA METROPOLlTANA UNIDAD IZTAPALAI'A

Il.lwn..I)P

Como podemos observar de la tabla anterior, las primeras lixiviaciones no dieron los

resultados satisfactorios, por lo que se comenzó a variar el agente oxidante, así como la

adición de tiourea, la cual hizo posible la solubilización de la plata. Gracias a estos datos

se pudo conocer los sistemas lixiviantes que mejor extraen los metales de interés y con

los que se va a trabajar en adelante.

Los reactivos empleados para la cementación, así como para la neutraíización de

nuestras corrientes obtenidas de los efluentes del proceso de lixiviación fueron los

Siguientes:

1 .- Solución lixiviada

2.- Agente cementante (Aluminio, fierro ó cobre )

3.- Solución de Ca(OH);! al .O01 M

La solución que entró a la etapa de precipitación, se le adiciono aluminio en polvo y floruro

de sodio ( para limpiar la superficie oxidada del aluminio) y de esta manera recuperar los

metales de interés en forma de una mezcla sólida, a la que se le denomina doré, según

las siguientes reacciones de sustitución.

3Au(SCN)-2 + AI ---------- 3Au + GSCN- + Al+3

3Ag(SCN)'2 + Al ---------- 3Ag + 6SCN' + Al+3

Sin embargo, se observo mediante la determinación de metales por medio de la absorción

atómica, que no hubo precipitación, por lo que se procedió a sustituir el aluminio por

cobre, resultando las siguientes reacciones:

Au(SCN)-2 + CU ---------- 3Au + 6SCN' + Cu+

Ag(SCN)'2 + CU -----I--- 3Ag + 6SCN' + Cu+


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

12. PROGRAMA DE SIMULACI6N DE BALANCES DE MATERIA

Como ya se,mencionó, para realizar el diseño de los equipos e integrarlos en la planta de

beneficio de doré fue necesario realizar una parte experimental mediante la cuál se

conocieron algunos de los parámetros que serían útiles para tales fines, como son los

tiempos de las conversiones máximas alcanzadas tanto de oro como de plata en la

lixiviación, la relación adecuada de líquidos a sólidos, la cantidad de agente cementante, las conversiones en dicha cementación así como la composición de la solución lixiviante.

Las concentraciones escogidas fueron las que proporcionaban mayores conversiones sin

la degradación de ningún reactivo.

Finalmente, se realizó el diseño de la planta por lo que fue indispensable hacer un

programa de computo, que simulara todos los balance de materia del proceso, sin el cual

no hubiera sido posible optimizar los parámetro de la planta.

Dichos balances se reportan por corrientes de entrada y salida numeradas del O al 13.

Todos los flujos de materia entre los equipos, como se muestra a continuación, se suponen en estado estacionario.

' V 2 V

+I8 FILTRO I I 43) I I I

I 10 19 1lV

12


Cabe mencionar que este programa cuenta también con una simulación que contiene

todos los cálculos involucrados con los costos tanto del mineral como de los reactivos y

con estos se puede estimar cuanto dinero se está perdiendo en cada una de las

corrientes de salida del sistema así

recuperación de los valores.

como las ganancias correspondientes a la

Se hace una comparación de la sumatoria de todos los gastos y pérdidas existentes en el ciclo que involucra el proceso con las ganancias generadas por el dor6, con lo que se da

una burda idea de la rentabilidad del proceso.


UNIVERSIDAD AUTONOMA h4ETROF'OWANA UNIDAD IZTAPALAPA

El resultado final de los cálculos realizados es negativo, lo cual significa que las ganancia

generadas no son suficientes para la compra de los reactivos que se necesitan para

llevar a cabo la lixiviación, lo cual indica que se esta pagando mas por el mineral de lo

que se puede extraer de éste.

A continuación se menciona todo lo que fue posible determinar con el empleo de este

programa lo que lo hace aún más importante.

En el proceso se cuenta con la recirculación de la solución lixiviante, pero es

indispensable que esta solución alcance nuevamente las concentraciones necesarias

para llevar a cabo la lixiviación. Por lo anterior se torna necesario regenerar tal solución.

Por medio de los balances que realiza el programa es posible conocer las cantidades

exactas de los reactivos para lograr nuevamente las concentraciones deseadas. Por

otro lado para controlar el nivel de impurezas es necesario purgar una parte de la

solución recirculada, por que de no hacerlo se tendrían problemas de acumulación de

complejos metálicos como es el caso del cobre y plata que limitan la extracción.

Como se sabe que en la solución recirculada están contenidos oro y plata en solución, fue

necesario por medio del programa hacer simulaciones con distintos valores para

determinar la cantidad de purga que genera menos pérdidas y para la cual no se tienen

problemas con la solubilidad de los complejos de plata.

También, en base a la cantidad de agente cementante obtenida en la experimentación,

con los balances programados se pudo conocer la cantidad mínima necesaria de cobre

que hay que alimentar at sistema para que precipiten tanto el oro como la plata

prácticamente en su totalidad. Mientras menor sea el cobre sobrante, la calidad del dord

se vera favorecida.

De igual manera, al determinar un volumen de solución lixiviante en cada reactor se está

fijando, mediante los balances de masa, la cantidad de solución lixiviante en el resto de

las etapas y el programa nos dice cuales son estos valores.


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROWLITANA UNIDAD ETAF’ALAF’A

<I-.-

ABREVIATURA

mh2oj

mtioj

mtiouj

mi2j

m kij

mij

maulj

maglj

mfelj

mculj

magsj

mausj

mfesj

minj

mcusj

mcaj

mcucj

m w j maupj

mfepj

Md

HD

mResAu

mResAg

mResFe

mResCu

mResl

NOMENCLATURA DEL PROGRAMA

SIGNIFICADO

masa de agua (h20) en la corriente j

masa de tiocianato (tio) en la corriente j

masa de tiourea (tiou) en la corriente j

masa de iodo (i2) en la corriente j

masa de ioduro de potasio (ki) en la corriente j

masa de ión ioduro (i) en la corriente j

Masa de oro en complejo soluble (I = líquido) en la corriente j

masa de plata en complejo soluble (I = líquido ) en la corriente j

masa de fierro en complejo soluble (I = líquido) en la corriente j

masa de cobre en complejo soluble (I = líquido) en la corriente j

Masa de plata que no se lixivió (S = sólido) en la corriente j

Masa de oro que no se lixivió (S = sólido) en la corriente j

Masa de fierro que no se lixivió (S = sólido) en la corriente j

masa de mineral en la corriente j

Masa de cobre que no se lixivió (S = s6lido) en la corriente j

masa de hidróxido de calcio en la corriente j

Masa de cobre como agente cementante en la corriente j

masa de plata precipitada en la corriente j

masa de oro precipitado en la corriente j

masa de fierro precipitado en j

masa de doré

porcentaje de humedad del doré

masa de oro recirculado como complejo soluble

masa de plata recirculada como complejo soluble

masa de fierro recirculado como complejo soluble

masa de cobre recirculado como complejo soluble

masa de ion ioduro recirculado


UNIVERslDAD AUI'ONOMA METROPOLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

r r . u u . l l e

FRACCION DE SOLUCION QUE ACOMPARA AL DORE:

Se refiere a la relación entre la cantidad de agua que queda con los sólidos después de la

filtración y la cantidad de agua que entra al filtro. Se expresa de la siguiente manera:

Masa de agua en la corriente 8

Masa de agua en la corriente 7

Con este parámetro el programa calcula el porcentaje de humedad del doré.

A continuación se anexa una corrida del programa con los parámetros mencionados.

12. ANALISIS DE RENTABILIDAD

El presente es un subproceso de uno mas grande, al cual le precede uno de flotación y le

sigue uno de purificación de metales. Para estimar su rentabilidad es necesario evaluar el

impacto que tendría ante todo el proceso metalúrgico, el cual empieza con la extracción

de mineral y termina con la vente del oro y la plata como producto terminado. La

información financiera de tal proceso no está al alcance, por lo que es necesario, para

fines académicos, pensar en el proceso de lixiviación como uno autónomo, en el que se

copra la materia prima ( mineral ) y se vende el producto (doré).

En estos términos, el presente proceso no tiene la capacidad de generar ganancias,

puesto que los gastos asociados con la compra de materia prima y reactivos rebasan las

ganancias que se pudieran tener por la venta del producto. En la siguiente tabla, se

presentan los precios tanto de los reactivos de lixiviación como de cementación, así como también los de mineral y producto. Todos los precios se encuentran actualizados y están

en pesos.


De estas tabla se conoce el costo por reactivos y materia prima: $ 164, 464

AI sacar la diferencia entre el valor del doré y el costo por reactivos y materia prima se

tiene: - $36,501

Este resultado se interpreta como pérdidas. Del anhlisis que se realizó para un solo reactor, es fácil apreciar que los gastos relacionados con la compra de reactivos y mineral

es bastante mayor que las ganancias obtenidas por la venta del producto. Si se analizan

los 10 reactores, se llega a la misma conclusión, es decir, no hay ganancias netas.

13.1. CAUSAS DE LA NO RENTABILIDAD DEL PROYECTO

El proceso de lixiviación tiene como diferencia primordial, con respecto a los procesos

químicos tradicionales, que la materia prima, con un valor comercial relativamente bajo,

no es transformada para obtener el producto con un valor agregado mucho mayor. En el caso de la lixiviación, únicamente se realiza una extracción de materiales valiosos de donde la naturaleza los ha depositado, es decir, se emplea la química para extraer el oro

y la plata del mineral que los contiene. De esta manera, al comprar la materia prima (


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROF'O~ANA UNIDAD ETAPALAPA

mineral ), realmente se están pagando los productos (oro y plata), aunque a un valor

menor que si estuviesen en su presentación comercial. Para que un proceso metalúrgico

sea atractivo y económicamente competitivo, debe presentar eficiencias de recuperación

de metales cercanas al 100 %, para que al vender el producto se recupere el gasto de la

materia prima y se obtengan ganancias netas que permitan pagar la inversión y los gastos

de la planta.

