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Volumen 36 No 2 Septiembre 2015
Volumen 36 No 2 Septiembre 2015
La Revista Politécnica es una publicación semestral de la Escuela Politécnica Nacional
que pone al alcance de los sectores académico y productivo los desarrollos científicos y
tecnológicos en las áreas de las ingenierías y ciencias.
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COMITÉ DE APOYO EDITORIAL
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Sr. Luis Estrada
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REVISTA POLITÉCNICA
Volumen 36, Número 2
Septiembre 2015
CONSEJO EDITORIAL
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Carlos Smith, Ph.D.
University of South Florida, Estados
Unidos
Gyimah-Brempong Kwabena, Ph.D.
University of South Florida, Estados
Unidos
ESCUELA POLITÉCNICA
NACIONAL
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Vicerrector de Investigación y
Proyección Social
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Vicerrector de Docencia
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Director de Investigación y
Proyección Social
Andrés Rosales, Ph.D.
Editor
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Co Editora
Florinella Muñoz, Ph.D.
Raymundo Forradelas, Ph.D.
Universidad Nacional del Cuyo,
Argentina
Ricardo Carelli, Ph.D.
Universidad Nacional de San Juan,
Argentina.
Vanderlei Bagnato, Ph.D.
Universidad de Sao Paulo, Brasil.
Rui Pedro Pinto de Carvalho, Ph.D.
University of Coimbra, Portugal.
Oscar Ortiz, Ph.D.
Universidad Nacional de San Juan,
Argentina
Gustavo Scaglia, Ph.D.
Universidad Nacional de San Juan,
Argentina
Chen Ning, Ph.D.
Universidad de Mineralogía y
Tecnología de China, China.
Alex Ruiz Torres, Ph.D.
Universidad de Puerto Rico, Puerto
Rico.
Lizandro Solano, Ph.D.
Universidad de Cuenca, Ecuador
Romel Montufar, Ph.D.
Pontificia Universidad Católica, Ecuador
Marcos Villacís, Ph.D.
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Andrés Rosales, Ph.D.
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Danilo Chávez, Ph.D.
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Oscar Camacho, Ph.D.
Universidad de Los Andes, Venezuela
Vicenzo Vespri, Ph.D.
Università degli studi di Firenze, Italia
Carlos Ávila, Ph.D.
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
COMITÉ EDITORIAL
Andrés Rosales, Ph.D.
Investigador
Escuela Politécnica Nacional
José Luis Paz, Ph.D.
Prometeo
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Ernesto Jiménez, Ph.D.
Prometeo
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
Campus "José Rubén Orellana" Ladrón de Guevara E11 - 253
Quito - Ecuador
Luis Rodríguez, Ph.D.
Prometeo
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Rafael Uribe, Ph.D.
Prometeo
Escuela Politécnica Nacional, Ecuador
Jose Aguilar, Ph.D.
Prometeo
Universidad Técnica Particular de Loja,
Ecuador
CONTENIDO
1
Almeida E.; Espín N.
Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un
fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
9
Cruz A.; Guamán M.; Castillo M.; Glorio P.; Martínez R.
Fibra dietaria en subproductos de mango, maracuyá, guayaba y palmito
16
Reyes J.; Ludeña F.
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y
Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
25
Morales F.; Marín F.; Morales L.; Morales I.; Marín L.; Gastelurrutia M.
Atención Farmacéutica en el Fomento del Desayuno Saludable desde la Oficina
de Farmacia
29
Martínez S.; Figueroa J.
Cuantificación de Ca, Mg, K, Na y Mn en Subproductos de Cítricos procedentes
de Ecuador
34
Fernández J.; Tarazona G.
Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el Retorno,
Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora Chinchipe –
Ecuador
42
Gámez S.; De la Torre E.
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con Soluciones
Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
49
Campos C.; De la Torre E.
Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con
Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
59
Barrera A.; Endara D.; De la Torre E.; Manangón L.
Recuperación de Níquel, Vanadio y Molibdeno del Catalizador Agotado de la
Unidad de Craqueo Catalítico Fluidizado (FCC)
67
Loyo C.; Arroyo C.; Aldás M.; Montero R.
Extracción y Caracterización de la Fracción No Metálica de las Tarjetas de
Circuitos Impresos de Computadoras Desechadas
73
Meza L.; De la Torre E.
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los Componentes del
Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos Fuera de Uso
80
Saltos P.; Chango I.; Aldás M.; Quiroz F.
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
89
Proaño A.; Bonilla O.; Aldás M.
Desarrollo de un Material Compuesto de Matriz de Poliuretano Rígido
Reforzado con Fibra de Raquis De Palma Africana
96
Cardozo E.; Contreras RR.; Bellandi F.; Lopez-Rivera A.; Avendaño J.;
Araque C.; Vielma J.
Synthesis and Characterization of Six Novel Samarium (III) Complexes with Laspartic Acid, L-glutamic Acid, Glycine and O-phenanthroline, Bipiridile as
Ligands
101
Villacís W.; Andrade C.
Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido para los
Trabajadores del Centro de Generación de Energía de la Empresa Dipor S.A.
109
Albarracín K.; Jaramillo L.; Albuja M.
Obtención de Bioetanol Anhidro a Partir de Paja (Stipa ichu)
1
Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
_______________________________________________________________________________________________________________________________
Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un
fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete
chrysosporium
Almeida E.*; Espín N.*

*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]
Resumen: Se estudió la actividad enzimática de lignino peroxidasa (LiP) y manganeso peroxidásica (MnP) en
extractos obtenidos de la fermentación de aserrín de eucalipto con Phanerochaete chrysosporium a escala de
laboratorio en frascos de 250 g y en un fermentador de bandejas, con 3 960 g de aserrín, 72 % de humedad, inóculo
del 10 %, 30 ºC, y flujo de aire de 0.19 L/s, durante 4 días. Las actividades de LiP y MnP se incrementan
inmediatamente después de la inoculación, son máximas en el primer o segundo día y luego descienden. La
actividad enzimática de la LiP es mayor. A escala de laboratorio los valores obtenidos son 4 a 5 veces mayores.
