1 - TESIUAMI

/PROYECTO TERMINAL: PLANTA PARA LA RECUPEWCI6N DE
LOS METALES DEL. GRUPO DEL PLATINO A PARTIR DE
CONVERIIDORES CATALiTlCOS DESGASTADOS.
6j&Pf+f.
ASESOR: M.GHET HEN T. LAPIDUS LAVINE.
\/o
t
INTEGRANTES:
1
I
CALLEJAS FLORES RUBEN
INTRIAGO
MARTINEZ
JORGE
ORDOÑEZ BENITEZ GERARD0 MA.
*
*
7
1
;
I
.
.
-7
Objetivos de¡ proyecio.
Resurnén.
Introducc.i6n.
bliográficos. Antecedentes
Metales del grupo del platino(MGP).
Usos principales de los MGP.
ncipales.
Consumidores
Volumén
actual
y potencial del mercado.
de
Capacidad
la planta.
obtcrlción
Procesos
de
de los MGP
Descripción del proceso.
Proceso
Fase
de Objetivos
la experimentación.
Procedimientos experimentales.
Resultados y discisiones.
Análisis
Proyecci6n
econ6mica
de
los MGP.
equipo
Costo de
de proceso.
Tabla de costosproducción
de e
ingresos.
de
Estado
resultados(prof0rma).
proceso.de equipo
Diseño del
Balance
materia
de
y energia
del
proceso.
diseñoel para
Bases
del reactor.
rales.
Conclusiones
Apéndice 1 (Propiedades
de
los MGP).
Apéndice I1 (Propiedades
de
las
materias primas).
Apéndice Ill (Técnicas analíticas empleadas).
Apéndice IV (Programa para el cálculo de los balances
de materia y energía).
Bibliografía.
2
3
3
4
5
6
8
8
9
10
12
14
15
15
16
17
21
21
22
23
25
26
27
28
44
45
49
52
54
58
1. Diseñar la plantadeextracción y recuperaciónde los metalesdelgrupodel
platino contenidos en los convertidores catalíticos desgastados, considerando una
parte de la generación de este desechoen el Distrito Federal.
2. Seleccionar las etapas para la recuperación de los metales y el tratamiento de
desechos, así como diseñar y evaluar económicamente el equipo involucrado.
.
2
-7
Desde la introducción de cataliradores para la destoxificación de los gases de las
tuberías deescapedel
autorr-lotor, se haincrementadoel
uso de los metalcs
platino, paladio y rodio.
Cerca de 500,000 onzas troy de los metales delgrupodelplatino(MGP)
soti
disponibles parareciclado
cada añoa
partir de convertidores catalíticos de
contenidos
en
automóviles gastados solo en Norte América. Los MGP
catalizadores gastados pueden ser extraidos por hidrometalurgia, pirometalurgia o
procesosde volatilizac:i6n en fase gas. Se hanexaminado y cdthp’ar..,.lovarios
los MGP. Se evalua y diseña una
procesosinvestigadosparalaextracciónde
planta para la recuperaci6n de los MGP a partir de los convertidores catalíticos,
tomando una parte de éstos generados en el Distrito Federal.
INTROBUCCIÓN
La utilización de
convertidores
catalíticos para
control
el de
emisiones
de contaminantes en los escapes de los automóviles es una de las más nuevas
aplicaciones deloscatalizadores.Actualmente,
en México y en los Estados
con un
Unidos de Norteamkrica, la mayorisde los autosvienenequipados
dispositivo catalítico que ha permitido disminuir a niveles bajos la concentración
la combustión de la
de los contaminantes n?:s usualesproducidosdurante
gasolina sin plomo
Los contaminantesprovenientes
de los escapesde
los automóvilesson
el
monóxido de carbono (CO), los 6::;dos de nitr6geno(NOx) y los hidrocarburos
(HC). La composición de los gasesdeescapedepende
de larelaci6naire
/
combustible = A I F que sea alimentada a la mAyuina. Básicamente, se requieren
dos catalizadores diferentes para la destoxificacih de los gases de emisi6n; uno
para el control de (CO) y (HC), es decir, un catalizador de oxidación trabajando en
condiciones de exceso de oxígeno; y otro para fa remoci6n de (NOx) que ser4 un
catalizadordereducci6ntrabajandoenatnl6sferarica
en combustible.
a
.
3
Los más comunes de los catalizadores compuestos son : Pt - Rh y Pt - Pd - Rh.
Existen varias formas físicas del convertidor catalítico que se encuentra localizado
en el escape del automóvil. Sin embargo, entre las más usuales se incluyen los
pellets (pequeñas bolitas) y los rnonolitos de cerAmica que sirven como soporte de
las partículas metilicas que funcionan comocatalizador.
La única restricción para et uso de este catalizador es que trabaja en una región
y cercana
laa
relación
de la relación
airelcombustible
muy
estrecha
estequiornétrica A / F = 14.5. En la ciudad de México,por ejemplo, situada a una
espobreenoxígeno
lo quehace crítico este
altitud de 2400 m,laatmósfera
problema.Modificacionesenla
ingeniería automotriz sonportantonecesarias.
Por otra, parte es absolutamente indispensable que la gasolina utilizada est6 libre
de plomo; ya que éste es un veneno para el catalizador, limitando la vida activo
del mismo.
ANTECEDENTES BIBLIOGFtÁFICOS:
En 1993, Kuo-Ying Amanda Wu y colaboradores"), recupero los metales mediante
el proceso de lixiviado y compararon la recuperacibn de platino, paladio y rodio
pretratamiento.,
Lgs
utilizando diferentes
agentes
lixiviantes y m&odos de
soluciones lixiviantes usadas incluyeron h i d o clorhídrico y Acid0 sulfúrico, con la
adición continua o peribdicadeperbxidodehidrógeno.
Los pretratamientos
empleados incluyen &cid0sulfúrico, borohidruro de sodio y gas hidrógeno.
4
En este mi:,mo año Mishra (2) presentó UP artículo, en donde se exponen tres
métodos de ex;, :icción los cuales son: proct7so.s hidrometalirrgicos, procesos de
gas y procc:sos pirom~ttal6rgicos.
En
la ruta
volatilización fase
en
hidrometal6rgico, el catalizador es lixiviacio en una solución de ácido clorhidrico
conteniendo uno o más oxidantes tales como, &ida nítrico, hipoclorito de sodio,
ácido hipoclorico, cloro gas, perclorato de sodio, bromato de sodio y peróxido de
hidrógeno. El platino, paladio y rodio son solubilizados en forma de cloruros.