La cotización de los metales en forma de doré es mucho mayor que la de los metales

contenidos en el mineral. Es por esta diferencia de cotizaciones por la que es atractivo

pensar en algún proceso cuya materia prima sea el mineral y el producto sea el doré.

La realidad es que el sistema químico no extrae la totalidad de los metales presentes en

este mineral en particular, únicamente alrededor del 45% y 85% del oro y la plata,

respectivamente. Esto se debe principalmente a dos factores:

1. Se alcanza rápidamente el equilibrio químico con los complejos metálicos,

principalmente del cobre y de la plata, inhibiendo la solubilidad de &tos y por lo tanto

su extracción.

2. Una buena parte del oro esta encapsulado, por lo que no es posible que los agentes

lixiviantes tengan acceso al metal en bstas condiciones, es decir, solo se estan

lixiviando aquellos valores que se encuentran en la superficie y en zonas accesibles a

los reactivos.

Por lo tanto, el proceso de lixiviaci6n de oro y plata, con tiocianato y tiourea como agentes

extractivos no es un proceso conveniente para el mineral proveniente de la minera Las

Torres. Eso no quiere decir que el proceso no sirve para ningún otro mineral. De hecho,

el diseño del proceso y la simulación mediante un programa de cómputo de los balances de masa sirven para cualquier mineral y son una herramienta de suma importancia para posteriores diseños de procesos similares. Por lo que se continuó con dicho diseño.


UMvERsrnm AUTONOMA MKIROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

14. SELECClbN Y DISEÑO DE EQUIPOS DE PROCESO

En esta parte, se busca integrar todos los resultados obtenidos en la experimentación.

De tal manera se adaptan los parámetros a las necesidades de producción, recuperación,

cumplimiento de normas ecológicas y se puede realizar una selección apropiada de los

diferentes equipos que compondrán la planta de lixiviación de oro y plata.

14.1. REACTORES DE LlXlVlAClON

Uno de los primeros objetivos de esta investigación fue realizar una recopilación de datos

que fueran útiles en la realización del diseño, uno de ellos es la producción anual de

concentrados de sulfuros en la compañía minera Las Torres, el cual representa la materia

prima del proceso. Tal dato fija la capacidad de tratamiento de este proceso, con el cuál

se determina el tamaño y número de reactores requeridos para cumplir con tales

necesidades.

El nivel de producción de la compañía es de 77200 ton anuales lo que representa 1484.6

ton a la semana. Uno de los resultados obtenidos en laboratorio es la relación de masa de

mineral a volumen de solución lixiviante apropiada para este sistema. Tal relación se

puede expresar como 100 m3 de solución lixiviante por cada tonelada de mineral, de

donde se calcula que el volumen a tratar por semana es de 148,470 m3. Para fines de

diseño de un proceso alternativo se tomó aproximadamente una cuarta parte de este

volumen.

Para determinar el tiempo que deberá permanecer la mezcla reaccionante dentro del

reactor se emplean las relaciones conversión - tiempo para los tamaños de partícula que

mejor represente al mineral total, es decir, aquellas fracciones que en peso representen la

mayor parte.

Tal es el caso de las partículas cuyo diámetro se encuentra acotado por las cribas: con

mallas de - 300 + 400 y - 150 + 300. La masa de las partículas cuyo diámetro se

encuentra en tales intervalos corresponde a un 40.32% de la masa total mientras que el

porcentaje de las partículas más finas que pertenecen a números de malla menores de 400 representa un 51.34% de dicha masa, pero estos finos reaccionan muy rápidamente

por lo que con hacer el diseño para las partículas mas grandes se está asegurando que Lixiviacibn de oro y plata PAG. 67

UNNERSIDAD AUTONOMA MEIROFQIlTANA UNIDAD IZTAPALAPA

C"IU*

dichos finos ya hayan reaccionado, cabe mencionar que estas partículas finas son las

que contienen menor cantidad de metales valiosos, el porcentaje restante corresponde a

las partículas mas grandes acotadas en mallas de -100 +I50 y +I O 0 las cuales por

encontrarse en tan pequefia cantidad no impactan en el sistema. Uno de los datos mas importantes que se obtuvieron en la etapa experimental es la

concentración de la solución lixiviante ( tiocianato 1 M, tiourea 0.1 M, yoduro de potasio

O.OlM, iodo 0.01M ) y la relación de sólidos a líquidos que mejores resultados

proporcionaron en la etapa de extracción (1 O g / It que también se puede expresar como

1 O 0 m3 de solución / tonelada de mineral ) . AI hacer un análisis del muestre0 de las lixiviaciones de 24 hrs. ( cuyas corridas

presentaban las características descritas en el párrafo anterior ) para las fracciones ya

mencionadas, se obtuvieron los siguientes datos en gramo de metal / gramo de mineral,

excepto el tamaAo de partícula :

TAMAÑO DE PARTICULA: malla - 300 + 400

MAYOR LECTURA DE PLATA LIXIVIADA: 4.59 x 10 -3

CANTIDAD TOTAL DE PLATA: 5.090 x

De lo anterior se generar la siguiente grhfica:


TAMAÑO DE PARTICULA: - 150 + 300

PLATA EN RESIDUOS: 3.62 x I O 4

MAYOR LECTURA DE PLATA LIXIVIADA: 4.08 x 10 -3

CANTIDAD TOTAL DE PLATA: 4.442 x I O -3

De tales datos se puede trazar la siguiente curva:

De los resultados, se observó que para tener la más alta extracción de metales son

necesarias 20 horas de reacci6n.

Es importante mencionar que no se realizó un diseño para los reactores de lixiviaci6n por

que existen diseños comerciales que se adaptan a las necesidades del proceso.

Los reactores existentes que pudieran adaptarse a este proceso operan a presión ambiente y trabajan de cualquiera de las dos formas siguientes:


UNNERSDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD IZTAPALAPA

En tanques abiertos o cerrados a temperatura ambiente o moderada

A temperatura cercana al punto de ebullición de la solución

En ambos casos la agitación puede ser mecánica o neumática dependiendo del volumen

del reactor. Los tanques agitados mecánicamente pueden ser cilindros con ejes verticales

cuyo fondo debe de ser plano o en forma de cono poco profundo.

Los tanques rectangulares o cuadrados no se emplean por que siempre es difícil el

movimiento del fluido en las esquinas. Los tanques pueden estar hechos de acero, titanio

u otros materiales resistentes a la corrosión como fibra de vidrio por ejemplo. Los tanques

de acero pueden estar recubiertos de plástico, cristal, o ladrillo. (’)

Dada la alta relaci6n de líquidos a- s6lidos necesaria para el presente sistema se

eligieron los tanques más grandes, siendo estos de 1-0 m de dihmetro por 10 m de altura.

AI ser llenados al 85% de su volumen, por razones de seguridad, se cuenta con 668.99

m . 3

Como este proceso es en continuo y los reactores son batch se requiere tener 10

reactores ordenados de tal forma que trabajando alternativamente generen un flujo

continuo a la salida de la etapa de lixiviación con un tiempo muerto de 9 horas, donde 3

horas sean de descarga, 3 horas de limpieza y mantenimiento y otras 3 horas de carga.

Por lo tanto los reactores tienen un ciclo de 29 horas.

Con tal descripción, se ha encontrado un arreglo para que en una semana se realicen 57

descargas, lo que representará 38,132.43 m3 por semana, con lo cual se procesaran 381.32 toneladas de mineral a la semana.

A continuación se muestra el arreglo con el cual se logra que a pesar de que se tienen

reactores por lotes el proceso sea continuo:


HORA R -10 R - 9 R-8 R-7 R.$ I R - 6 ; R . 4 R-3 R - 2 R. 1 1

RXN RXN RXN RXN RXN RXM DESCARGA DESCANSO CARGA RXN 3 RXN RXN RXM ,m RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA . RXN a

, R X N . RXN . RXN m RXN RXN D W M G A DESCANSO CARGA RXN

8 RXN RXN RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN

10 RXN

CARGA RXN RXN RxM RXN RXN RXN DESCARGA DESCARGA DESCM32 21 CARGA RXN m RXN RXN m RXN RXt? DESCARGA DESCANSO 26 CARGA RXN RXN RXM RXN RXN RXN RXN DESCARGA DESCANSO 21

DESCANSO CARGA RXN m RXN RXN RXN RXN DESCARGA DESCANSO 2 4 DESCANSO CARGA RXN RXN m RXN RXM RXN RXN DESCARGA 23 DESCANQ CARGA RXN RXN RXN RXN RXN RXN . DESCARGA 22 DESCARGA DESCANSO CARGA RXN m RXH RXN RXN RXN DESCARGA 21 DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN RXN RXN RXN RXN 20 DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN RXN m RXN RXN 19

RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN RXN RXN RXr? 18 RXN . DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN RXN m RXN 17 M DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXM RXN RXN RXN 16 RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA W m m . m RXN I S RI(H RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXM RXN RXN RXN RXN 14 RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN RXN RXN 13 m RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXN RXN RXN m 12 m , m RXN DESCARGA D E S C M N CARGA RXN RXN RXN RXN 11 RXN RXN RXN DESCARGA DESCANSO CARGA RXM RXN RXN

, 9 RXN RXN RXN RxtJ DESCARGA E S C M S O CARGA RXN RXN m

Como ya se mencionó cada tanque tiene que descargarse en tres horas, con lo cual

tendremos un gasto de 3716.6 It I min obtenido a partir de la siguiente ecuación :

Q = V / t

donde:

Q = gasto en It I min

V = volumen de masa reactiva en It.

t = tiempo de vaciado en min.