Palabras clave: Phanerochaete chrysosporium, lignino peroxidasa (LiP), manganeso peroxidasa (MnP),
fermentación en medio sólido, enzimas
Abstract: Enzyme activity of Lignin peroxidase (LiP) and Manganese Peroxidase (MnP) obtained from sawdust
fermentation with Phanerochaete chrysosporium was studied using lab flasks of 250 g and a try fermentor with
3 960 g sawdust, 72 % humidity, 10 % inoculum, 30 ºC and air flow of 0.19 L/s, for 4 days. LiP and MnP activities
increase immediately after inoculation; are greatest at the first or second day, and then decrease. LiP activity is
higher. Lab scale produces higher activities than tray fermentation.
Keywords: Phanerochaete chrysosporium, lignin peroxidase (LiP), manganese peroxidase (MnP), solid
fermentation, enzymes.
1. INTRODUCCIÓN
La producción de enzimas lignocelulósicas es una alternativa
muy rentable para aprovechar los desechos lignocelulósicos
debido a la gran cantidad de aplicaciones industriales de las
enzimas. Las ligninasas se emplean en la obtención de
bioetanol, porque optimiza el proceso y abarata costos [19].
En la industria papelera, el uso de enzimas es conveniente
porque las condiciones de operación son menos severas, no
generan productos indeseados y son amigables con el
ambiente [10]. En el campo de la biorremediación, se
emplean enzimas ligninolíticas debido a que son
catalíticamente activas sobre una gran variedad de
compuestos orgánicos, como fenoles clorinados, plaguicidas,
dioxinas, explosivos aromáticos y colorantes [5].
El tratamiento enzimático de efluentes presenta ventajas
sobre los métodos tradicionales como: degradación de
materiales recalcitrantes, operación dentro de un amplio
rango de concentraciones de los contaminantes, pH,
temperaturas, salinidad y fácil control del proceso [9].
La fermentación en sustrato sólido, FSS, de los desechos
lignocelulósicos con hongos filamentosos, para países en vías
de desarrollo podría resultar una alternativa viable para la
producción de enzimas se refiere, ya que se emplean
desechos como medio de cultivo, el equipo no requiere una
inversión alta, lo que permitiría minimizar costos de
producción. Por esta razón, el presente trabajo está orientado,
al estudio de la producción de extractos con posible actividad
enzimática ligninolítica, a partir de la fermentación en medio
sólido con el hongo Phanerochaete chrysosporuym con
aserrín de eucalipto como sustrato.
Se realizó el estudio a escala de laboratorio en frascos de
250 g y en un fermentador de bandejas con el objetivo de
determinar los días de máxima generación de activididad
lignino peroxidásica (LiP) y manganeso peroxidásica (MnP)
presentes en los extractos, durante el proceso fermentativo.
2. MATERIALES Y MÉTODOS
2.1 Materiales
Se utilizó una cepa de Phanerochaete chryosoporium
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
2
Almeida E.*; Espín N.*
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proporcionada por el Laboratorio de Bioprocesos de la
Escuela Politécnica Nacional.
El aserrín de eucalipto utilizado como sustrato fue obtenido
de un aserradero de la cuidad de Ibarra el aserrín de maderas
tropicales fue obtenido de la empresa Endesa Botrosa.
Los reactivos grado analítico empleados fueron: Alcohol
veratrílico de Aldrich, Tartrato de sodio y Ácido acético de
Sigma, Ácido tartárico y Fenol de DBH Laboratories, Tween
80 de Life, Acetato de sodio, Agua Oxigenada e Hidróxido
de sodio de Merck, Albúmina de JT Baker, Sulfato
manganoso monohidratado de Mallinckrodt, Malta Agar de
Difco.
2.2 Preparación del inóculo primario del hongo
Phanerochaete chrysosporyum
La cepa del hongo Phanerochaete chrysosporuym, se duplicó
en erlenmeyers con malta agar. Se incubaron a 30 ºC en una
estufa marca Boekel Industries INC Model 132000, hasta que
el micelio cubrió en su totalidad la superficie de la caja. Con
el hongo se inoculó un medio de cultivo de malta agar
enriquecido con un 0.7 % de aserrín en peso, contenido en
cajas Petri. Estas se almacenaron dentro de la estufa a 30 °C,
durante 21 días, hasta que el micelio del hongo cubriera toda
la superficie del agar en la caja. El hongo de estas cajas Petri
fue utilizado como inóculo durante toda la experimentación.
Los frascos fueron colocados en un agitador New Brunswick,
durante 30 min; luego se filtró el contenido de cada frasco
con una bomba de vacío. Se obtuvo de 60 a 70 mL de cada
extracto enzimático, que se clarificaron por centrifugación a
1509 gravedades, durante 15 min, en una centrífuga marca
Thermo IEC HN SII. Se midieron las actividades enzimáticas
correspondientes para cada uno de los cuatro extractos
elaborados.
2.5 Descripción del fermentador de bandejas
En la Fig. 1, se presenta el esquema del fermentador de
bandejas empleado en la experimentación. Es un armario de
madera de madera de 61 X 60.5 X 101 cm (frente, fondo,
ancho), recubierto internamente con pintura para facilitar la
limpieza. En su interior hay una estructura desmontable de
madera en la que se colocan las seis bandejas que pueden
deslizarse hacia afuera o adentro del armario; además de un
sistema de deflectores para una distribución homogénea del
aire. Las bandejas de 32 X 53 cm tienen un marco de madera
y una malla metálica fina en el piso que sirve como soporte
para el medio de fermentación.