La cementación de metales del grupo delplatino a partir de soluciones de cloruros
de los mismos puede llevarse a cabo por un número de metales reductores, los
(3)
máscomúnmenteusados son: Al, Zn,Cu.Hoffman
introdujo unacombinación
telurio comoun reductor general.Lacementación
y la
de AI condioxidode
precipitación
se
llevan
cabo
a con
mayor
eficiencia alrededor 70°C de
temperatura.
El procesode volatilización enfasegas
está basadoen los principios de la
clorinación selectiva de platino y paladio, para formar compuestos
volátiles que
serán condensados en una zona de enfriamiento. Muchas de
las reacciones de
volatilización se llevan a cabo en un intci-valo de temperatura entre 250 y 600 O C .
El proceso pirometalúrgico se basa en la fundición del convertidor catalítico y la
posterior separación de los metales del fundido.
METALES DEL GRUPO DEL PLATINO 14)
Los seis MGP son Rutenio (Ru), Rodio (Rh), Paladio (Pd), Osmio (Os), Iridio (Ir),
Platino (Pt). Constituyenlasegunda y tercera triada delgrupo Vlll de la tabla
periódica y pertenecen a las tierras raras. Los rangos de abundancia de estos en
la superficie de la tierra estan en ppm o, gramos / ton mktrica: el Ru: 0.001 0.005; Rh: 0.001; Pd: 0.005 - 0.01; Os: 0.001 - 0.005; Ir: 0.001; Pt: 0.005 - 0.2.
Todos los metales de este grupo son nobles.
Seconoci6elplatinopor
los indios precolombianosdeSudambrica,perofue
hasta mucho
despues
que
su
identidad,
como
elemento
separado,
fue
reconocida.Wollastón aisló porprimeravezelpaladio
del platinoen 1803. El
mismo
científico
t a m b i h aisló todo el Rodio. Em 1844 Claus
report6
el
descubrimiento del Rutenio. Pocos metales de los MGP se dan como minerales,
muchas fuentes sonvarias aleaciones de metales que sedan como primarios o se
encuentran en depósitos.
5
Los primeros
granos
de
Pt se descubrieron
en
los montes Urales en
Rusias 1820; y desde entonces es una de las principales fuentes del mundo. Los
depósitos se encuentran en otras partes del mundo por ejemplo: Alaska, produce
Pt crudo. El spen-ilita fue descubierto en una mina de Cu - Ni en Sudbury Ontario,
Canadá, en 1875, pero la cantidad de este metal era muy pequeiia. Las grandes
cantidades de mineral que se procesaronen estas minas,juntoconel
factor
inherente de concentración en procesos
electrolíticos de refinani;w+c),hizo que
esta cantidad fuera apreciable.
Las minas no han podido ser trabajadas económicamente por su contenido de
Pt debido a SLI poca demanda en comparacibn con el Cu - Ni. El pais actualmente
con mayor producciónde estos metaleses SudGfrica, dondeson trabajados
- Ni. Larecuperaciónde los
indepet-dientementedel nivel delmercadodeCu
MGP secundarios es la parte
importante del mercadototal
Muchas de las aplicaciones de los MGP se derivan de su nobleza, por ejemplo;
los efectos catalí!icos y SU resistencia a la corrosión y. Se limita su empleo por su
escasez y su alto costo.
El Pt y Pd son los más abundantes y mas utilizados, tanto puro 6 en aleaciones.
El Pt es usado por su resistencia a la corrosi6n y su habilidad de recubrir metales
base. El acero con una capa de Pt, como
recubrimiento, baja los costos de los
materiales debido a que este ya no se corroe. Muchas reacciones químicas son
llevadas a cabo
con
platino
o reactores revestidos de platino,
esto
es
indispensable en laboratorios para material y equipo, 6nodos electroliticos y otros.
La actividad catalítica de los MGP pronto se reconocid; el Pt y Pd son los mAs
usados, pero otros tienen aplicaciones específicas y, frecuentemente, cuando son
actividad, porejemplo:la
aleados condos o mAs metales setieneunamejor
aleación Pt - Rh empleada en la oxidacibn de amonio a gases nitrosos con &ido
nítrico como producto final. Los catalizadores son usados en muchas reacciones
químicas que incluyen la producción deácido cianhídrico, por la reaccibn entre el
metano, amonio y aire, en la refinacibn de petr6leo y en otras síntesis orgAriicaS.
Sin embargo, el empleo mayor es en mecanismos catalíticos para llevar a cabo la
total combusti6n de los gases emitidos en mAquinas de combusti6n interna con el
fin de satisfacer los requerimientos ambientales.
6
/
El Rh se usa principalrnente corno aleacilm con Pt en un 10%. De los seis metales
es el más utilizado en electroplatinado como un decorado final no corrosivo y por
su reflectancia en espejos, linternas, etc.
de los usos de platino,
Se presenta un resumen
consumo en la'tabla I .
de
paladio y rodio en orden
"ROB10
PALADIO
PLAT1
N
9
__
Convertidores
catalíticos
-__Convertidores
- ___Medicina contra el
cáncer
"Catálisis
Monedas
- de"_ hidrocracking
de H 2 0 2
Catálisis &: _
ácido
_ nítrico
Catálisis
Catálisis de
~ c r_
a c_
k i n_g
__-____Tertnopares
Capacitores de
Crisoles
multicapas____
Revestimiento
Equipo de laboratorio
de
Recubrimiento
para temperaturas
crisoles
elevadas
Radiotecnia
Catálisis de
Forro de vidrio
vinil
acetato
ransistores)
Pr6tesis
Resistencias
y contactos
Catálisis de cianuro de
elkctricos
hidrógeno
__
Catálisis de
Resistencias
Revestimientos
de
isomerizaci6n
electricas
dep6sitos
electrolíticos
d
e
T
7
Jovería
Catálisis
de Acido nítrico
___-.
Reformina catalítico
Odontología
4
TermODares
"
"."
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_ I _ _ _ ~
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"
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"
_
I
_
"
J. Mc. K,".la, 1979, Encyclopedia of chemical Processirry,_andDesigrj., Elsevier, 38, pp 406.
7
8
c.
8
Debido a que 1'3s autos de lujopor lo genera!tienen sus distribuidores de
conveeidores catzliticos, los cuales también se encargan del cambioy reciclaje de
los mismos cuando se desgastan, no se incluyen
en el análisis. En el presente
caso se toma para el proceso de reciclaje solo un promedio de la produccibn de
automcivitcs compactosa lo largo de los años I R 9 0 a 1997, estimandoque la
capacidad de la planta será del 90% del total c. los convertidores catalíticos de
los autos compactos, esto representa unvolumen de :
convertidores / año = (201,754)(0.9)
= 181,579 unidades /Año
= 84 ton I año
9
~ATALIZADOR]
"
"
"
"
I
I
SOLlUOSr
"
I
FUENTE: REFERENCIA (7).