UMVERSIDAD AUl'ONOMA METROFOLJTANA UNlDAD IZTAPALAPA

Para conocer el diámetro de la tubería de descarga se emplea la siguiente ecuación, la

cual presenta el tiempo de vaciado en función del radio del tubo de descarga. Tal

ecuación se obtiene al plantear y resolver simultáneamente un balance no estacionario de

materia y un balance no estacionario de energía mecánica.

t = 2 ( R / R 0 ) ~ ( h ! 2 g ) %

donde :

R = radio del tanque en metros

Ro = radio del orificio de descarga en metros

h = altura de la masa reactiva

g = aceleración de la gravedad = 9.8 m / S* (3)

Sustituyendo los valores correspondientes al reactor de lixiviación y despejando de (1)

Ro, se obtiene:

Ro = 0.05523 m

Esto corresponde a un diámetro de 4.5 pulgadas. Mientras se encuentre en la etapa de

descarga la agitación será permanente para mantener a los sólidos en suspención y no

permitir que se atasque el conducto de salida.

Como todo tanque agitado, este reactor consta de bafles, los cuales comúnmente tienen

un ancho que fluctúa de 1/1 O a 1/12 del diámetro del tanque, y se separan de la pared al

rededor con una longitud de 1/20 a 1/24 veces el diámetro del tanque. Este equipo llevará

cuatro bafles equidistantes, uno cada 90 o . (14)

Para este caso, el ancho del bafle es de 9.1% del diámetro del tanque ( 10 m ), teniendo así 91 cm y la separación con la pared es de 0.45 , lo que representa 45 cm. La altura de

los bafles es de 9 m, de esta manera quedan por debajo de la altura del tanque y por arriba del nivel del líquido.

Cabe mencionar que en los reactores o tanques comerciales están incluidos estos bafles con estas dimensiones.

Lixiviaoi6n de OTO y plata PAG. 72

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOUTANA UNDDAD IZTMALMA

A continuación se muestra un esquema del reactor de lixiviación:

FIGURA 1

La agitación está conformada por un sistema de hélices laterales y agitador vertical, los

agitadores laterales se montan cercanos al fondo y cercanos a la pared cilíndrica del

tanque. Su finalidad es evitar la sedimentación de sólidos. Normalmente se adaptan en

recipientes de volumen mayor a 400 m3 y su dimensión varía de 0.2 a 0.3 veces el

diámetro del tanque en este caso, es un diámetro aproximadamente de 2 m., ubicado a

20 cm de la pared del tanque y al menos 1.5 m del fondo.

El agitador vertical es una turbina que se sujeta a un eje esta turbina es de 6 aspas planas

inclinadas, con un ancho de 1.2 m, cuyo diámetro es de 0.6 veces el diámetro del tanque. En particular el agitador que se requiere es de 6 m. Para calcular la potencia de este agitador es necesario mantener al menos el mismo

régimen hidrodinámico, es decir el mismo número de Reynolds tanto en el reactor de Lixiviaci6n de oro y plata PAG. 73

UNIWRSIDAU AUTONOMA METROPOmANA WAD IZTAPALAPA

laboratorio como en el reactor a escala industrial. Esto con el objeto de reproducir las

condiciones de transferencia de masa en el reactor de escala industrial. Es importante

mencionar en el caso de tener un número de Reynolds mayor al que se presentó en

laboratorio, que la transferencia de masa se vería favorecida.

En los diversos textos consultados se encontró que el número de Reynolds para tanque

cerrados con agitación mechica se define como:

Re = D2Np / p (2) donde:

Re = número de Reynolds

D = diámetro del agitador, m

p = densidad de la mezcla de sólidos y líquidos Kg / m3

p = viscosidad del fluido, N S I m2

En el reactor de laboratorio el agitador tiene un diámetro de 7.8 cm, a una velocidad de 5

rps, y la solución lixiviante presenta parámetros que se aproximan a los del agua, tal es el

caso de la densidad y la viscosidad que toman valores de 1 .O38 x 1 O Kg / m3 y O. 10019

N S / m’ respectivamente. Lo cuál genera un número de Reynolds de 281.

Con la correlación empírica de Cleveland Mixer Corp. (I7) se pueden estimar los

requerimientos de potencia para sólidos suspendidos. Esta correlacicjn representada en

forma gráfica presenta en el eje de las abscisas la velocidad de sedimentación en ftlmin

y en el eje de las ordenadas la potencia en caballos de fuerza por cada 1OOOgal de

solución (hp/l OOOgal), requeridos para la suspención.

La velocidad de sedimentación se calcula mediante la ecuación de Stokes:

u = SD,2(p,-P) 1 181.1 donde

g = (aceleración de la gravedad ) 9.81m/s2

D, = ( diámetro de la partícula más grande ) 1.49 x lo4 m

pp = ( densidad del sólido ) 4.8 x 1 O6 g/m3

p = (densidad de la solución ) 1 .O37 x lo6 g/m3

p = ( viscosidad de la solución ) 1g/ms

Lixiviaci6n de oro y plata PAO. 74

. . .

UNIVERSIDAD AWONOMA METROFOLJTANA UNIDAD IZTAF'ALAPA

De donde se obtiene una velocidad de sedimentación de 4.593 x 10 -2 m3 , lo que

representa 9.09 ft / min de la gráfica antes mencionada se lee un valor de 2 hp/gal ,

como los reactores cuentan con 176361.3 gal , se requieren 352.7 hp (263 k W ) por cada

reactor.

Para concluir esta sección el material de los reactores debe ser resistente a la corrosión

en este caso el más apropiado es acero inoxidable tipo austenítico 18 Cr ; 8 Ni . (1 4)

14.2. UNIDAD DE SEPARACION 1

En este proceso se realizan separaciones sólido - líquido, donde la filtración es la opción

más adecuada. El criterio de elección del equipo correspondiente es tener la más baja

humedad en sólidos, de lo contrario los metales preciosos se perderían en dicha

humedad.

En los procesos de la industria minera la filtración puede dividirse en tres categorías:

Filtración por lotes

0 Filtración continua

Clarificación

Filtraci6n por lotes:

En la filtración por lotes generalmente se consideran dos métodos de operación :

filtración a presión constante y filtración a velocidad volumétrica constante.

En la actualidad los ciclos de filtrado por lotes pueden ser una combinación o modificación

de ambos. Sin embargo es más conveniente obtener ecuaciones de operación basadas

en la experimentación empleando uno o ambos de los métodos anteriores.

Filtraciiin continua:

La filtración continua es esencialmente filtraciones por lotes empleando un ciclo muy corto de tiempo ( de 20 S a 10 min. por ciclo ) y tal ciclo es repetido una y otra vez. Los filtros en continuo generalmente operan a presión constante sin embargo, la teoría de estos filtros es más compleja por que la velocidad de filtrado depende de la velocidad de formacidn de


la torta, velocidad del drenaje y la velocidad de lavado de la torta. Las dos primeras

siempre estarán presentes en cualquier aplicación mientras que la tercera únicamente

aplica si se practica el lavado de la torta.

Clarificaci6n:

Cuando un líquido contiene una cantidad relativamente pequeña de sólidos, menor de 1%

en peso, y se tiene por objetivo eliminarle todos los sólidos en suspención, entonces el

líquido puede ser clarificado por varios métodos de filtración . En la industria de procesos

mineros existen tres clases de filtros de clarificación: filtros continuos al vacío, filtros a

presión por lotes de hojas y tubos y los filtros de arena que pueden ser por presión o por

gravedad. Este último está restringido a 200 ppm de sólidos suspendidos.

Las primeras dos unidades pueden operar con una cantidad mucho mayor de sólidos

suspendidos en la alimentación aunque el filtro continuo a vacío está limitado

económicamente a 5% de sólidos suspendidos en la alimentación como máximo. (I7) A la

luz de las necesidades del proceso lo recomendable es emplear el filtro prensa por lote, lo cual se justifica con los resultados del programa anteriormente citado en el cual se

observó que al reducir la humedad con la que salen los residuos minerales ( ganga ) se

incrementa considerablemente la ganancia total, dado que la humedad de la ganga

contiene metales preciosos.

Este filtro es uno de los más usados en la industria minera. A menudo se le conoce en

forma genérica y errónea como filtro de placas y marcos, del que probablemente existen

más de 100 variaciones de diseño. Los dos diseños básicos mas populares son el diseño

de placa de lavado ( placas y marcos ) y el filtro prensa de placas huecas. Ambos se

encuentran disponibles en gran variedad de materiales tales como metales con y sin

recubrimiento, plásticos y de madera entre otros.

El filtro prensa de placas y marcos es un montaje alternado de placas cubiertas en ambos

lados con un medio filtrante que, por lo general, es tela, y cuenta con marcos huecos que proporcionan el espacio necesario para la acumulación de la torta durante la filtración en

los marcos existen agujeros para la alimentación y el lavado, mientras que las placas Lixiviacibn de oro y plata PAG. 76

UNlVERsIDAD AUTONOMA METROF'OLITANA UNIDAD IZTAPALAPA m "."

tienen agujeros para el drenaje del filtrado. Por lo general, los marcos y placas son

rectangulares, sin embargo también se utilizan los circulares y de otras formas.

Los marcos y placas están colgados en dos barras de apoyo horizontales y se prensan,

durante la filtración, para formar un cierre a prueba de agua entre las dos placas

terminales, una de las cuales es estacionaria. La alimentación por la parte superior y la

descarga por el fondo de las &maras proporcionan recuperación máxima del filtrado y el

secado máximo de la torta. Este arreglo es adecuado para los sólidos pesados que

sedimentan rápidamente, como en este caso.

Los filtros prensa se fabrican por tamaños de placas que varían desde 10 por 10 cm

hasta 1.5 por 1.8 m. El espesor de los marcos varía desde 0.3 hasta 20 cm son comunes

las presiones de operación hasta de 780 KPa, la presión máxima para los marcos de

plástico o madera es de 500 a 600 KPa.

Las velocidades de filtración generalmente varían en un ciclo completo entre 0.12 y 0.61 m3 / h m2 (17)

A continuación se muestra un esquema del filtro de platos y marcos

FIGURA 2 Las ventajas del filtro prensa son su sencillez, el bajo costo de capital, la flexibilidad y

capacidad para operar a alta presión en las aplicaciones como filtro de torta o de

clarificación. Los filtros prensa se limpian fácilmente y el medio filtrante se puede

reemplazar con facilidad. Sus principales desventajas son que la duración de la tela filtrante es corta debido al desgaste mecánico al vaciar y limpiar el filtro y los

requerimientos de mano de obra son elevados.