2.3 Preparación del sustrato e inoculación del aserrín a
escala de laboratorio
En frascos de vidrio de 500 mL, se colocaron 70 g de aserrín
seco y 140 mL de agua (relación 2:1 agua: aserrín seco). Se
esterilizaron los frascos en un autoclave marca New
Brunswick, modelo AE15-10, a 121 °C durante 15 min. Una
vez fríos, de 30 a 40 °C, se realizó la inoculación del sustrato
en una cámara de flujo laminar, marca Laminar Cabin flow
85 H. La inoculación se realizó de la siguiente manera: se
cortó asépticamente el micelio y el agar desarrollado en las
cajas petri en ocho partes iguales. Se tomaron cuatro partes
opuestas entre sí y se colocaron en la superficie de cada
frasco; el inóculo se colocó con el hongo hacia el aserrín, en
la parte superior del frasco, y se cubrió con una capa del
aserrín. Se cerraron los frascos no herméticamente para poder
permitir la entrada y salida de gases al frasco. Los frascos se
incubaron durante cinco semanas a 30 °C.
2.4 Muestreo y obtención de extractos enzimático a escala de
laboratorio
Se muestrearon cuatro frascos, diariamente desde el día de la
siembra durante 5 días. A cada frasco se añadieron 70 mL de
la solución buffer correspondiente a cada ensayo de
determinación de las actividades enzimáticas, es decir,
solución buffer de tartrato de sodio para la ligninoperoxidasa
y buffer de acetato de sodio para la manganesoperoxidasa. Se
utilizaron dos frascos para cada ensayo.
Figura 1. Esquema del equipo utilizado. A: compresor de aire, B: resistencia
eléctrica, C: entrada de aire seco, D: salida de aire húmedo y caliente, E:
entrada de aire húmedo y caliente, F: fermentador de bandejas, G:
deflectores, H: salida de gases
Las condiciones del proceso fermentativo fueron: 3 960 g de
aserrín de eucalipto, 72 % de humedad del aserrín, 30 ºC de
temperatura, y flujo de aire de 0.19 L/s.
2.6 Preparación del inóculo para el fermentador de bandejas
Los inóculos empleados en el proceso de fermentación a
escala piloto, se prepararon de igual manera que los frascos
empleados a escala de laboratorio, según el procedimiento
descrito en el acápite 2. 3.
Todos los inóculos se prepararon el mismo día, por lo tanto,
los inóculos tuvieron distintas edades dentro de la cual se
encuentran un periodo de incubación y además un periodo de
refrigeración. La duración de estos se puede apreciar en la
Fig. 2. A los inóculos que no tuvieron periodo de
refrigeración se les denominó inóculos frescos y a los que sí
tuvieron un periodo de refrigeración, inóculos refrigerados.
Los inóculos frescos se utilizaron para las corridas 1 y 2, y
los inóculos refrigerados se utilizaron para las corridas 3 y 4.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
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marca Julabo SW22, a 30 ºC, por 60 min. Se leyó la
absorbancia a 310 nm (ε = 9300 M-1cm-1s). La actividad
manganeso
peroxidásica
fue
medida,
espectrofotométricamente, de acuerdo con Lopes et al. [13].
Figura 2. Periodos de incubación y de refrigeración de los inóculos
2.7 Preparación del sustrato e inoculación en el fermentador
de bandejas
Se esterilizó aserrín de eucalipto en costales cerrados con
vapor de agua a 121 °C durante 30 min. Una vez fríos, se
extendió su contenido sobre bandejas metálicas desinfectadas
y se colocaron 600 g del aserrín estéril sobre cada una de las
seis bandejas del fermentador, procurando un espesor
homogéneo de la cama, y se las introdujo en el fermentador
para aclimatación.
Se vació el contenido de dos frascos con aserrín de maderas
tropicales inoculado con el hongo Phanerochaete
chrysosporium sobre una bandeja metálica desinfectada. Se
homogenizó y dividió el contenido de cada frasco en tres
partes iguales de aproximadamente 65 g, con cada una de las
cuales se inoculó el aserrín de eucalipto de cada bandeja ya
aclimatada. El peso total de aserrín húmedo e inoculado en
las bandejas fue de 660 g.
2.8 Muestreo y obtención de extractos enzimático a escala
piloto
Se tomó una muestra de 10 g de sustrato, de cada una de las
seis bandejas hasta tener un total de 60 g de sustrato
fermentado. El muestreo se realizó diariamente desde el día
de la siembra durante 5 días. Para asegurar que la muestra es
representativa para todo el contenido del fermentador, en un
mismo día se muestreó de los dos mismos puntos elegidos al
azar, en todas las bandejas, y de diferentes puntos cada día.
En un tubo de ensayo de 10 mL se colocó: 0.1 mL de buffer
acetato de sodio 0.1 M (pH 4.5), 0.05 mL de una solución de
MnSO4 2 mM, 0.20 mL de una solución de albúmina al
0.5 % y 0.05 mL de una solución de H2O2 2 mM en buffer de
fosfato de sodio 0.2 M (pH 8.0). La mezcla se dejó reaccionar
en un baño maría a 30 ºC por 10 min. Se detuvo la reacción
con adición de 0.04 mL de una solución de NaOH 2 N. Para
cada muestra se preparó un blanco sin la adición del peróxido
de hidrógeno. De cada muestra y blanco, correspondiente, se
leyó la absorbancia a 610 nm (ε = 22000 M-1cm-1).