10
NaS04
i
I DE cu I
FUENTE: REFERENCIA ( 7 ) .
Los procesos existentes para la recuperación de los MGP, no satisfacen los
objetivos plznteados para este proyecto. En el proceso hidrometalúryico se
utiliza Qcido sulfúrico lo cual provoca la disolucián del soporte catalítico.
Otro aspecto impotfante es que se lleva a cabo la extracción de plowfo, l a
cual implica un aumento significativo en el consumo de energía. Por otro
lado,
proceso
el pirometalirrgico
se lleva
acabo
a temperaturas
extremadamentealtas.Estastemperaturaspuedenexceder
los 2000 OC,
llevandose acabola fundición delsoporte con los metales.
.
'1
En esta partedelproceso se I-.ace una disoluci6n oxiclativa de los MGP del
convertidor catalítico, tal cor:!c) k n e en el ?l.ltonltvil, utilizando peróxido de
hidrógenocomo oxidmte y Aciclc) clorhídrico , IJrorrluro desodiocomo agentes
complejantes.
t,
El procedimientoempleado c!
"xiviaciór7 e s elsiguiente:
Se mezcla un volumende soluciGn para lixiviar un peso de
sólidos en un reactor con agitaciin.
Como la lixiviación se lleva a cabo en ebullición,
reducir la evaporación de la solución.
Durante el tiempo de reacción
rapidez de la reacción.
soluto, el 10% de
se utiliza un condensador para
se tomaron muestras con el fin
de determinar la
Se analizaron las muestras utilizando espectrometria de aclsorción atómica (ver
apendice Ill) y se determinaron la cantidad de metal lixiviado. También se analizan
los residuos para determinar el porcentaje de metales extraídos.
Las principales reacciones que se llevan a cabo para la lixiviación de los MGP, a
partir de los conveilidores catalíticos son:
2 Hz02 +
Pt + 6 tiCI --------->
Hz[Pt CIS] + 4 H20.
(1)
2 Hz02 +
Pd+ 6 HCI --------->
H*[Pd GIG] + H20.
(11)
3/2H202+ 6 NaBr + Rh+ 6 HCI --------- > H3[Rh BrG] + 6 NaCl + 3 H20. (111)
SEPARACIóN SóLIDO I LIQUIDO:
-
4
Se efectúa una separación física de sólido y líquidosprovenientes
dela
lixiviación, el soporte del convertidor catalitico. Es removido del proceso, dejando
únicamente la soluci6n lixiviante.
12
Se precipitan 10s metales platino, paladio y rodio por medio de una cementación
lacual es unaprecipitacibn redox con aluminio en polvo. A continuación se
cernentación (precipitación) de los
proponen las siguientes reaccionesparala
MGP:
3 Hz[Pt CIE] + 4 Al
3 Pt + 4 A r 3 + 6 HCI + 12 CI-.. ......... (IV)
3 HZ[Pd Clc] + 4 AI ---------- > 3 Pd + 4 Al'3
,,
+ 6 HCI + 12 CI-.......
...
'VI
FILTRADO.
Se filtran en esta parte el sólido obtenido como producto de la cementación, el
cual contiene los metales más el aluminio sin reaccionar.
TRATAMIENTO:
En esta parte se tratan las a g ~ ~ a
residuales
s
del proceso con una solución IM de
hidróxido de sodio para neutralizarlas.
Aquí se evapora el agua contenida en la solución neutralizada y se recircula al
reactor de lixiviación, por una parte para ahorrar agua en el proceso y por otra
para calentar los reactivos que entran al reactor.
13
NaCl
A
-f
¿
"
14
Otra raz6n importarttc es que debido a que el proccso es de reciclaje, se
trata de no crear desechos contarninantos, únicalmente productos y
subproductos reutilizabncs.
FASE EXPERIMENTAL
OBJETIVOS DE LA EXPERIMENTACI~N.
1.- Adquirir información sobre la cinética d e lixiviación d e los metales del grupo del
platinopordiferentes
métodos, cambiandoalgunosparámetros
dela solución
tales como concentraciones, y proporción s6lido-líquido.
2.- Determinar la eficiencia del proceso de cementación.
3.- Determinar el requerimiento de insumos para
residuales del proceso.
la neutralizacibn de las
aguas
-
4
15
Sepreparóuna
solución de Agua Regia, aclicir>nando 1 parte de HNO3 y 3
partes de HCI, para efectuar las digestiones de la muestra de convertidor catalítico
desgastado.
Digestión 1. 200 mi de Agua Regia
2 gr. de convertidor catalítico desgastado
,
.
,
.
.p
.',
Digestión 2. 150 ml de Agua Regia
50 ml de H2SO4 concentrado
2 gr. de convertidor cattllítico desgastado
Digestión 3. 200 mlde Agua Regia
0.1 gr. de NaBr
2 gr. de convertidor catalítico desgastado
Las anteriores solucionesseponenatemperaturadeebullición
y agitación
constante durante aproximadamente 2 hrs., excepto la digestión 2 que se efectúo
durante aproximadamente7 hrs.
La mezcla resultante de ladigestión se disuelve en agua desiorlizaday se aforan
a 100 ml.
LlXlVlACldN DEL CONVERTIDOR CATALiTlCO DESGASTADO
A continuación se describe el procedimiento,parala
lixiviacih del
convertidor
catalítico desgastado:
Se colocaron en un reactor tipo lote con agitaci6n constante:
500 ml de una soluci6n 1M de HCI
1 ml de H202
0.10 gr. NaBr
50 gr. de convertidor catalítico desgastado
La lixiviaciones se llevaron a cabo durante 6 hrs. para la primera lixiviacih y 8
hrs. para las dos restantes lixiviaciones, a temperatura de ebullición, tomando una
muestra de 1 ml cada hora.
16
-7
DlCikiST'l6N DE LOS RESIDUOS
El proceditnienlo expw%-nental para el anAisisde los residuos de las tres
lixiviacioncs para determinar el contenido no lixiviado de los melales Pt, Pd y Rh,
fue el siguicnte:
Se colocaron los residuos sólidos de las lixiviac.iones en 500 m1 de agua regia y
0.1 gr. de NaBr se calentaron y se mantuvieron en ebullición d u ~ a n t e 2 ~
.as.