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

Para este proceso se requiere un tiempo de ciclo por equipo de 10.5 min que se

distribuyen de la siguiente manera :

Tiempo de llenado = 1.5 min.

Tiempo de filtrado = 4.0 min.

Tiempo de descarga = 5.0 min Con este equipo es posible alcanzar un porcentaje de humedad en sólidos del 5%, a partir

del cual se realizan los cálculos para conocer el área de filtrado de cada equipo con lo que

se conoce el costo estos equipos.

El valor tipico de la relación flujo filtrado en área filtrante es de 0.61 m3/ hr m'

obtenido de la literatura y que se adapta a las condiciones del proceso.

AI tener un tiempo de llenado de 1.5 minutos el volumen del liquido filtrado por cada

equipo es de 5.57435 m3 de donde se conoce el área filtrante de cada equipo por la

relación:

Af = Vf / 0.61 tf

donde:

4 = área filtrante

Vf = volumen filtrado

tf = tiempo de filtrado

Obteniendo Af = 137.0755 m2 por cada equipo, como cada placa es de 2.7 m2 se

requieren 51 placas en cada equipo.

Para asegurar un flujo continuo a la entrada de todo el sistema de filtros es necesario el

número de unidades requeridas, lo cual se conoce rnediante,.la relación:

n = tiempo de ciclo / tiempo de llenado

dando por resultado un total de 7 equipos.

El tiempo de descarga de cada placa es de 6 segundos. El material del medio filtrante es tela de polipropileno.

Cabe mencionar que con este arreglo se está asegurando un flujo continuo de 222.974 m3 / hr a la salida de todo el sistema de filtrado.


UMVERSIDAD AUTONOMA MElROPOLlTANA UNIDAD IZTAPALAPA

E”.-

14.3. REACTOR DE CEMENTACION

La cementación es la recuperación de los metales en solución mediante la precipitación

de sus sales o estado metálico por reacciones de desplazamiento con otro metal más

electropositivo, en este caso el cobre . La precipitación por efectos químicos puede ser

llevada a cabo en sistemas por lotes o continuos estos últimos, naturalmente requieren

una alimentación y una descarga continua los sistemas para estos procesos pueden

constar de varias etapas en serie o de un solo readdr. Los sistemas continuos requieren

menos operadores que un sistema por lotes. Como este proceso es continuo se va a emplear un tanque agitado que cumpla con las

siguientes características.

Tiempo de residencia (z ) = 0.5 hr

Flujo de alimentación ( Q )= 222.974 m3 / hr

Se puede conocer el volumen del reactor ( V ) mediante la relación :

. c=V /Q

teniendo este un valor de 11 1.4 m3 . Haciendo la consideración de que el diámetro es igual a la altura se obtiene para esta un

valor de 5.2 m.

Dando un margen de seguridad del 15% tenemos una altura del tanque de 6 m.

Con las relaciones indicadas en el diseño de los tanques de lixiviación podemos calcular

lo siguiente:

Diámetro del agitador = 1.7 m

Diametro del bafle = 40 cm

Separación entre el bafle y la pared del tanque = 2 cm

Altura del agitador = 1.67 m

Ancho del agitador = 28 cm

Profundidad interna del fondo = 80 cm

En este equipo tenemos una conversión de plata de 98% y de oro de 96%

necesitándose 38.5 Kg de cobre , obteniendo 63.7 Kg de doré cuya composición es:


A continuación se muestra un esquema del reactor de cementación (17)

FIGURA 3

14.2. UNIDAD DE SEPARACION 2

Esta unidad tiene como finalidad la recuperación del doré, proveniente del reactor de

cementación, con la menor cantidad de líquido que sea posible por este motivo es que se

piensa nuevamente en el filtro prensa ya que de toda la variedad de equipos de filtraci6n

es el que proporciona una torta con menor porcentaje de humedad; aproximadamente el

5%.

La razón para minimizar las perdidas de líquido en los sólidos filtrados es que dicho líquido contiene metales en solución que al sacarlos del sistema impactan en la economía

del proceso de manera considerable. El flujo de solución que proviene del cementador es de 222.9738 m3/ hr y se requiere que el doré tenga una humedad del 5 % para lo cual es necesario tener una fracción de

PAG. 80

UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD IZTAF’ALAPA

“m..-

solución que acompaña al doré de 0.000295 ( cantidad de agua que sale con los sólidos /

cantidad de agua que entra a los filtros ) este valor se traduce en un flujo de solución

que acompaña al dor6 de 0.06577 m3/hr y mediante un balance de masa el flujo

filtrado es de 222.90803 m3/hr . Como la relación de flujo filtrado en área filtrante, conocida como Zf varia de manera

inversa a la raíz cuadrada de la masa de los sólidos en la torta, ahora tenemos un Zf = 6.177 m3/hr m2 de donde se obtiene un área filtrante de 36.08677 m2. AI tener placas de

2.7 m2 se necesitan alrededor de 14 placas que están contenidas en un solo filtro. Si asignamos un tiempo de carga de 1 min. cada equipo tendrá un flujo filtrado de 3.7151

m3 con lo que se calcula por medio de la siguiente relación el tiempo de filtrado: t f= Vf /Af( 6.77 m3 / hr m* )

obteniéndose un tiempo de 1 min, como cada placa se descarga en 4 seg. el tiempo de

descarga para todo el filtro es de 60 seg con to que se tiene que cada ciclo se

completa en 3 min.

Como ya se mencionó es necesario tener un flujo continuo tanto de entrada como de

salida para lo que se necesita de 3 filtros prensa, tal número de unidades obtenido de la

relación n= tiempo de ciclo / tiempo de llenado.

La estructura de los filtros prensa en esta sección es igual a los de la sección 3.2.

14.5. REACTOR DE NEUTRALIZACION

Una parte del flujo que sale de la unidad de separación 2 se purga del sistema con la

finalidad de evitar la acumulación de complejos de cobre y plata que afectan el porcentaje de extracción en la lixiviación.

Es importante determinar el porcentaje de purga más conveniente ya que en esta se

están perdiendo metales en solución que no precipitaron. El porcentaje de purga se determino buscando una acumulación aceptable de los complejos metálicos

anteriormente mencionados y la menor pérdida posible de los metales valiosos. Como

esta purga tiene un pH menor de 2 y se va a descarga a la atmósfera es necesario neutralizarla para elevar su pH a 7 y hacer que precipiten los metales que se encuentra en solución, principalmente el fierro, formando sus correspondientes óxidos los cuales son prácticamente inertes en la atmósfera. Lixiviaci6n de oro y plata PAG. 81

UNIVEXSIDAD AUTONOMA METROF'OLITANA UNIDAD ETAPALAPA

cmac+ml*-

Esta corriente neutralizada es llevada a una presa de Gales. El equipo en el cual se

efectúa la neutralización es un tanque en continuo con agitación. Dado que la reacción de

neutralización se lleva a cabo muy rápido al asignar un tiempo de residencia de 5 min se

está asegurando una conversión completa.

Es importante mencionar que la neutralización se efectúa con hidróxido de calcio ( NaOH

) en una concentración de 0.1 M.

Para el diseño de este reactor se consideran los flujos que entran a el, que son el flujo de

purga proveniente de la corriente de recirculación y el flujo de solución neutralizante

teniendo 4.46 m3 / hr y 7.16 m3 / hr respectivamente. Lo cual se puede traducir como

un solo flujo de alimentación equivalente con 11 -62 m3 / hr.

Dando un tiempo de residencia de 5 min se conoce el volumen del reactor con la siguiente

ecuación:

V = r Q

teniendo este un valor de 0.9685 m3 , considerando la altura de este tanque id6ntica al

diámetro se obtiene un valor de 0.0723 m y la altura de 1.233 m ya considerando un 15%

extra por razones de seguridad.

Como todos los tanque agitados este también va a contar con 4 bafles que van a estar

colocados a W pulgada ( 1.27 cm ) desde la pared del reactor. Cada bafle tiene un ancho

de 1/12 parte de el diámetro del tanque, lo que se traduce en 8.93 cm. El grueso del

agitador se calculo como 116 parte del diámetro del tanque teniendo así una dimensión de

17.87 cm. El diámetro del agitador se obtiene como 1/3 parte del diámetro del tanque lo

cual equivale a 35.74 cm y la altura a la que se encuentra el agitador desde el fondo del

tanque es identica al diámetro del agitador, es decir 35.74 cm.

14.6. TANQUE DE REGENERACION

Esta etapa consiste en un tanque agitado, de operación continua, cuya función es alcanzar tanto la cantidad de masa reactiva, que se pierde en las distintas etapas del

proceso, como las concentraciones de los agentes químicos necesarios para la lixiviación.


UNIVERSIDAD ALJTONOMA h4ETROFQmANA UNIDAD ETAPALAPA

111*1111..-

Aquí se cuenta con dos entradas una proveniente de la corriente de recirculación la cual

representa la mayor parte de la masa, y la otra transporta la cantidad de reactivos para

alcanzar las concentraciones necesarias en los reactores de lixiviación. Para obtener un

mezclado uniforme tenemos un tiempo de residencia de % hora y un gasto de 222.53 m3

/hr con lo que se conoce un volumen de tanque de 11 1.265 m3 y considerando que el

diámetro es igual a la altura se obtiene para este un tamaño de 5.3 m y una altura de

6 m incluyendo el margen de seguridad.

Este equipo consta de 4 deflectores equidistantes, ubicados a una distancia de 1.27 cm

de la pared del reactor, el ancho de cada bafle es de 43.42 cm, el grueso del agitador es

de 86.83 cm contando con un diámetro de 1.74 m y colocado a una altura, medida desde

el fondo del tanque, de 1.74 m. Estos datos fueron obtenidos mediante las relaciones

geométricas anteriormente explicadas.