La actividad enzimática se reportó en Unidades
Internacionales (UI). Según la Comisión de Enzimas de la
Unión Internacional de. Bioquímica y Biología Molecular
(UIBBM), una UI se define como “aquella cantidad de
enzima que cataliza la transformación de 1 mmol de sustrato
o la formación de 1 mmol de producto por minuto, bajo
condiciones definidas” [15].
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
3.1 Determinación de las actividades enzimáticas de Lignino
peroxidasa y manganeso peroxidasa a escala de
laboratorio
En la Fig. 3 se presentan los resultados de la actividad lignino
peroxidásica en función del tiempo de fermentación, de los
extractos que corresponden a las muestras tomadas desde el
momento de la inoculación del sustrato hasta el cuarto día de
fermentación. Las unidades de actividad enzimática (U) se
presentan por 1000 g de sustrato seco (gss).
La muestra compuesta se homogenizó, se partió en fracciones
de 30 g cada una y se colocó dentro de Erlenmeyers de
250 mL de capacidad. Con cada fracción se obtuvo el
extracto enzimático de la misma forma que a escala de
laboratorio, para determinar la actividad enzimática.
2.9 Determinación de las actividades enzimáticas
La
actividad
lignino
peroxidásica
fue
medida
espectrofotométricamente [20, 21, 22]. En un tubo de ensayo
de 10 mL se colocaron 0.5 mL de extracto enzimático y se
agregaron 0.015 mL de una solución de alcohol veratrílico al
20 % en volumen, 9.4 mL de una solución de tartrato de
sodio 0.15 M (pH = 3.0), 0.1 mL de una solución de Tween
80 al 10 % en volumen y se inició la reacción al añadir 0.02
mL de una solución de peróxido de hidrógeno al 10 % en
volumen. La mezcla se dejó reaccionar en un baño maría
Figura 3. Actividades enzimáticas lignino peroxidásica de los extractos para
las tres corridas en frascos
La producción de ligninoperoxidasa presenta un máximo al
segundo día de fermentación, con valores de actividad que
van desde 13 a 17 U/1000 gss. La actividad enzimática
desciende a partir de que alcanza el pico de producción, hasta
alcanzar valores cercanos a cero hacia el tercero o cuarto día,
para luego incrementar nuevamente a un valor tres o cuatro
veces menor al alcanzado en el pico de producción.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Almeida E.*; Espín N.*
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Al comparar el presente estudio con el realizado por Villa
[22], la tendencia de producción de lignino peroxidasa es
diferente. En el estudio de Villa la producción enzimática
baja a partir del octavo día de fermentación, con un valor
máximo de 0.17 U/1000 g de sustrato sólido, diez veces
menor a la obtenida en el presente estudio. Esta diferencia
puede deberse a los sustratos utilizados, en el trabajo de Villa
se empleó aserrín de maderas tropicales como sustrato,
mientras que en este trabajo se utilizó aserrín de eucalipto.
primario, sino que también transcurre durante el desarrollo
del hongo hasta, incluso, durante el metabolismo secundario.
En la Fig. 4 se presentan los resultados de la actividad
Manganeso peroxidásica en función del tiempo de
fermentación, de los extractos que corresponden a las
muestras tomadas desde el momento de la inoculación del
sustrato hasta el cuarto día de fermentación.
Es importante mencionar, que sustratos pobres en nitrógeno,
como es el caso del aserrín de eucalipto, podría generar otro
tipo de enzimas como celulasas, hemicelulasas y proteasas;
enzimas ligninolíticas como lacasas, peroxidasas y oxidasas
[18].
Según Datta [4], la generación de proteasas por parte del
hongo, cuando hay carencia de nitrógeno, puede deberse al
intento de liberar enzimas de las paredes celulares de la
madera, las mismas que estarían en la capacidad de degradar
los polímeros de las paredes para, a su vez, liberar nutrientes,
como el nitrógeno y azúcares simples.
3.2 Determinación de las actividades enzimáticas de Lignino
peroxidasa en el fermentador de bandejas
En la Fig. 5 se presentan los resultados de la actividad
enzimática lignino peroxidásica en función del tiempo de
fermentación, obtenida para las cuatro corridas realizadas en
el fermentador de bandejas.
Figura 4. Actividades enzimáticas Manganeso peroxidásica de los extractos
para las tres corridas en frascos
La producción de actividad manganeso peroxidasa en frascos
presenta tendencias diferentes entre sí. En la corrida 1, la
producción llega a un pico alto, 3.29 U/1 000 gss, al primer
día, a diferencia de las otras dos corridas en las que un
máximo de producción se produce al segundo día con valores
alrededor de 1.3 U/1 000 gss. Esta diferencia en los
resultados obtenidos puede ser consecuencia de la
heterogeneidad del sustrato. Del Pilar Castillo et al. [6],
comprobaron que la presencia de un 1 % de glucosa en el
sustrato aumenta un 30 % la actividad de MnP. La cantidad
de carbohidratos simples libres en la madera de eucalipto es
muy variable dentro de maderas de una misma especie [7],
por lo que, el sustrato utilizado para la corrida pudo haber
contenido una mayor concentración de azúcares simples, que
motivaron la producción de MnP por parte del hongo.
Al analizar el comportamiento de la generación de actividad
enzimática manganeso peroxidasa y lignino peroxidasa se
puede observar que la actividad enzimática en ambos casos
cae a partir de que alcanza su valor máximo. Este
comportamiento podría explicarse debido a que existe una
producción continua de proteasas por parte del mismo hongo,
lo que causaría una inactivación de las enzimas ligninolíticas.