:l~
CEMENTACI~N .
Para llevar acabo las pruebas de cementaci6n se preparb una solución típica a
partir de las soluciónes patrón con el siguiente contenido:
100 p.p.m dePaladio
I O p.p.ni de Platino
5 p.p.mde Rodio
100 ml de HCI 1 M
0.1 gr.deNaBr
1
ml de H,O,
Se llevaron distintas cementaciones adicionando 0.15 Al2 6 0.5 AI, con y sin la
adición de 0.01 gr. de NaF.
Posteriormente se llevó acabo la cementación de lasdistintas lixiviaciones.
PRUEBAS
TRATAMIENTO
DE
DE AGUAS
Para la neutralización de la solución lixiviante, despuks de remover los MGP se
preparó una solución de
1 M NaOH. Se titularon 50 ml de la solución lixíviante,
con la solución 1 M de NaOH gastando para neutralizarse aproximadamente 50 ml
de solución de 1 M de NaOH.
RESULTADOS Y DISCUSIONES.
Para determinar el mejor medio de digestión se probaron 3 diferentes solucioneS:
1. Agua regia .
2. Agua regia + H2SO4
3. Agua regia + NaBr
17
.. ..
-
..
.
I-
-
.8
Losresultados mot
que para paladio, la mayor canticiad,q t c reporta la
solución se logra C O I I dua regiay bromuro de sodio, mientras que p i x ] plomo,
aluminio y platino la mezcla de agua regia y ácido sulfilrico resulta la mejor.
'
' : - c m
CANTIDADES DE METALES EN EL CONVERTIDOR CATALITICO
,
ANALISIS
D E L A SLlXlVIAClONES
Condiciones de experimentacibrk:1 atm , Temperatura de ebullición (89-90 "C)
Lixiviación I
% extraccidn
Tiempo
Pt
( hr. )
~~
-.
1
2
3
.
"
_"
"
5
6
7
12.0
"___
24.0
16.0
16.0 4
12.0
16.0
24.0
% extracci6n
Pd
% extracci6n
Rh
% extracciói % extracci6n
Al
67.0
79.0
83.0
83.0
83.0
87.0
91.o
O..
O
O
O
O
- -.O
O
8.90
11.90
12.70
13.50
15.90
"_
__
17.60
"
"
"
.
"
"
"
97.0 6.72
0.0
____
87.0
0.0
100.0
0.0
97.0
0.0
90.0
0.0
100.0
1oo.b
0.0
"
..
". "
"
pH
Pb
.___
.
*
*
-1
I
18
Lixiviación 111
i
Se observa a partir de los resultados anteriores que la extracción de paladio se
puedeefectuarconunaeficienciadel
91% aproximadamentedespués de ser
lixiviado el convertidor durante 7 horas, la extracción de platino se hace con una
eficiencia del 41.6% y como se puede ver la extracción de rodio fue nula en las
tres lixiviaciones, por lo anterior se concluye que la lixiviacidn puede efectuarse
durante 6 horas con buenos resultados.
PRUEBAS DE C E M E N T A C I ~ N
.
19
-7
Para llevar acabo el tratamiento de las aguas residuales se tomó una muestra de
50 ml de soluciói~lixivianteteniendo un pH de 1.97 a la cual se le agregó
paulatinamente, una solución de 1M NaOH, hasta llevwla a un pH aproximado de
7.0.
20
22
KCS POR ARO
$ USDIKS
$ USDIAÑO
421,491
5.000
O. 066
84,000 O 0
865.20
1.500 143.33
1.40
Convertidores
HCI
H202
NaBr
Al
NaOH
Supervisión y Mano de Obra de Oficina
(15% de Mano de Obra de Operaci6n)
Dias-hombre
2,190.00
215
4
2.800
1.250
840.00
311. O 0
Mano de Obra de Operacibn
(6 Personas, 365 dias, 2 SMG)
420,000
57
1,050
165
0.530
Sueldolmes
5.770
12,636
0.150
12.636.30
1,895
Servicios
82
Gas Natural
Agua de proceso
330,753.00
6.833.00
0.0009
0.0002
76
Mantenimiento y Reparaciones
250,449.00
0.060
15,027
15,026.94
O. 150
2,254
12,636.30
O. 150
1,895
(6% Capital Fijo)
Suministros de Operaci6n
6
(15% Mantenimiento y Reparaciones)
Cargos de laboratorio
(15% de Mano de Obra de Operaci6n)
Total, ADME (Gto Manufactura Directa)
453,386
Indirectos
Gtos Grles (n6nlina y planta). Emp. y Almacento.
(60% Mano de Obra de Operaci6n. Supervisi6n y Mto)
Impuestos Locales
(1,5% Capital
29,558.69
0.600
250,449.00
0.015
17,735
*
*
3,757
Fijo)
23
.
RECuF’€.l;Ac:/dN DE I.OS MG?
Seguro
(0,5% Capital
250,449.00
0.005
FIJO)
Total, A/MC(Gte. M:jtr[if&¿C¿t;!.-: kr!rd;:
t,.l-ia.;)
22,744
Total, A M E ( G ~ S ~
M .O~ ? ~ U ! ~ ~PC,!
C i ~?ll
~ ~ ~ r . ?
476,7 30
(No se incluye IC? depreciacibi-1)
Total, ABL) (Deprecinciot?)
(loyo Capital
1,252
250,449.00
o.1O 0
25,045
Fijo)
Gastos Generales
Costos adnlin;.;trativos
(25% de Gtos Giles rwmina
0.250
17,735.21
4,434
0.100 476,129.99
47,613
y platlta)
Gastos de Distribtrci6n y Venta
(IOo/, Gasto Manufactura Total)
Investigaci6n y DesarroYo
(5% Gasto Manufactura Total )
476,129.99
0.050
23,806
Total, AGE (Gasto General Total)
75,853
Total, A TE (Gasto Tofai Anual)
577,028
Total, AS (ingresos por Ventas)
949,78 I
Platino
Paladio
KGS POR AÑO $ USDlKG
11,200
9.96
192.60
4,352
Total, ANP (Ganancia Anual Neta)
111,586
838,195
372,753
Impuestos Sobre Ingresos, AIT
130,463
(35% Ganancia Anual Neta)
Total, ANNP (Ganancia Anual Neta
242,289
Descontando Impuestos)
Tasa de Retorno Descontado Impuestos
( i ) = ((ANNP + ABD)/CTC)IOO
93%
24
949,781 100%
INGRESOS
menos
COSTO DE 'VENTAS
471,989
50%
76,290
8%
401,502
42%
23,599
2%
menos
GASTOS DE OPERACION
Gastos de Adrninistracion
Gastos de Venta
Depreciacion
UTILIDAD E
4,046
47,199
25,045
OPERA CION
menos / mas
OTROS GASTOS O PRODUCTOS
UTlLlD,4!3 ANTES DE IMPUESTCS
"
1
_
1
377,903
40%
132,266
14%
menos
IMPUESTOS (35% SOBRE UTILIDAD)
*
.