Este equipo está conectado a los reactores, a los cuales alimentará de manera alternada,

produciendo, de ésta forma, un flujo continuo al resto de la planta.

15. SELECC16N DEL EQUIPO AUXILIAR

En este trabajo al nombrar equipo auxiliar nos estamos refiriendo a las bombas, tuberías

y bandas transportadoras de sólidos.

A continuación se describirán los equipos auxiliares que se adaptan al proceso.

15.1. BOMBAS Y TUBERIAS

En este proceso es importante una correcta selección de la bomba puesto que se tiene

una mezcla sólido líquido a transportar por las líneas que desgasta rápidamente el

equipo.

En lo que corresponde a las bombas lo más conveniente es utilizar algún motor de

movimiento alternativo o reciprocante. En este caso la mejor es una bomba de diafragma.

La acción de las piezas de transferencia del líquido es la siguiente: se hace que avance y

retroceda un diafragma flexible, fabricado de metal, cucho o material plástico, sujeto a

una cámara. El dispositivo va equipado con válvulas para la entrada y salida del líquido que se bombea y el

funcionamiento de dicha válvula se relaciona de manera definitiva con el movimiento del

diafragma. Lixiviación de oro y plata PAG. 83

UNWERSDAD AUTONOMA METROPOIRANA UNIDAD lZTAPALAPA m

11 . lw l .11

Las válvulas de succión y descarga de estas bombas de diseiro moderno son operadas

por diferencia de presión es decir, cuando la bomba está en su etapa o carrera de succión

y la cavidad de la bomba está aumentando de volumen, la presión disminuye dentro de la

cavidad permitiendo que la presión de succión más alta abra la válvula de succión con lo que se inicia la admisión del líquido dentro de la bomba. AI mismo tiempo que sucede

esto la mayor presión en la línea de descarga mantiene cerrada la válvula de salida. De

manera similar en la etapa de descarga, cuando la cavidad de la bomba decrece en

volumen, la presión máxima desarrollada en la misma mantiene cerrada la válvula de

succión y abierta la de descarga, para expulsar el líquido de la bomba hacia la línea de

descarga.

Las ventajas principales de este dispositivo son:

0 que al no tener turbinas el desgaste del motor es mucho m8s lento

la eliminación de todos los sellos y empaques expuestos al líquido bombeado, puesto

que se manejan líquidos tóxicos o peligrosos.

En este sistema se estima que se tendrán 6 bombas como se ilustrará más adelante en el diagrama de flujo de este proceso.

La selección de la tubería debe estar basada en los requerimientos del proceso y los

factores económicos. Teóricamente, el dibmetro óptimo de tubería es aquel que produzca

el menor costo total por potencia anual de bombeo.

Existen algunas ecuaciones simplificadas que pueden utilizarse para realizar confiables

estimaciones de diseño por ejemplo, existen algunas de ellas que ya consideran los

factores económicos tales como costos de tubería; los cuales se encuentran englobados

en una constante:

Do, = 3. O qf pc O.''

donde: D, = diámetro óptimo interno, in. qf = gasto, ft3 / seg.

pc = viscosidad del fluido, cp.


UNNERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD ETAPALAPA

r m . ~ n r r r

La constante en esta ecuación está basada en costos y condiciones de operación

promedios. En este caso se tiene un gasto de 1875 ft3 / seg y una viscosidad similar a la

del agua ( 1 cp ) lo que da por resultado un diámetro de 4 in ( 10 cm ). Este valor es

idéntico al necesario para descargar los reactores de lixiviación.

La tubería es de acero inoxidable.

15.2. TRANSPORTACION DE SOLIDOS

En lo referente a la transportación de sólidos se puede decir que la selección del

transportador correcto para un material específico a granel en una situación dada se

complica debido al gran número de factores relacionados entre sí que es preciso tomar

en consideración. Primeramente, se deben sopesar las alternativas entre tipos básicos y,

a continuación, escoger el tamaño y modelos que sean adecuados. Las posibilidades de

trabajo constituyen el primer criterio, pero se debe establecer también el grado de

perfección en el desempeño.

Puesto que existen diseños normalizados de equipos y datos completos de ingeniería

para muchos equipos comunes de transportadores, su desempeño puede predecirse con

exactitud, cuando se usan con materiales que tengan características conocidas de

transportación.

Se pueden adquirir directamente muchos componentes prediseñados para

transportadores; resultan económicos y son fáciles de montar, además que funcionan bien

en las aplicaciones convencionales.

La capacidad requerida es un factor primordial en la selección de un transportador. Los

transportadores de banda, que se pueden fabricar en tamaños relativamente grandes,

para funcionar a velocidades elevadas, transportan grandes cantidades de materiales. Por

otra parte, los transportadores de tornillo helicoidal se vuelven torpes cuando aumentan

su tamaño y no se pueden manejar a velocidades elevadas sin crear problemas graves de

abrasión.

La elevación de materiales se puede manejar por lo común mediante elevadores de

cangilones verticales o inclinados, pero cuando se combinan los desplazamientos ascendentes y horizontales es preciso tomar en consideración otros transportadores. Las

máquinas que combinan varia direcciones de desplazamiento en una sola unidad resultan


UNIVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA UNLDAD IZTAF'ALAF'A m

c L I . m . l

casi siempre más costosas, sin embargo, puesto que solo requieren una unidad motriz

simple, esta característica compensa con frecuencia el costo bhsico adicional.

Se deben tomar en consideración las características tanto químicas como físicas sobre

todo la fluidez. También son importantes la capacidad de abrasión y el tamaño de los

terrones. Los efectos químicos pueden prescribir los materiales estructurales con los que

se fabrican los componentes de los transportadores. Los efectos de la humedad o la

oxidación debido a la exposición a la atmósfera, pueden ser perjudiciales para el material

que se transporta y exigir un cierre total de transportador,

En este caso particular se utilizarán transportadores de banda, los cuales se utilizan de

manera casi universal. Pueden recorrer distancias a velocidades de hasta 5.08 m/s y

manejar hasta 4539 ton I hr .

Las pendientes de los transportadores de banda se limitan a un máximo de 30° y las más

comunes se encuentran en la gama de 18 a 20 O . solo se pueden producir cambios de

dirección en la plano vertical de la trayectoria de la banda y se deben diseñar

cuidadosamente como curvas verticales o codos relativamente planos. En función de

costo por tonelada de material manejado, los transportadores de banda han tenido

historiales económicos sobresalientes.

El diseño de los transportadores de banda se inicia con ,el estudio de los materiales que

se va a manejar puesto que el peso por metro o pie cúbico es un factor muy importante,

se debe determinar con precisión con el material en condiciones de manejo. También es

muy importante el tamaño de los terrones. Si el material contiene aproximadamente el

90% de partículas finas el tamafio de los terrones se podrá incrementar en cerca de un

50%, sin embargo, es preciso tener cuidado para mantener el flujo uniforme de los materiales, haciendo que las particulas finas lleguen primeramente a la banda para