Según Cabaleiro et al. [2], las proteasas son producidas por el
hongo Phanerochaete chrysosporium como parte de su
metabolismo primario, y hay otros autores como Dass
et al. [3] y Dosoretz et al. [8], que han demostrado que la
producción de proteasas no solo se limita al metabolismo
Figura 5. Actividades enzimáticas Lignino peroxidásica de los extractos
para las cuatro corridas en el fermentador de bandejas
Se puede observar dos tendencias diferentes entre los
resultados obtenidos para las cuatro corridas, la tendencia de
producción enzimática es similar entre las corridas 1 y 2, y la
tendencia también es similar entre las corridas 3 y 4. Sin
embargo, hay diferencia entre estos dos tipos de tendencias:
en las corridas 3 y 4 la producción alcanza su máximo valor
al día uno y luego desciende, más o menos a la misma
velocidad con la que subió, hasta casi la mitad de la actividad
alcanzada en el máximo, luego la actividad parece que tiende
a estabilizarse en el valor alcanzado durante los tres días
siguientes. Por otro lado, en las corridas 1 y 2, la producción
enzimática se incrementa más lentamente, para alcanzar un
máximo al segundo y tercer día, respectivamente para las
corridas 1 y 2.
Hacia el final de la fermentación, al día cuarto, según la
tendencia con la que la producción de lignino peroxidasa
llega hasta este punto, la producción enzimática parecería que
se estabilizará, en días posteriores. Los valores finales son
similares para las corridas 2, 3 y 4, los cuales van de 2.26 a
2.36 U/1 000 gss, estos valores son alrededor de
1 U/1 000 gss mayor que el valor alcanzado al final de la
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
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corrida 1, y a su vez 0.5 U/1 000 gss que el pico de
producción alcanzado en la misma corrida 1. Esto lleva a
pensar que los tiempos de incubación y almacenamiento en
refrigeración de los inóculos influenciarían en el proceso
fermentativo y en la generación de actividad enzimática.
En la Fig. 6, se presentan las curvas de actividad enzimática
ligninoperoxidásica, para las corridas 1 y 2, realizadas con
inóculos de 5 y 7 semanas de incubación, respectivamente.
Figura 7. Actividades enzimáticas lignino peroxidásicas de los extractos
para las corridas 3 y 4 en el fermentador de bandejas
Figura 6. Actividades enzimáticas lignino peroxidásicas de los extractos
para las corridas 1 y 2 en el fermentador de bandejas
La producción de enzimas difiere ligeramente, alcanza un
máximo en el segundo o tercer día de fermentación y luego
disminuye. El máximo valor obtenido es de 3.24 U/1 000 gss,
durante la corrida 2. El máximo alcanzado en la corrida 1 es
de 1.83 U/1 000 gss, el cual representa, casi la mitad del
valor pico de la corrida 2. Los inóculos utilizados para estas
dos corridas tuvieron una diferencia de dos semanas en la
incubación; para la corrida 1 se utilizó un inóculo con cinco
semanas de incubación y para la corrida 2 se ocupó un
inóculo con siete semanas de incubación. Esto podría influir
sobre la producción enzimática, en la magnitud y en el día de
aparecimiento del pico de producción, porque mientras más
tiempo ha estado el hongo en incubación mayor es su
biomasa y una gran cantidad de inóculo asegurará una buena
producción de metabolitos secundarios en periodos cortos de
tiempo [12].
En la Fig. 7, se grafican las curvas de producción enzimática
para las corridas 3 y 4, realizadas con inóculos refrigerados
por 5 y 7 semanas, respectivamente, luego de una incubación
previa de 7 semanas.
Se puede notar que las dos curvas son muy similares. Los
valores
máximos
de
producción enzimática
de
3.79 U/1 000 gss y 3.46 U/1 000 gss, son alcanzados al
primer día. Luego, al segundo día la producción cae con una
velocidad parecida con la cual subió para luego estabilizarse
dentro de los tres días posteriores, en valores de
2.23 U/1 000 gss y 2.36 U/1 000 gss respectivamente.
Al analizar los resultados obtenidos en las cuatro corridas, se
puede suponer que la producción enzimática podría estar
influenciada por el tratamiento sufrido por los inóculos, el
mismo que se muestra en la Tabla 1.
Tabla 1. Producción pico de LiP según el tratamiento dado a los inóculos
utilizados en el fermentador de bandejas
Corrida
Corrida
Corrida
Corrida
Tratamiento
1
2
3
4
Incubación (semanas)
5
7
7
7
Refrigeración
0
0
5
7
(semanas)
Aclimatación (h)
1
1
1
1
Producción pico de
1.83
3.24
3.79
3.46
LiP (U/1 000 gss)
Día de aparición del
2
3
1
1
pico
Parecería que cuando el inóculo se ha refrigerado, el hongo
ha tenido más tiempo para adaptarse al aserrín y penetrar en
su estructura a una mayor profundidad debido a que el modo
hifático de crecimiento del hongo filamentoso incrementa la
capacidad de penetración dentro del sustrato sólido [16].
Según el mismo autor, la penetración incrementa la
accesibilidad a todos los nutrientes disponibles dentro de las
partículas de sustrato y la estructura de la pared celular sujeta
a la punta de la ramificación del micelio asegura una
estructura firme; entonces, mientras más tiempo haya tenido
el hongo para asegurar esta unión, se esperaría una mejor
producción enzimática futura ya que se encuentra más
arraigado al sustrato.
Al observar la producción y el día de aparición del pico
máximo de generación enzimática en función del tiempo de
incubación y de refrigeración, parecería que la refrigeración
afecta directamente en el día de aparecimiento del pico;
mientras que la incubación parecería afectar en la
concentración de la enzima.