25
.
-1
OA"""
m
"
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-.
26
'_;RAMA ~ - ) b ; C A r , r r i i , < r ] j L~, O S F;AT.ANCF.S LIE MA'I'IiKIA
1 0 0 KC; 1ji< C;()NVi;:KTI[)ClK
CA'I'ALiI'rICO
. .
-
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(::A =
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MEN'1'nc'~Lc)N
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PARA CEMEN'l'ACrOb
AL,UMINIO
-
1 gr/100 KC: C O N V I ~ : F ~ ? ' I D O K
""""""
2
1
1 ) E L F)tiC)CIE:SO
- -
=
~
RIENTkl: A L I M F R E S C A
Y ENEI!ilTA
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~.
~~
6
3
""""
1.o27229
8.134583
.17
1.661.222E--03
2
7-
o
OKTF
O
1. 3
O
O
O
O
16
16
12
.o27
99.95
920.4
O
. O02
89.23
. O225
. o1593
.2
O
.17
.o02
89.523
-25
O
O
O
O3
99.996
919.49
10
10
6.654343E-05
3.3665433-03
2.133333E-04
. o112
4.498485E-03
.2319985
3.950707E-03
.2039507
.9734
8.968
O
. O0165
98.9766
911.432
O
3 .SO0001E-04
O
O
O
O
O
10
O
.O 0 0 1
3.334543E-03
. O00777
1.3787913-02
.21375
. O10422
O
. O00032
.o022
.2020207
. O0193
xxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxx~xxxxxxxxxxxx~x~~
"_"-"""""""""""""""""""""""""""""""""""-
KK IENTE
7
.989723
. O043
. o43
9
9.11389
11 '
12
3.523125E-03
3.355357E-02
98.96877
911.3554
14
O
O
. O000078
O
r
3.422001E-06
3.422001E-06
3.3877813-04
ORTE
O
O
O
O
O
O
O
O
O
O
2
. O10422
.21375
O
O
O
O
O
O
03
O
O
O
13
.0000001
16
2E-08
16
12
1
H
.O 0 0 0 0 0 5
. O000005
3.3344433-05
7.76983-06
1.378741E-04
1.3787413-04
6.6543433-05
2.1333333-04
4.4984853-03
3.9507073-03
O
O
O
O
3.334443E-05
7.76983-06
1.378741E-04
1.378741E-04
.S371981
O
O
O
i
.367315
xxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxxx
ANCE DE ENERGIA:
*
""""""""""""""""
,OR REQUERIDO EN EL EVAPORADOR
[OR
REQUERIDOEN EL REACTOR
=
=
952462 KJ
)OR TOTAL REQUERIDO POR EL PROCESO
I
.
20060.31 KJ
NATURAL NECESARIO EN LA CALDERA =
Q
= 972522.3
KJ
367.5027 KG
27
.
'1
proceso tarda 8 hrs. de las cuales 6 hrs. corresponden a la lixiviacitn de los
convertidores catalíticos gastados y 2 hrs a carga y descarga de estos.
mleacc
= (1 1.64 Kg / hr) (8 hrs) = 93.10 Kg / carga
Se calculo un volumen aproximado de 100 Kg de cor-lvertidores por carga.
v total reaccihn = V llxrvlante + v convertidor
= 1,000 Its + (100 Kg) (1 I t / 3.99 Kg)
= 1,025 Its
Tomando un espacio vacio de un 30%, se tiene
V aprox. = 1,332.58 Its = 1.332 ni3
Para un cilindro h = (4 V) / (d2 x)
Diámetro óptit-no paratanques
D = 0.74 V
(14'
D = 0.814 m
h = 2.558 m
Para la lixiviación de los convertidores catalíticos sediseño un reactor (tanque
en las
industrias
metalúrgicas.
Para
esta
pachuca)
utilizado
ampliamente
operación unitaria se tuvo que diseñar una canastilla como soporte para sumergir
los convertidores catalíticos dentro delreactor tal corno se muestra en lafigura.
28
m
~
-
sumergir los
Entrada
de air e
7
: I
ci
ri
i'
Estos tanques pueden construirse de madera, metal, concreto o acero vidriado, se
lixivia el plomo con H 2 0 2 y HCI
La agitación se lleva acabo pasando aire a trav6s de la suspensih: las burbujas
de aire ascienden a través del tubo central y causan el flujo ascendente de líquido
y delsólidosuspendidoen
el tubo; enconsecuencia,provocan
la circulación
*
*
29
Debido a que en este proceso se requieren el almacenamiento de materias primas
en fase liquida, se disefiaron varios tanques de almacenarniento que
contienen
HCI, H202,NaBr, H20y NaOH.
Estos tanques se diseñaronparadiferentescondicionesquerequierecada
sustancia, evitando principalmente la resistencia a la corrosión, así como su costo
más bajo de adquisición.
30
Acero Vidriado
739.584 Its.
0.67 mts
2.102 mts
t-"-h
I
.
31
Acero inoxidable
102.1 Its
0.364 mts
1.O85 mis
t"
"
"
m
h
""I
32
h
!
33
Tap a
h
*
.
34
.
-7
h
1
*
.
35
.
-7
T
Tapa
+
h
Salida
36
37
Reciprocanic de desp!azan-liento
positivo carcazas de cigüeñal
sencillo.
0.17 m3/ min.