protegerla de los daños causados por los impactos. Cuanto mayores sean los terrones tanto más peligro habrá de que se caigan de la banda o rueden hacia atrás en los tramos inclinados.


~~~~ ~ .~ ~~~ ~~~

La temperatura y la actividad química de los materiales transportados desempeñan

papeles importantes en la selección de las bandas. Hay bandas especiales de hule,

algodón y fibra de asbesto para afrontar diversos grados de temperatura de los

materiales. Hay muchos productos elastoméricos superresistentes para la construcción de

bandas. Entre ellos se tiene el neopreno, el teflón, el caucho buna-N y los vinilos.

La humedad puede crear malas condiciones de descarga, debido a que los materiales se

pegan a la banda y a los vertederos o puede incluso reducir la capacidad si se encuentra

presente en cantidad suficiente para dar a los materiales propiedades de fluidos.

AI establecer los requisitos de tonelaje de los transportadores de banda es importante

trabajar con cargas máximas en lugar de promedio. La condiciones operacionales que

afectan al diseño de transportadores de banda incluyen el clima, el ambiente y las horas

de servicio continuo. La velocidad y la anchura de la banda son funciones de la densidad

masiva o a granel del material y el tamaño de los terrones. Lo ideal es que una banda

funcione con un tamaño de terrones, una inclinación y una carga menor que los valores

máximos recomendados (I4) , y con una alimentación uniforme introducida a la banda en

forma central lo mas aproximada que sea posible en la dirección y a la velocidad y

desplazamiento de la banda.

La potencia requerida para impulsar un transportador de banda tiene cinco componentes:

la potencia para impulsar la banda de vacío, para desplazar la carga en contra de la

fricción de las partes giratorias, para elevar o hacer descender la carga, para vencer fa

inercia al poner el material en movimiento y para hacer funcionar un descargador

basculante de banda , en caso que se requiera. Como en el caso de la mayoría de los otros problemas de los transportadores, es aconsejable trabajar con fórmulas y

constantes de un fabricante específico. Con fines de estimación se dan datos típicos en

(14) La selección de la banda depende de la potencia requerida y el desarrollo de la

resistencia necesaria a la tensión. AI conocer la potencia requerida para la impulsión del eje, se puede estimar la tensión de la banda y escoger el material apropiado para ella.


UMvERSmm AUTONOMA METROPOLITANA UNIDAD UTMALAPA

C “ . U

15.3. HOJA DE ESPECIFICACIONES Y COSTOS DE EQUIPO

15.4 DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA

FILTROS

16. EVALUACION ECONOMICA

INVERSION DE CAPITAL.

Antes de que una planta industrial sea puesta en operación, una gran suma de dinero

debe encaminarse hacia la compra e instalación de maquinaria y equipo, así como el terreno e instalaciones de servicios. Además, una vez operando la planta es necesario tener dinero disponible para cubrir los gastos inmersos en el proceso.

La suma de la inversi6n de capital fijo y capital de trabajo se conoce como la inversión

total de capital.


UNIVERSIDAD AKJTONOh4A UE'TROPOJJTANA UNIDAD ETAPALAPA

~ ~~

El capital fijo se subdivide en manufacturero y no manufacturero. La inversión de capital

fijo manufacturero representa el capital necesario para la compra e instalación de la

maquinaria y el equipo, con todos sus servicios auxiliares, para la operación completa del

proceso, tales como los gastos de tuberías, aislamiento, instrumentación, preparación del

terreno.

El capital fijo no manufacturero incluye tanto la inversión requerida para la construcción

como todos los componentes de la planta que no estén directamente relacionados con la

operación del proceso, tal es el caso del terreno, los edificios tanto de proceso como de

oficinas, almacenes, laboratorios, instalaciones de embarques para productos y

recepción de materias primas, depósito de desperdicios y otras secciones permanentes

de la planta.

El capital de trabajo para una planta industrial consiste en la cantidad total de dinero

invertida en:

0 materias primas y suministros en almacén o en existencia,

producto terminado en almacén y producto semiterminado en el proceso,

cuentas por cobrar,

efectivo disponible para gastos o pagos de operación periódicos, tales corno salarios o

compra de materia prima,

cuentas de adeudo,

impuestos a pagar.

Los inventarios de materia prima incluidos en el capital de trabajo normalmente ascienden

al valor equivalente del suministro de un mes. Los productos terminados almacenados y

semiterminados aún en proceso tienen un valor aproximado al costo total de manufactura

en un mes de producción.

El capital de trabajo con respecto al capital total invertido varía de una empresa química a

otra de acuerdo al giro da cada una, pero en general se observa que cae dentro del rango del 10 % al 20 YO . En las empresas cuyo producto presenta una muy alta demanda, este parámetro puede llegar al 50 % o más, debido a los grandes inventarios en bodega.


UNIVERSIDAD AUTONOMA MFXROPO~ANA UNIDAD I Z T A P W A

ESTIMACI~N DE LA INVERSI~N DE CAPITAL

Para poder hacer una estimación del capital de inversión es necesario analizar los

sustantivos referentes al capital fijo para un proceso químico.

El capital fijo se puede subdividir en costos directos e indirectos que a continuación se

enlistan y analizan, considerando los costos proporcionales de cada componente según

un estudio detallado y cuidadoso realizado por Bauman y asociados mas otros datos e

interpretaciones adicionales recabadas de fuentes mas recientes basadas en experiencias

industriales. Dentro de los costos directos podemos enlistar los siguientes . (15)

COSTOS DIRECTOS

O Equipo comprado

O Instalación del equipo de compra

O Instrumentación y controles, incluida su instalación

O tuberías, incluida la instalación

O componentes y partes electrónicos, incluida su instalación

O edificios, incluidos los servicios

O instalaciones de patio o áreas comunes (yard improvements)

O instalaciones de servicio

0 terreno

COSTOS INDIRECTOS

0 Ingeniería y supervisión

0 gastos de construcción

0 pago de contratista

0 contingencias

La descripción de los costos directos es la siguiente:

EQUlPO COMPRADO

El costo del equipo de compra es la base de varios métodos de diseiio para estimar el capital de inversión. Las fuentes de precios de equipos, métodos de ajuste de precios a la

Lixiviaci6n de mo y plata PAG. 90

capacidad y métodos para estimar el equipo de los procesos auxiliares son parámetros

fundamentales para incrementar la confiabilidad de la estimación.

El precio del equipo que se compra puede estimarse a partir de algún precio disponible de

años atrhs y empleando el cociente entre el índice de costos del año actual y el índice del

año del que se cuenta el equipo. A continuación se presenta ésta relaci6n:

costo presente = costo original (valor presente del índice / valor original del índice )

Entiéndase como costo original el precio del equipo en un año determinado y como valor

original del índice el valor del índice en el año en el que se conoce el precio de tal equipo.

Para estas estimaciones existen muy variados indices de costos, pero los mas comunes

son el de Marshall-Swift all industry and process industry equipment, the engineering

news-records constructions index y the chemical engineering plant cost index.

Con cierta frecuencia se necesita evaluar el costo de algún equipo cuando no hay datos

disponibles para ese tamaAo en particular, pero si se cuenta con el precio de un equipo

similar pero de tamaño distinto. Se ha observado que se tienen muy buenos resultados al

aplicar la relación logarítmica conocida como la regla de los 6/10. Esta relación se

muestra a continuación:

COSTO DEL EQUIPO A = COSTO DEL EQUIPO B (CAP. EQ. A / CAP EQ. B) o.6

Los costos de ambos equipos son al mismo año. Aunque ya se ha comentado que esta

aproximación genera resultados confiables realmente se emplea cuando no hay datos

disponibles. El capital invertido por equipos comprados es la suma del costo de cada

equipo.

INSTALACION DEL EQUIPO COMPRADO

La instalación del equipo envuelve costos tanto de mano de obra como de cimientos, soportes, plataformas, gastos de construcción, pintura e impermeabilización de equipos, así como otros factores directamente relacionados con el montaje del equipo adquirido.


crm-a*.l,

Analisis realizados a los costos totales de instalación de equipo, en un gran número de

plantas quimicas, indican que pueden variar dichos costos de un 25% a un 55% del costo

total del equipo adquirido.

También se puede estimar el costo de instalaci6n de cada equipo como un porcentaje del

costo de compra del mismo. A continuación se presenta una tabla de los equipos con los

que cuenta este proceso:

Bandas 20 - 35

Filtros 65 - 80

Tanques methlicos con agitación 30 - 60

Mezcladores 20 - 40

Bom bas 25 - 60

1NSTRUMENTAClON Y CONTROLES

Los gastos derivados de la compra de instrumentos, instalación, equipo auxiliar y

materiales constituyen la mayor porción de la inversión de capital requerido para la

instrumentación.

Los costos totales de instrumentación dependen de la cantidad de control que se requiera

y puede variar su monto desde el 6 % al 30 % del costo de todos los equipos adquiridos.

Para una planta normal de proceso químico que involucre fases sólido - líquido,

normalmente se emplea el 13 % del costo del equipo adquirido para estimar el costo total

de instrumentación. Este costo representa aproximadamente 3 YO del capital invertido

total.

TUBERlAS

Los métodos para estimar los costos asociados a la tubería dependen de la información con la que se cuente, por ejemplo, si se tiene un diagrama de flujo detallado, con 61 se puede estimar las longitudes de las secciones rectas y a partir de este resultado evaluar el

costo correspondiente. Si este no fuera el caso, se puede estimar el costo de la tubería mediante un porcentaje del costo del equipo comprado, en nuestro caso, típico de los


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<l*I"..1)1

procesos sólido - líquido no catalítico, el costo del material es el 17 % y el costo de la

mano de obra para su instalación representa el 14 9'0 del costo generado por la compra

de los equipos, resultando de esta forma, que el costo total de la tubería representa el 13

% del costo de equipo de compra.

Los costos del material de tuberías cubren las válvulas, tubos, soportes y otros

accesorios necesarios para la completa instalación de la red de tuberias.

INSTALACION ELECTRICA

En las plantas químicas, normalmente los costos de instalación eléctrica oscilan entre el

10 YO y el 15 % del valor total del equipo comprado.

El costo por este concepto consiste en cuatro componentes principales, instalacidn de