3.3 Determinación de las actividades enzimáticas de
Manganeso peroxidasa en el fermentador de bandejas
En la Fig. 8 se presentan los resultados de la actividad
enzimática Manganeso peroxidásica en función del tiempo de
fermentación, obtenida para las cuatro corridas realizadas en
el fermentador de bandejas.
Se puede apreciar, al igual que en el caso de la producción de
actividad lignino peroxidásica, que existen dos tendencias
diferentes de producción enzimática. Las corridas 1 y 2 son
similares y las corridas 3 y 4 también son similares entre sí.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
6
Almeida E.*; Espín N.*
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La tendencia de producción es similar a la ligninoperoxidasa.
En las corridas 1 y 2, la producción enzimática sube con una
pendiente más reducida, alcanza un máximo al segundo día, y
luego baja a una velocidad similar a la observada en la
subida; a partir del tercer día hasta el cuarto se observan
tendencias diferentes.
Figura 9. Actividades enzimáticas Manganeso peroxidásica de los extractos
para las corridas 1 y 2 en el fermentador de bandejas
En la Fig. 10 se grafican las curvas de producción enzimática
para las corridas 3 y 4 realizadas con inóculos de 5 y 7
semanas de refrigeración, respectivamente, luego de una
incubación previa de 7 semanas.
Figura 8. Actividades enzimáticas Manganeso peroxidásica de los extractos
para las cuatro corridas en el fermentador de bandejas
Mientras que en las corridas 3 y 4, la producción enzimática
se da más rápidamente y alcanza su máximo en el primer día,
para luego descender notablemente. Se estima, a partir de los
resultados obtenidos por Quintero et al. [14], autores que
utilizan aserrín como sustrato, que a partir del cuarto día de
fermentación, la actividad manganeso peroxidásica subiría
hasta alcanzar otro pico de producción enzimática de la mitad
del valor alcanzado durante los primeros días, para después,
descender y no volver a subir.
En la Fig. 9 se presentan curvas de producción enzimática
para las corridas 1 y 2 realizadas con inóculos de 5 y 7
semanas de incubación, respectivamente.
Los máximos alcanzados son de 0.72 y 0.76 U/1 000 gss. La
actividad enzimática alcanza un máximo al segundo día,
igual que para la lignino peroxidasa ya que las dos enzimas,
la manganeso peroxidasa y la lignino peroxidasa, son
producidas simultáneamente por el hongo [17]. Al final del
proceso de fermentación, la actividad en las dos corridas
toma direcciones diferentes. En la corrida 1 la tendencia de la
producción va en subida, en la corrida 2, en cambio, se ve
que la pendiente es negativa y pronunciada, esta diferencia en
las tendencias se podría atribuir a que el sustrato utilizado no
es completamente homogéneo y la producción de ligninasas
se da según los requerimientos de nutrientes que tenga el
hongo. Además que la inoculación del sustrato sólido no
siempre será homogénea [12], por lo que se podrían esperar
desviaciones entre las corridas.
En la corrida 1, el hongo pudo haber encontrado dificultad
para degradar la lignina durante los primeros días, por lo
cual, para el cuarto día renueva su producción enzimática.
Esto coincide con las observaciones, de Quintero et al.[14],
autores que encuentran un segundo pico de producción de
manganeso peroxidasa 5 días después de haber alcanzado el
primero.
Figura 10. Actividades enzimáticas Manganeso peroxidásica de los
extractos para las corridas 3 y 4 en el fermentador de bandejas
La producción de la manganeso peroxidasa obedece a la
misma tendencia con la que se produce la LiP en las mismas
corridas, pero la magnitud de las actividades enzimáticas
difiere mucho; las producciones máximas para las corridas 3
y 4, fueron de 0.45 U/1 000 gss y de 0.86 U/1 000 gss,
respectivamente.
La actividad enzimática, cuando desciende desde el máximo
lo hace con tendencias similares en los dos casos,
posiblemente debido, también, a la posible producción de
proteasas, hasta el día 2, donde, la velocidad del descenso en
la corrida 3, empieza a disminuir para luego terminar con una
tendencia que predice un leve aumento a partir del día 4. El
valor de la actividad enzimática final de las dos corridas son
similares, 0.36 y 0.45 U/1 000 gss, respectivamente.
En la Tabla 2 se presenta la producción enzimática con
respecto a los tiempos de incubación y refrigeración a las que
se sometieron los inóculos.
Al observar la producción y el día de aparecimiento del pico
máximo de generación enzimática en función del tiempo de
incubación y de refrigeración, parecería que, a diferencia de
lo observado en la producción de lignino peroxidasa, la
refrigeración afecta a la concentración de la enzima en el pico
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
7
Obtención de extractos enzimáticos con actividad ligninolítica en un fermentador de bandejas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
_______________________________________________________________________________________________________________________________
de producción, mientras que la incubación parecería influir
en el día del aparecimiento del pico.
Tabla 2. Producción pico de MnP según el tratamiento dado a los inóculos
utilizados en el fermentador de bandejas
Corrida
Corrida
Corrida
Corrida
Tratamiento
1
2
3
4
Incubación (semanas)
5
7
7
7
Refrigeración
0
0
5
7
(semanas)
Aclimatación (h)
1
1
1
1
Producción pico de
0.72
0.76
0.45
0.86
LiP (U/1 000 gss)
Día de aparición del
2
2
1
1
pico
Se deduciría que la refrigeración parece anticipar el
aparecimiento del pico de producción máxima, ya que
cuando los inóculos no fueron refrigerados el pico aparece al
día 2 de la fermentación, mientras que en las corridas 3 y 4,
en las cuales se utilizaron inóculos refrigerados, el pico
aparecen al día 1 de la fermentación. Como lo explica
Rimbault [16], el tiempo que haya tenido el hongo para
arraigarse dentro del sustrato utilizado para el inóculo
facilitará la producción de enzimas durante la fermentación.