1 atm
2 atm
0.5 tIP
Cilindr
de alta
presió
puede suministrar gas a presiones de 35000 lb / pI2 las
equipos
son
las mismas
que
tienen
las bombas
cilindro con válvulas adecuadas de entrada y salida y
Puede operar en una sola etapa o en multietapas
de doble acción.
del cilindro a través de un conjunto de vAlvulas
de presión entre el contenido del cilindro y las
Laoperacibn del compresorseconcibe
lo que las eficiencias se reportan en
de la mayor parte de los compresores
38
TI PO
SUPEAFIClE DE CALEFACCION
FLUJO DE VAPOR
PRES!Q N
TEMPERATURA DEL VAPOR
COMBUSTIE3L.E
LQNGiTUD
ANCHO
ALTURA
Doble hogar bajo
volurnen de 2gua
35 kg / m* superficie
de caldeo
16 m*
470 kg / hr
12 atm
190 O c
Gas Natural
14.61 mts
3.25 mts
2.1 mts
dp
Lacalderaseconstruyecuidadosamenteempleandomateriales
primera
calidad
y satisfacir'mdo, además
diversas
a
exigencias
prácticas que dan lugar a problemas cuya diversa resolución origina
los variostiposexistentes,que
es necesario agruparsegún
sus
39
-7
Ot
Placas y rr-lxcos
Polipropileno (85% de
polipropileno)
20 c m x 2 0 c m
101.325 Pa
3.0cm
fijo
¡
Placa
I
Armazón móvil
I
filtración
1:4
j\I
41
En forma opcional, el filtrado se p ~ ~ e clrcnar
d ~ ? de cada placa por medio de una
válvula y un grifo para descarga abicr-, o un tubo paradescarga cerrada. La
alimentación por la parte superior y la descarga por el fondodelas
cámaras
proporcionan recuperación máxirnla del filtrado y el secado máximo de la torta.
En la mayorparte de los precipitados, la alimentación por la parte interior y la
aire
descarga de filtrado por la superior perrniten un rápido desplazamiento del
produciendo una torta más uniforme.
42
Entrada
Salida
I
Orenado
43
1. EN EL PROCESO SELECCIONADO LA TEMPERATURA
PEKMANFCE CONSTANTE, LO CUAL PRESENTA
UN
CONSIUERABLE AHORRO DE ENERGíA.
2. SE LOGRARONRECUPERACIONES DEL 86% PARAPALADIO
Y 39% PARA PLATINO.
3. EL PROCESO
PRESENTA
UNA INVERSldN
MODERADA,
BAJOS COSTOS DE OPERACldN Y DE MATERIAS PRIMAS ( EL
HCI ES RECIRCULADO EN tl..PROCESO.
4. EL PROYECTO PRESENTA UNA TASA INTERNA DE RETORNO
(TIR) DE LA INVERSlbN INICIAL MUY ACEPTABLE,
APROXIMADAMENTE DEL 94%. SI LO ANTERIOR
LO
COMPARAMOS CONTRA UNA TASA INTERBANCARIA DEL
35%
APROXIMADAMENTE, SE CONCLUYE QUE ELPROYECTO ES
RENTABLE
b 26E00'0
-___9'01
G8'6
0008E
6911
333
Muchos complejos de paladi(' son de importancia analítica en los procesos de
refinamiento. Como el níquel, éste forma una cantidad de compuestos insolubles
con dimetilglioxima, el ion paladio (11) tiene de yi-dn afinidad para los ligandos que
contienen nitrbgeno.
ROD10 (Rh).
El rodio compacto es prácticamente insoluble en todos
los ácidos a 100 O C
incluyendoaguaregia.Cuandose
divide finamente se disuelvelentamenteen
ácido sulfúrico concentrado caliente y cuando se alea con 90 % o más de Pt se
disuelve con agua regia. Este es atacado por bisulfatos fundidos, su solubilidad en
plomo fundido es la base del método clasico de separación de rodio e iridio. El Rh
tiene valencias 2, 3, 4 y 6, pero 3 es el más estable. AI calentarlo en aire forma
una película de oxido; Rh203 puede ser preparado por carentamiento del metal
finalmentedividido o sunitrato en aire . El hidróxidode Rh (Ill) es amarillo y
precipita por la adición de una cantidad estequiométrica de hidróxido de potasio
deunasolución
de cloruroderodio
(111). Es soluble enexcesodeálcali
y en
, sedisuelve enHCI con unpH
ácidos.Cuando se precipitaligerarnenieRh
controlado. La solución formada primero coniiene un complejo catiónico H 2 0 - CI.
con
exceso
de
HCI
se
forma
el
anc6n
Cuando la solución es hervida
hexaclorodato (111).
Cuando se calienta el Rh en NaCl fundido y tratado con cloruro el compuesto
Na3RhCI6es forrrlado. Cuando el metal se trata simplemente con cloruro se forma.
el Rh CIS.
El sulfato de rodio (Ill) como el cloruro y otras s;?les, existe por lo menos de dos
formas. Si el hidróxido de Rh (Ill) se disuelve en H2S04 frío el producto es i6nica
amarilla. Si la snluci6n se evapora con HCI caliente, el producto que se forma es
una red no i6nica.
El Rh y el floruroa 500 o 600 CreaccionanformandoRhFJ
que es casi
insoluble en agua o en HCI concentrado, HNOS, H2S02 o I F , o NaOH.
Cuando la solución de RhC13 se trata con NaN03 se forrna una solucibn muy
soluble de hexanitro rodato de sodio (Ill), Na3Rh(NO2)6. Esta sal es soluble en
41
48
6P
OS
FíSICAS: Pesomolecular 40.01 glmol, H 2.52% , Na 57.48%, O 40.0%. Se
produce por reacción de hidróxido de calcio con carbonato de sodio o por cloruro
de sodio en elcctr6lisis, a partir de sodio metálico y vapor de agua a baja
terrlperatura.‘
Sólidos fundidos o fusionadoscon cristales fracturados,absorberápidamente
bióxido de carbono y agua delaire, en presencia dehumedad solidifica como
hojuelas o pellets. El grado usual contiene 97-98% de NaOH. punto de fusión =
318 O C , d-2.13 g/ml, 1 gr. se disuelve en0.9 ml. de agua,0.3 ml. de agua
caliente, 7.2 ml. de alcohol absoluto, 4.2 ml. de metanol, tambi6nen glicerol.
de calormientras se disuelve o cuandola
Generaconsiderablescantidades
solución es mezclada con un ácido., pH ( sol. 0.05%) = 12.
TOXIC1DP.D: Corrosivopara los tejidosde la piel y mucosas. Poringestión
causa vómito, prostración, colapso. Lainhalacióndelpolvocausadaños
en el
tracto respiratorio.
USOS: La solución de NaOH se usa para neutralizar ácidos y hacer soluciones
salinas.
51
La técnica cle análisis por absorción atómica que se utilizó para el an5lisis de 10s
metales en el proceso se fundamenta en tres principios básicos (9):
1) Todos los 5tomos pueden absorber luz.
2) La longitud de onda absorbida por un elemento quin-ico enparticular es
especifica y conocida pal-a cada uno.
3) La cantidad de lu-,. -tl-lwrbida es proporcional a la concentración de
átornos absorbidas 5
!::terminados rangos.