potencia, alumbrado , transformación y servicio y por ultimo, la instrumentación y el

control de las instalaciones eléctricas. A continuación se muestran las proporciones de

costos de éstos componentes con respecto al costo eléctrico total.

El rango mas bajo generalmente se aplica a las plantas que se construyen en un lugar

nuevo y el rango mas alto a las plantas mas complejas o aquellas que se están

expandiendo.

EDIFICACIONES

Los costos de edificios que aquí se presentan incluyen albañilería, materiales y

todos los suministros implicados en la construcción de todos los edificios ínvolucrados con la planta. En esta estimación también estan considerados los servicios de las

Lixiviaci6n de om y plata PAO. 93

UMVERslDAD AIJTONOMA METROPOLITANA UMDAD JZTAPALAF'A

construcciones tales como instalación el&ctrica, de tuberías, tinacos, ventilación,

acabados, elevadores, cafetería, baiios, entre otros.

Los costos de los edificios, incluyendo servicios, relacionados con una planta sólido - líquido se estiman como el 47 YO de los costos del equipo comprado si la planta se

construye en un terreno nuevo y como el 29 YO si la nueva unidad se construye en los terrenos de la planta en funcionamiento.

ACONDICIONAMIENTO DE PATIOS

La porción de la inversidn de capital encaminada al acondicionamiento de patios está

constituida por los costos generados en la construcción de bardas, rejas, acceso de

camiones, banquetas, paraderos de ferrocarril, áreas de descarga, jardines y todos

aquellos artículos y detalles localizados en los patios que est6n al servicio de los

empleados y visitantes de la planta.

Los costos derivados de estos servicios, para plantas químicas, representan del 10 al 20

YO del costo generado por la compra de los equipos. Lo que es equivalente a un intervalo

del 2 al 5 % de la inversión de capital fijo.

INSTALACIONES DE SERVICIO

Todos los suministros auxiliares requeridos en el proceso, tales como vapor, agua,

potencia, aire a presión, combustible, entre otros, forman parte de las instalaciones de

servicio de una planta industrial, así como también los depósitos de desperdicios, equipo

contra fuego, primeros auxilios, tiendas, muebles de cafetería, etcétera.

El costo total de las instalaciones de servicio en una planta química generalmente fluctúa

entre el 30 y el 80 YO del costo de los equipos, pero particularmente, para una planta de

proceso sólido - líquido el 55 % representa

el costo de sus instalaciones de servicio.

TERRENO Los costos del terreno, inspecci6n y monto de los impuestos dependen de la Iocacibn del

mismo y pueden variar con el costo por acre. Los costos del terreno para plantas

industriales varían entre un 4 y 8 % del costo de compra de los equipos, lo que representa el I o 2 % del caDital total invertido. El valor del terreno no es depreciable, por lo que no Lixiviacih de oto y plata PAG. 94

UNIVERSIDAD AUTONOMA MFXROPO~ANA WAD ETAPALAPA m

I”..-

debe ser considerado como parte del capital fijo cuando se están estimando ciertos costos

de operación anuales.

Los costos indirectos son aquellos que no pueden ser cargados directamente al equipo o

material. La descripción de éstos costos es la siguiente:

INGENIERIA Y SUPERVISION

El costo del disefio de construcción (planos) e ingeniería, viajes, comunicaciones y en

general todo el financiamiento del proyecto constituyen los gastos de inversión de

ingenieria y supervisión. Generalmente representan el 30 % del costo de los equipos o el

8 YO de los costos totales directos.

GASTOS DE CONSTRUCCION

Estos costos incluyen los gastos del tiempo de construcción tales como la renta de la

maquinaria para la construcción, costo de los materiales, pago de salarios a albañiles e

ingenieros, impuestos, entre otros. Estos costos pueden considerarse dentro de los

gastos de instalación de los equipos o gastos de ingeniería, supervisión y construcción.

Para plantas de procesos químicos ordinarios, los gastos de construcción corresponden al 10 YO de los costos totales directos.

PAGOS A CONTRATISTAS

Estos gastos varían para distintas situaciones, pero pueden ser estimados al

considerarlos entre el 2 y el 8 % de los costos directos de la planta o del 1.5 al 6 % de la

inversión de capital fijo.

CONTINGENCIAS

Los factores de contingencia se incluyen en la estimación de la inversión de capital para

compensar los eventos imprevistos como pueden ser tormentas, inundaciones,

terremotos, cambios de precios, pequeñas modificaciones al diseño, errores en la

estimación y todo lo que se encuentre fuera del control del inversionista. Los rangos referentes a éste concepto varían entre el 5 y el 15 % de los costos directos

de la planta. Existe otro aasto en las Dlantas de Drocesos auímicos. el denominado uasfo Lixiviaoi6n de oro y plata PAG. 95

UMVERSIDAD AUTONOMA METROPOLITANA WAD JZTAPALAPA

de arranque, el cual se refieren a los ajustes que se tienen que realizar en la planta

mientras 6sta se encuentra operando a niveles por debajo de los cuales ha sido diseñada.

Estos gastos pueden llegar a ser tan altos como el 12 % de la inversión del capital fijo

pero comúnmente se fija entre el 8 y el 10 % teniéndose un margen satisfactorio.

A continuación se calculará la inversión de capital fijo para nuestro proceso, calculando

primero los costos directos y posteriormente los indirectos.

Con esta información será posible conocer el capital de trabajo y a partir de éste y el capital fijo calcularemos el monto total de la inversión.

Cdlculo de costos directos.

Estimación del costo de la compra de equipo.

AI actualizar el precio del equipo del ano 1990 al 1995, es necesario contar con los

indices de costos, en dólares, de estos años:

lndice de costos del año 1990 91 5.1 lndice de costos del año 1995 1027.5

Los costos de los equipos de este proceso, todos en dólares y correspondientes al acero

inoxidable se estimaron en libros de Peters-Timmerhaus. A continuación se presentan los valores encontrados así como los valores actualizados.

EQUIPO

RECTORES DE LlXlVlAClON

TANQUE CONTENEDOR

REACTOR CEMENTADOR

FILTRO 1

FILTRO 2

TANQUE REGENERADOR

NEUTRALIZADOR

BANDA TRANSPORTADORA

UNIDADES 1 COSTO EN 1990 I COSTO EN 1995

10 I 150,000 I 168,424

150,000 168,424

100,000 1 12,283

1 00,000 112,283 3 I 60,000 I 67,370

1 100,000 1 12,283 1 8,000 8,983

2 I 20,000 1 22,457 Estos precios son unitarios.

De esta tabla se estima el costo del equipo de compra: 3,119,218 USD.

Lixiviacicin de oro y plata PAG. 96

0 Costo de instalación

En la siguiente tabla se presentan los costos de instalación de cada equipo como un

porcentaje de su valor de compra.

INSTALACION INSTALACION

REACTORES DE 45 75,79 1 10

LlXlVlAClON

TANQUE CONTENEDOR 30 50,527 1

REACTOR 45 50,527 1

CEMENTADOR

FILTRO 1 75 84,212 7

FILTRO 2 75 50,528 3

REGENERADOR 30 33,685 I I I I

NEUTRALIZADOR 45 4,042 1

BANDA 30 6,737 2 TRANSPORTADORA I I I

TUBERIA * I 14 I 436,691 I -

El costo de la instalación de la tubería se calcula como el 14% del costo de compra de

los equipos.

El costo total de instalación es 2,087,924 USD

La estimación del resto de los costos directos se presenta en una sola tabla corno un

porcentaje del costo de equipo comprado:

Lixiviaci6n de DIO y plata PAG. 97

UMVERSWAD ATJTONOMA M@TROPO~ANA UNIDAD IZTAPALAPA

CONCEPTO

' INSTALACIONES DE SERVICIO

124,768 4 TERRENO 935,765 30

Los costos totales de esta tabla son: 3,836,637 USD

Los costos directos totales son de: 9,043,779 USD

Para calcular los costos indirectos se presenta la siguiente tabla en la que estos costos

son un porcentaje de los costos de equipo de compra:

De la tabla anterior se calculan los costos indirectos totales: 1,715,571 USD

La inversión fija se calcula mediante la suma de costos directos e indirectos, de tal

manera que este proceso requiere de un capital fijo de 10,759,350 USD.

Existe otro tipo de gastos que no se clasifica como costo directo o indirecto, tal es el caso de los gastos de arranque los cuales se calculan como el 12 YO de la inversión de capital fijo de tal forma que para este proceso es de 1,291,122 USD. El capital total invertido se calcula mediante la suma del capital de inversión fija, el capital

de trabajo y los gastos de arranque.


El capital de trabajo se estima como el 20% del capital total invertido, de donde se puede

obtener la siguiente relación: C.T.I. = C.I.F. + 0.2 C.T.I. + G.A.

Despejando : C.T.I. = (C.I.F. + G.A. ) /0.8

De donde se obtiene:

C.T.I. = 15,063,090 USD.

El capital de trabajo es de: 3,012,618 USD.

Como este es realmente un subproceso de uno mas grande, al cual le precede uno de

flotación y le sigue uno de purificación de metales, para conocer su rentabilidad es

necesario evaluar el impacto que tendría ante todo el proceso metalúrgico, el cual

empieza con la extracción de rocas en las minas y termina con la venta del oro y la plata

como producto terminado. La información financiera de tal proceso no está a nuestro

alcance, por lo que es necesario, para fines académicos, pensar en este proceso como

uno autónomo, en el que se compra la materia prima ( mineral ) se vende el producto (

doré ).

En estos términos, el presente proceso no tiene la capacidad de generar ganancias, pues

los gastos por materia prima y reactivos sobrepasan las ganancias que se pudieran tener

por la venta del producto. Básicamente, esto se genera por que la materia prima tiene en

sí los metales, y al comprarla también se están pagando éstos metales, aunque a una

cotización más baja que la correspondiente a los metales en estado comercial, y este

sistema no es capaz de extraerlos en su totalidad, por lo que la cantidad de metales

recuperados no genera las ganancias necesarias para hacer de éste un proceso rentable.


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C 8 l * U . . L

17. CONCLUSIONES

0 El proceso no es rentable.

La no rentabilidad se debe a baias conversiones.

Bajas conversiones:

- Equilibrio químico (Cequilb= I 1.0097 E" )

- Metales encapsulados

0 El mineral de Peñoles no es útil para este proceso.

0 El sistema químico presenta fuertes limitaciones en la extracción lo que le resta

competitividad.

0 Este proceso, el diseño y la simulaci6n de la planta, son efectivos para minerales

provenientes de otras vetas con las siguientes características:

- Menor contenido de plata (Ag).

- Mayor cantidad de oro (Au) libre.


PROPIEDADES Y TOXICIDAD

ALUMINIO

El aluminio, el elemento metálico más abundante sobre la superficie de la Tierra y la Luna,

se ubica en el grupo IllA de la tabla periódica.

El metal es de color blanco metálico, maleable y dúctil, con algunos tintes azules. En la

atmósfera libre de agua mantiene su brillo, en presencia de aire, se forman capas de