Al analizar las Tablas 1 y 2 conjuntamente se puede suponer
que cuando el inóculo pasa por un periodo de refrigeración el
pico de producción aparece al primer día de la fermentación.
Este hecho puede deberse a que la refrigeración genera estrés
sobre el hongo, y este, al ser retirado de dicho estrés, produce
las enzimas LiP y MnP, más rápidamente que cuando no se
refrigera.
de Bioprocesos por efectos de su almacenamiento y su
tratamiento en la preparación del inóculo. Según Lonsane
et al. [12], las cepas de los microorganismos son susceptibles
a sufrir variaciones en su calidad dependiendo del número de
generaciones que esta tenga. Mientras más generaciones se
alcanzan, más número de variaciones podrá tener el
microorganismo. Cualquier variante producida en una
generación, multiplicará su efecto en las generaciones
subsiguientes. Este fenómeno puede producir notables
efectos sobre fermentaciones en las que el producto de interés
no esté asociado con el crecimiento microbiano, es decir si
ese trata de un metabolito secundario.
Las condiciones en las que se encontraban los inóculos
utilizados para cada escala de fermentación no fueron
exactamente iguales. Mientras que para inocular los frascos
se utilizó un hongo desarrollado en malta agar, para inocular
el aserrín de las bandejas se utilizó un hongo desarrollado en
madera. En el agar el hongo tendrá siempre mayor cantidad
de nutrientes y de humedad que en la madera.
Según Lonsane et al. [12], la esterilización del sustrato puede
conducir a que este sufra cambios fisicoquímicos,
degradación térmica de algunos nutrientes, formación de
compuestos tóxicos y daño de los nutrientes. El aserrín
utilizado para la fermentación en frascos fue esterilizado
durante 15 min, mientras que el utilizado para el fermentador
de bandejas se esterilizó a la misma temperatura durante 30
min. Esta diferencia de tiempo podría haber generado una
mayor producción de compuestos tóxicos que inhibirían
fuertemente la producción de enzimas por parte del hongo.
4. CONCLUSIONES
3.4 Comparación entre las escalas de producción
Algunos diseños de bio-reactores han sido probados para una
producción eficiente de enzimas fúngicas, algunos reactores
han manejado sustratos sumergidos [17] y otros con células
inmovilizadas [1]. Poco se ha estudiado sobre la aplicación
de bio-reactores en estado sólido para producir enzimas
ligninolíticas, y los diseños actuales son escasos. Cuando se
desea emplear condiciones sólidas en la producción de
enzimas, un estudio sobre el diseño de ingeniería del reactor
y el escalado, es absolutamente necesario [17]. En la Tabla 3
se presentan las producciones enzimáticas máximas de cada
enzima para cada escala de fermentación.
Tabla 3. Producciones enzimáticas máximas a escala de laboratorio (frascos)
y a escala piloto (fermentador de bandejas)
Escala de producción
MnP (U/1 000 gss)
LiP (U/1 000 gss)
Fermentación en frascos
3.296
17.01
Fermentación en
0.859
3.789
bandejas
La producción de lignino peroxidasa es mayor que la de
manganeso peroxidasa. Resultados diferentes a los
presentados por Kerem et al. [11] y Quintero et al. [14], en
donde la producción de Manganeso peroxidasa resulta ser
mayor que la ligninoperoxidasa. Esto puede ser el resultado
de utilizar una cepa diferente del mismo hongo, o a las
variaciones que pudo haber sufrido la cepa en el laboratorio
La actividad enzimática máxima de lignino peroxidasa fue de
17.01 U/1 000 gss, en frascos, (a escala de laboratorio), y a
escala piloto en el fermentador de bandejas fue de
3.79 U/1 000 gss.
La producción enzimática máxima de manganeso peroxidasa
en frascos, a escala de laboratorio, fue de 3.296 U/1 000 gss y
a escala piloto en el fermentador de bandejas fue de
0.859 U/1 000 gss.
La producción de las enzimas ligninolíticas lignino
peroxidasa y manganeso peroxidasa, por parte del hongo
Phanerochaete chrysosporium, en frascos, a escala de
laboratorio, es de 4 a 5 veces mayor, que en el fermentador
de bandejas.
La tendencia en las producciones enzimáticas de
ligninoperoxidasa y manganesoperoxidasa, en las dos escalas
de producción analizadas, se comportan de manera similar:
inmediatamente después de la inoculación esta sube hasta
alcanzar un valor máximo al primer o segundo día y luego
desciende a un valor de aproximadamente a mitad del valor
máximo hacia el cuarto día.
Se puede considerar que en la producción de enzimas
ligninolíticas con el hongo Phanerochaete chrysosporium
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Almeida E.*; Espín N.*
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sobre aserrín de eucalipto, alcanza un máximo de producción
un día antes, cuando se utilizan inóculos sometidos a un
periodo de refrigeración de 5 a 7 semanas.
5. RECOMENDACIONES
Analizar la cinética de producción enzimática de otras
enzimas producidas por el hongo Phanerochaete
chrysosporium como la lacasa, CMCasa, CBH y BGL, bajo
las mismas condiciones de producción con las que se trabajó
en el presente estudio dentro del fermentador de bandejas.
Emplear mezclas de desechos lignocelulósicos en los que se
induzca una mayor producción enzimática por parte del
hongo Phanerochaete chrysosporium bajo fermentación en
medio sólido en un fermentador de bandejas utilizando las
mismas condiciones de cultivo descritas en el presente
estudio.