La relaciónentre
la luz absorbida y laconcentración
analizado esta definida pol-la ley de Beer-Lambert:
del compuesto
lo = It exp(abc)
donde
lo, It
C
b
a
la radiaci6n
incidente y transmitida, respectivamente.
la concentración de los &tomos
que se absorben.
constante dc la absorción.
coeficiente de absorcibn
(absorbancia).
El espectrdmetroempleado para el análisis del contenido de metalesenel
convertidor catalítico es el Varían SpecttAA 20, cuyo funcionamiento se basa en la
ley arriba mencionada. La determinacihn de la absorbancia y la constante se lleva
acabo
mediante
el empleo
de
estándares, los cuales
son
soluciones
de
concentración
conocida.
Los estándares se eligen dc
tal
forma
que las
composicionesbuscadasesténcontenidasdentro
del intervalocontenidopor
ellos, ya que el factor exponencial produce un error muy grande en la lectura de
unaconcentracibnfuera
deesterango.
El procedimimto desLtrrollado es el
siguiente:
52
estsndares y el blall
sor atomizadosen el espectrótnetropara poder
medir la respuesta de ellas. L o n !,.isrespuestas se obtiene un gráfico (absorción
vs. concentracicin) de los estándares, que se utiliza para interpolar la respuesta
(ahsorci6n) de la muestra protrlema. La solucibn pI-obler-nase atomiza y se lee la
respuesta qlue, referida a la gr5fica anterior, dar5 a conocer la concentración en
ella.
LOS
El Plasma 400 es un espectrhmetro de emisión,queincorpora varios de los
rasgos mas importantes por emisiónatómica ICP (plasmainductivo acoplado).
Este equipo utiliza para el análisis de trazas de metales en una solución técnicas
basadas en
la
espectrometría
atómica,
las cuales involucran
radiación
electromagnética (luz), que es absorbida y/o emitida por átornos en una muestra.
En general , la información cuantitativa de la cantidad de metales presentes en
la muestra
(concentración),
es relacionada con la cantidad de radiación
informaciin
electromagnktica que es emitida o absorbida. Por otro lado,la
cualitativa estarelacionada con la longitud de onda enlacuallaradiaciónes
absorbida o emitida.
El equipo utilizado es el espectrometro de emisión Plasma 400 , en la cual la
muestra es sometida a temperaturas elevadas causando no solo la disociación de
los Btomos, sino tambikn una cantidad enorme dc colisiones y (ionización) entre
los mismos.
53
32 REM (CORRIENTE 1)
{flujos de materias primas ya conocidos que entran al reirctor}
35 L E T F I ! = 100
- .-.
40 L E T F2! = 10 .
45 LET F31189.523
50 LET F4!= .2
55 L E T F5! = .25
60 L E T F6! = ,027
65 L E T F7! = 919.49
70 LET F8! = 99.096
75 L E T F9!= . I 7
80 L E T FIO! = .O02
85 LET F I I ! = (.O000332 + (W ,0032678)) / ( I - W)
90 L E T F121 = ((W * ,2253) + .0022005) / ( I - W)
95 L E T F13! = F65
100 L E T F14! = ((.I9807 * W) + .0019305) / ( 1 - W)
110 R E M ( C O R R I E N T E2){balace de materia en el reactor}
120 L E T F15) = 89.23
125 L E T F16! = .O033 + F11
130 L E T F17! = ,2275 + F12
135 L E T F18! = .O112 + F13
140 LET F19! = .2+ F14
145 L E T FZO! = 920.4
150 L E T F21! = 99.95
155 L E T F22! = O!
157 R E M ( C O R R I E N T E3){salida de residuos sblidos complrestos principalmente por el
soporte del catalizador}
160 L E T F23! = 89 523
170 L E T F24!= .O00032
175 L E T F25!= ,0022
180 L E T F26! .O001
185 L E T F27! = ,00193
190 L E T F28! = 8.968
195 LET FZ9! = ,9734
200 LET F30! = O!
201 LET F99! = .O0165
202 R E M (corriente 5 )
(aluminio adicionado para cementaci6rr)
205 LET F31! = 1
54
246 REM (corriente 7 )
{sálida del filtro de los metales preciosos
cementados}
250 LE.7- F4O! = .O6
255 LET F-?l! = ,855 .25
260 LET F42! = ,386 .O27
265 LET F43! = ,169
270 L E T F44! = .O43
275 I..ET F45! =:O043
280 L E T F46! = .OGOOOOI
285 L.FT F47! = .O000005
290 LF-r1=48!= ~ 4 7
295 L E I F49! = 2E-08
296 L E T F'IOI! = .O000078
+
300 REM (corriente 8)
{flujo restante de la soiucibn lixiviante ya despojados los metales
preciosos}
305 L E T F50! = F33 - F46
310 L E T F51! = F34 - F47
315 L E T F52!= F35 - F49
320 L E T F53! (F38 - F45)
325 L E T F54! = (F37 - F44)
330 L E T F55! = F36 - F48
335 L E T F84! = F39
340 REM(corriente 9)
{flujo de materia debido a la pury;; del proceso que va hacia el
tanque de tratamiento}
345 LET F82! = W F39
350 LET F56! = W F50
360 L E T F57! = W F51
370 L E T F58! = W F52
375 LET F59! = W * F53
380 L E T F60!= W F54
385 L E T F61! = W F55
390 L E T F80! = W (FIOO F101)
+
+
+
+
+
-
+
400 REM( corriente 14)
405 LET F68! = W
406
+
(alimentaci6n de hidr6xido de sodio para la neutralizaci6nde
soluci6n (proporcional a la purga))
la
36.7315
410 REM (corriente 11')
(recirculaci6n del agua de la purgaen formade
vapor)
415 L E T F74! = 1.4625 F68
+
416 rem (corriente 15)
420 L E T F75! = F56
(shlida de
solidos
del evaporador]
55
445
450
455
460
L E.;T r! z ( ~ f ; o.t. F'jl + F57
L F T Fytil 7 (.O63 * Vd * r)
LET F81! ( . G W * I )
L E 3 F851 = O!
2;
t.
F55 1- (FCC / W) -t 5 '372)
+
465 REhl (corricnia 13)
(reciiculaci6n d e la solucibn lixiviante}
470 LET F62' F54 -.F81
471LET q' (1 - W)
475 LET F63!= F11
480 LET F64!= F12
485 LET F65f= (.O001002 + (W * ,01'11))/ q
490 E T FGO! = F14
495 LET F67!= F53 - F78
500 1.ET F83' = F81 - F85
...