oxido que protege al metal de la corrosión. Industrialmente se fabrica en presentaciones

de barra, hilo, polvo y hojas. Sólo vaporiza a altas temperaturas, pero su polvo fino se

quema fácilmente y puede causar explosiones. El metal reacciona con HCI, H2S04, KOH

y NaOH y reduce los cationes de varios metales pesados al estado sólido (metálico).@) El aluminio, como metal puro ó aleaciones, se emplea en las aeronaves, utensilios y

aparatos electrónicos, conductores, aleaciones dentales con Cu, para el tratamiento del

suministro de agua industrial o municipal, en la industria del papel para mejorar el tamaiio

y la retención del relleno, en la preparación de la alúmina como base catalítica, como adsorbente, en materiales aislable; sus polvos son empleados en explosivos, flashes

fotográficos, luces artificiales, en la manufactura de acero y como reductor de nitratos y

nitritos, entre

El Aluminio puede ser absorbido en el organismo por inhalación, presentándose los

siguientes síntomas: Anorexia, deficiencia respiratoria, tos seca, respiración dolorosa,

dolor epigástrico, linfocitosis relativa y disminución de la capacidad vital. Puede ser

tratado con un sintomático y de fortalecimiento general.

Las medidas preventivas que deben ser llevadas a cabo durante su uso son: ventilación

adecuada, reconocimiento médico anual del personal expuesto, incluyendo exploración radiológica del tórax. ("I


TABLA. PROPIEDADES FCSlCAS DEL ALUMINIO

PROPIEDAD VALOR

temperatura de fusión, OC 660.2

punto de ebullición, *C 2494

estructura cristalina fcc

densidad a 25 O C , g/cm3 2.698

conductividad térmica a 25 OC, W/(m.K) 234.3

calor latente de fusión, J/g (callg) 395 (94)

calor latente de vaporización, kJ/g (kcallg) 10,777 (2576)

conductividad eléctrica 65% IACS

resistividad eléctrica a 20 OC, C2.m 2.6548 E -08

coeficiente de temperatura de resist. electiva 0.0043PC

equivalente electrquímico, mg/C 0.0932

potencial de electrodo, V -1.66

susceptibilidad magnética 0.6272 E-O6/g

COBRE

El cobre ha sido de gran importancia en el desarrollo de la civilización. Por sus únicas

propiedades físicas y químicas. Se tiende a concentrarse en grandes menas. El cobre ha

retenido una posición con el hierro y el aluminio como uno de los elementos metblicos

más importantes.

Este elemento fue crítico en el desarrollo de la civilización ya que fue el Único metal

encontrado en la naturaleza en el estado metblico compatible para la producción de herramientas. El Cobre es el primer elemento del subgrupo IB de la tabla periódica. Está clasificado con la plata y el oro como un metal noble y como ellos puede ser encontrados en la naturaleza en la forma elemental. El Cobre se presenta como dos isótopos, naturales, ~u~~ y cu 65 . ( 5 ) m

Lixiviaoibn de oro y plata PAG. 102

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El cobre ha sido empleado como bactericidal moluscolicida y fungicida y es de

importancia en el control de la quistosiomiasis.

También es empleado en la manufactura de pinturas antipestilentes, insecticidas,

productos eléctricos y aleaciones.

El cobre es un elemento metálico que puede ser absorbido por el organismo, mediante la

inhalación o ingestión, provocando irritación de nariz y tracto respiratorio superior y

dermatitis. Su ingestión puede producir náuseas, vómitos y diarrea, hemorragia

gastrointestinal y nefritis.

Durante su manejo se debe de mantener una ventilación adecuada y emplear un filtro

mec&nico, si es ne~esario.(")~('~) Ver tabla 2 de Propiedades.

ORO

El oro, con un numero atómico de 79, pertenece al grupo IB de los metales de transición

de la tabla periódica. Se encuentra en la naturaleza como un isótopo estable cuya masa

es de 197. Su configuración electrónica es [Xe] 4f'45d106s'. Sus estados comunes de

oxidación son 0,1+ y 3+. El oro se caracteriza por su alta densidad, alta conductividad

eléctrica y térmica, así como alta ductibitidad.

Este metal no reacciona con oxigeno, azufre o selenio a ninguna temperatura, sin

embargo, reacciona con telurio a temperaturas elevadas (475OC) para producir AuTe2,

también encontrado en la naturaleza como mineral. Reacciona con halógenos,

especialmente en presencia de mezclas de ellos.

El oro es empleado en reservas monetarias. En el sector privado se emplea

principalmente en la investigación y fabricación de joyería, equipo y componentes

electrónico, en odontología, acuñación de monedas y medallas. Dentro de la investigación

se emplea como reflector de infrarrojos, aleaciones, electrodos fotográficos, en material

de laboratorio, transistores, diodos electrónicos y circuitos impresos. Este metal puede provocar daños en el hígado y riñón, dermatitis, trombocitopenia, entre otros.@) Ver tabla 2 de propiedades.


0 PLATA

Existen 55 minerales en los cuales la plata es el componente principal. La principal

Valencia de la plata es 1 , aunque se han encontrado óxidos de plata divalentes y otros

compuestos de valencias mayores. Existen dos isótopos estables en la naturaleza, los cuales son el Ag107 y el Ag109, así como 25 isótopos radioactivos.

La plata es ampliamente utilizada en la manufactura de emulsiones para la fotografía,

contactos eléctricos, superficies conductoras en materiales no conductores, fabricación de

espejos, baterías que contienen cloruro de plata, soldaduras y aleaciones para las

mismas, catalizadores para reacciones de oxidación, amalgamas dentales, productos

farmacéuticos, joyería, acuñación y artesanía.

Cuando el individuo trabaja con pequeñas partículas metálicas que penetran en la piel, se

produce la enfermedad llamada Argirismo, la cual se presenta como un tatuaje. Las sales

de plata producen una grave gastroenteritis y shock. El metal puro es inofensivo. Estos

padecimientos pueden ser tratados mediante lavado gástrico si ha sido ingerida alguna

sal de plata, empleando cloruro sódico para precipitar la plata y a continuación un

purgante salino sintomático y de fortalecimiento general. El argirismo no responde a la

terapia.

Para su manejo hay que considerar el empleo de mascarillas con filtro mecánico,

ventilación adecuada y no comer ni fumar en el área de trabajo. Ver tabla 2 de

propiedades.

TABLA. PROPIEDADES FiSJCAS DE Cu, Au Y Ag.

PROPIEDADES COBRE ORO PLATA

peso at6mico 63.54 107.87 196.97

estado de oxidaci6n 1,2,3 1 A 3 1,2,3

potencial estándar de electrodo, V O. 520 0.799 1.692

densidad, g/cm3 8.96 10.49 19.32

electronegatividad 2.43 2.30 2.88

conductividad térmica, W/(m K) 394 427 289 Lixiviacibn de oro y plata PAG. 104

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resistividad eléctrica, pWcm 1.673 1.59 2.35

calor de fusión, J/Kg 212 x103 102 X lo3 67.4 X lo3 punto de fusión, "C 1083 960.8 1063

punto de ebullición, "C 2595 221 2 2970

Cp, J/(Kg/"C) a 20°C 384 233 131 (18°C) coeficiente de expansión lineal 1 06(200C) 16.5 10.68 14.2

e TIOCIANATO DE AMONIO

El tiocianato de amonio es un sólido cristalino higroscópico, soluble en agua, alcohol, acetona y amoniaco. Tiene densidad de 1.3057, un punto de fusión de 149.6 OC y se

descompone a 150 'C. El tiocianato de amonio es empleado generalmente en la química analítica, en la síntesis

de tiourea, en la manufactura de fertilizantes, fotografía, soluciones refrigerantes, pesticidas, en el plaqueado de cinc, adhesivos, resinas, como esterilizador, como

catalizador en polimerizaciones, separador de circonio, oro y fierro y en la determinación

de Hg y Ag. El tiocianato de amonio tiene una baja

actividad tóxica; la maims concentración permisible en lactantes es de 500-1000 mg/Kg.

Deben ser evitadas las exposiciones a la piel, ojos y membranas mucosas.

ION TIOCIANATO

El ion tiocianato, SCN-, tiene una estructura lineal en el centro con el átomo de carbón y

tiene la habilidad de formar compuestos covalentes y complejos. El ion libre puede ser

considerado como la combinación de dos formas resonantes -S-C-N y S=C=N, en las

cuales está basada la linealidad de sus estructuras. Así, el ion tiocianato es un ligando

ambidentado que realiza su función donadora vía el átomo de azufre o de nitrógeno. Esto

da lugar a dos series de complejos covalentes, los tiocianatos, también conocidos como

S-tiocianatos (escritos como SCN-) y los isotiosanatos o N-tiocianatos (escritos como NCS-). Con complejos homogheos, generalmente se observa que los iones de metales


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C l . l i O E . " I C

ligeros forman S-tiocianatos, mientras que los iones de los metales pesados prefieren la

coordinación N-tiocianatos. Lo anterior es más frecuente, aunque no exclusivamente para la segunda y terceras filas de los metales de transición, incluyendo oro y plata. Estos

últimos se encuentran en la primer fila de los metales de transición, tales como, Fe, Mn,

Ni, Cu y Zn.

El tiocianato es un pseudo aluro, el cual forma el grupo (SCNk, y el &ido tiociánico

HSCN.


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~ ~ ~~ ~ ~~ ~~~~~~~

17. SME Mineral Processing Handbook, Vol. 1, S.W.Mudd Series, Weiss, Edit. Society of

Mining Engineers, 1985 .

18. Weiss N. L., Mineral Processing Handbook Vol 2, Ed. Society of Mining Engieers.

19. Windholz, The Merk Index an Encyclopedia of Chemicals and Drugs, Ed. Merk y Co.

Inc.

20. Monografiá Geológico-Minera del estado de Guanajuato, SEDOREM.


UNlVERSIDAD ALITONOMA METROPOLJTANA WAD IZTAPALAPA m

C.l"t"..IL

BlBLlOGRAFlA

1. Banco de Datos de Peñoles. Área de Comercializaci6n de Metales.

2. Barbosa-Filho y A.J. Monhemius "Leaching of crold in thiocvanate solutions - Part 1, 2

Y 3.

3. Bird, Fenomenos de transporte, Edit. Reverté, 1995.

4. Bray J. L., Metalurgia Extractiva de los Metales no Ferrosos. Ed. Interciencia, Madrid

1968.

5. Chemical Market Reporter, 2 de Mayo de 1997.

6. Famsworth, M. Cadmian Chemicals, International Lead and Zinc.

Research Organitation Inc.

7. Fathi Habashi, Textbook of Hydrometallurgy, 1992.

8. Kirt-Othmer, Concise Encyclopedia of Technology, Ed. Wiley-lntersciencie.

9. Lewis R. J., Condensed Chemical Dictionary, Ed. Van Nostrand Reinhold.

I O . Mardsen and House, The Chemistry of Gold Extraction, Ed. Elis Howood.

1 l. Martino-Jerome-Machamer-Torres, The Mineral Economy of México, Ed.John

and Sons.

12. Levenspiel Octave. Ingenieria de las Reacciones Químicas. Ed. Reverté, S.A.

13. Minerals Industry Surveys, U S Department of the Intercor, Bureau of Mines.

Wiley

14. Perry, H. R. y Chilton, C. H. Manual del Ingeniero Químico Vol.1,2, McGraw Hill,

México, 1987

15. Peters-Timmerhaus, Plant Design and Economics for Chemical Engineers, Edit.Mc

Graw - Hill.

16. Plunkett E. R., Manual de Toxicidad Industrial.

Lixiviaoi6n de oro y plata PAO. 107

universidad autonoma metropolitana148.206.53.84/tesiuami/uam5712.pdf · 5.1 pirometalurgia ......

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