501 LET F102 = q * (F80 / W)
1
3
I
505 REM (col riente 13)
(alinientaci6n
fresca
para el proceso corriente1
-corriente
12)
510 LET F69! = F7 - F62
515 LET F70! = F8 - F67
520 LET F71!= F9 - F83
525 LET F72! = FIO - F102
530 LET F731 = 100
535 LET I = O
538 LET F92! F5 * .O9
539 L.ET F93!= FO; ,519
+
540REM
PRESENTACIdN DE LOS RESULTADOS EN FORMA TABULAR
541 PRINT "PURGA = "; W
542 PRINT "ALIMENTACION DE ALUMINIO PARA CEMENTACION = 1 grll00 KG CONVERTIDOR"
543
*'_____.
"
545 PRINT "CORRIENTE ALlM FRESCA 1
2
3
v
546 PRINT "
"
550 PRlNT"HC1"; TAB(10); F70;TAB(25); F8; TAB(35); F21; TAB(5O); F29; TAR(65); F38
555 PRlNT"H20'; TAB(10); F69; TAB(25); (F69 + F62); TAB(35); F20; TAB(50); F28; TAB(65); F37
560 PRlNT"H202"; TAB(10); F71; TAB(25); F71; TAB(39); F22; TAB(5O); F30; TAB(65); F39
565 PRINT "NaBr"; TAB(1O); F72; TAB(25); FIO; TAB(35); FIO; TAB(50); F99; TAB(65); FlOO
570 PRINT "SOPORTE'; TAB(I0); I; TAB(25); F3; TAB(35); F15; TAB(50); I; TAB(65); I
575 PRlNT"Pd"; TAB(10); I; TAB(25); F5; TAB(35); F92; TAB(50); I ; TAB(65); F41
580 PRINT "W'; TAB(1O); I; TAB(25); F6; TAR(35); F93; TAB(50); I; TAB(65); F42
585 PRINT "Pb"; TAB(10); I ; TAB(25); F4; TAB(35); I ; TAB(50); I; TAB(65); I
590 PRINT "A1203"; TAR(10); I, TAB(20); F2; TAB(35); F2; TAB(50); F2; TAB(65); I
600 PRlNT"AIC13"; TAO(l0j; I, TAB(20); F11; TAB(35); F16; TAB(5O); F24; TAB(65); F33
605 PRINT "PtCIG"; TAD(lO), I ; TAU(20), F65; TAB(35); F18; TAR(50); F26; TAB(65); F35
610 PRlNT"PdCI6"; TAB(10); I; TAB(20), F12; TAB(35); F17; TAB(50); F25; TABi65); F34
615 PRINT "PbC12", TAB(10); I; TAO(20); F14; TAB(35); F19; TAB(5O); F27; TAB(65); F36
620 PRINT
"
xxxxx"
x
x
x
x
x
622 PRINT "PRESIONE ESC PARA MOSTRAR L
A SIGUIENTE TABLA"
625 DO: LOOP UNTIL INKEY$ = CHR$(27)
x
x
x
~
~
PRINT
778 LET Q V = ((F60 -. F81) ' 2584.9) + (F81 675.54) - (F60 * 376.8)
779 LET U S = (F73 -15953.56) + (-4523 164' (F70 + F67)) + (-15638.33 (F69 + F62)) + (-5406.2*
F71) + (-7587.31* F63) + (8.298 * F64) + (107.85 * F65) + (-3712.9 F66)
780 LET QE = (-16243.332#* F15) + (-4516.0147#* F21) + (-14747.7898#* F20)+ (-15608.78 F22) + (7580.467 F16) + (6.5117 F17) + (4.9518 F l 8 ) + (-3704.163* F19)
781 LET QT = QV + QE - QS
782 PRINT "CALOR KEQCIEf;;l)O EN EL EVAPORADOR = "; Q\' "KJ": PRINT
783 PRINT "CALOR REQUEF\'IUO EN EL REACTOR z''; QE - Q' r<J": PRINT
785 PRINT "CALOR TOTAL REQUERIDO POR EL PROCESO Q
QT; "KJ": PRINT
786 PRINT "GAS NATURAL NECESARÍO EN LA CALDERA = "; (QT / 2646.3); "KG": PRINT
787 PRINT ""
790 REM DO: LOOP UNTIL INKEY$ = Ct-IR$(27)
'I
+
,
='I;
800 END
57
:saIua!n6!s sol uos s o p p so1
:apuop
especifica corno un caldera de dohie hogar interiorde
voiutnerl de agua.
mediano
Prodice 35 Kg vapor / m' supe¡-hciede caicim.
Tiene un re,ndimietlto de 90 %
Para llevar a cabo la C V ~ ~ ~ : O C ) I ' ~ ~yC reccrperac:i6n
:~~I-I
dc4 agua contenida
en los sólidosque salen de-:! tanque de rleatt-a\ir_aci6n1propone el
empleo u n evaporador detubo largo, que trabajo por convección
natural.
Se obtuvo como base de calculo que la viscosidad de la oiucón es de
0.00025 pa.s.
De la tabla 4-4 de UL.RICH, con un delta de temperatura de 30" C se
obtiene un coeficiente de transferencia de calor de:
U= IO,OOO ]Ism=! Y\,
Del balance de eneryia aplicadoal evaporador se sabe que :
Qevap= 20,060.31 KJlhr.
El area de transferencia para el evaporador se calcu19 a partir de la
ecuación:
Qevap= U*A*DT,
Despejando el área:
A= 0.01857 m*
A = 0.206 ft2dfd
111
EO 1 X
WL’OE = PeH
:apuop
: apuop
a = a'PS
log a = log a' + S log P
a = Representa la resistencia específica promedio de la torta
a' = Es una constante que determinada en gran parte por et tamaño
de las partículas que forinan la torta.
S
= Es la comprcsibilidad de la torta.
P = Presión.
Datos para el calculo:
S
= 0.9
a' = 43.22 x I O 3
a = 2.746 x IO6
encontrando una presión de operación de 101.3 kPa
El área de las placas puede ser variable y el material de los filtros
debe ser resistente a la corrosión, por lo cual se propone placas de 20
cm x 20 cm con u n espesor de 3 CM y filtros de polipropileno ('?
IV
V = 1303.5 Its
= I .3 m3
Tomando la ecuacibn del volumen de un cilindro
V = (pi/4)d2h
donde:
pi = 3.1416
d = diametro del tanque
h = altura del tanque
Proponiendo un diametro de I.5 m , tenemos una altura de 0.73 m.
V
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58