Analizar la influencia de la temperatura en la cinética de
producción de enzimas
Realizar un estudio acerca de la influencia de la edad del
inóculo y pretratamientos del mismo sobre la producción
enzimática del Phanerochaete chrysosporium bajo
fermentación en sustrato sólido.
REFERENCIAS
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Fibra dietaria en subproductos de mango, maracuyá, guayaba y palmito
_________________________________________________________________________________________________________________________
Fibra dietaria en subproductos de mango, maracuyá, guayaba y
palmito
Cruz A.*; Guamán M.*; Castillo M.*; Glorio P.**; Martínez R.*

*Universidad Técnica Particular de Loja, Sección de Ciencias y Tecnología de Alimentos, Loja, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]; [email protected]; [email protected]
** Universidad Nacional Agraria La Molina, Lima, Perú
e-mail: [email protected]
Resumen: Los subproductos del procesamiento de alimentos vegetales son fuentes importantes de fibra dietaria y
especialmente de la fracción insoluble. El objetivo de este estudio fue determinar la fibra dietaria total, sus
fracciones y los componentes mayoritarios de la fracción insoluble en los subproductos de mango (Mangifera
indica L, var. Tommy Atkins y Haden), maracuyá (Passiflora edulis, var. Flovicarpa), guayaba (Psidium guajava,
var. Red) y palmito (Chamaerops humilis, var. Bactrisgasipaes). La fibra dietaria total y sus fracciones se
determinaron por el método enzimático gravimétrico al igual que la obtención de la fracción purificada libre de
pectina. La determinación de hemicelulosa A y B se realizó por acidificación ligera y precipitación con etanol
respectivamente; la celulosa fue extraída de la fracción de lignocelulosa por tratamiento con permanganato de
potasio y la lignina por hidrólisis ácida. El subproducto de guayaba presentó los mayores contenidos de fibra
dietaria total e insoluble (74.00±2.00 y 69.32±0.96 g/100 g materia seca respectivamente), mientras que la fibra
dietaria soluble fue mayor en el de mango (15.10±2.20 g/100 g materia seca). El contenido de hemicelulosa estuvo
comprendido entre 2.35±0.26 y 25.92±0.53 g/100 g de materia seca; la hemicelulosa B estuvo entre 2.91±1.05 y
5.89±0.25 g/100 g de materia seca. La celulosa fue el componente mayoritario en los subproductos de guayaba
(33.54±1.00 g/100 g de materia seca), mientras que la lignina fue el compuesto mayoritario en la semilla y pulpa de
maracuyá (28.17±2.07 g/100 g de materia seca). Todos los subproductos estudiados a excepción de la pulpa de
maracuyá y mango se mostraron como buena fuente de fibra dietaria insoluble con un contenido superior a
40 g/100 g.
Palabras clave: Subproductos agroindustriales, fibra dietaria, hemicelulosa, celulosa, lignina
Abstract: Byproducts of food processing industries are major sources of dietary fiber, especially of the insoluble
fraction. The aim of this study was to determine total dietary fiber and it is fractions, and the principal components
in insoluble fraction of dietary fiber from the agroindustrial byproducts of guava (Psidium guajava, var. Red),
mango (Mangifera indica L, var. Tommy Atkins y Haden), passion fruit (Passiflora edulis, var. Flovicarpa) and
heart of palm (Chamaerops humilis, var. Bactrisgasipaes). A gravimetric enzymatic method was used to obtain the
total dietary fiber (soluble and insoluble fraction), its fractions and purified insoluble fiber free of pectin.
Hemicellulose A and B were determined by soft acidification and hemicellulose B by precipitation with ethanol;
cellulose was extracted from lignocellulose fraction by treatment with potassium permanganate and lignin by acid
hydrolysis. Total and insoluble dietary fiber were higher in guava (74.00±2.00 and 69.32±0.96 g/100 g dry matter,
respectively). The soluble fiber was majority in the byproducts of mango (15.10±2.20 g/100 g dry matter). The
hemicellulose A content was between 2.35±0.26 and 25.92±0.53 g/100 g dry matter; hemicellulose B was between
2.91±1.05 and 5.89±0.25 g/100 g of dry matter. Cellulose was the majority component in the byproducts of guava
(33.54±1.00 g/100 g dry matter), while lignin was the main component in seeds and pulp of passion fruit
(28.17±2.07 g/100 g dry matter). All byproducts analyzed, except passion fruit pulp and mango pulp, show to be
good source of insoluble dietary fiber was higher than 40 g /100 g. dry matter.
Keywords: Agroindustrial byproducts, insoluble dietary fiber, hemicellulose, cellulose, lignin
1. INTRODUCCIÓN
La industria del procesamiento de frutas y vegetales genera
una gran cantidad de subproductos infrautilizados tales como
cáscara, frutos, pulpa, semillas, tallos entre otros [26]; que se
corresponde con todo aquello que no se consume o no es
vendible habitualmente, que está estropeado, que no es apto
para el consumo humano sin su ulterior procesamiento o que
fue cosechado circunstancialmente; pero que puede ser
utilizado después de un tratamiento [1, 25, 42]. Los
subproductos de maracuyá representan más del 75 % de la
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
9
10
Cruz A.*; Guamán M.*; Castillo M.*; Glorio P.**; Martínez R.*
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materia prima y los de mango entre el 40 y 60 % [46];
después de la elaboración del jugo de guayaba, el 53 % de la
fruta son subproductos [13] y en el proceso de elaboración de
conservas de palmito se genera un 85 % de subproductos
[47]. Estos constituyen una importante fuente de azúcares,
minerales, ácidos orgánicos, fibra dietaria y compuestos
fenólicos [12]. Varios de ellos contienen más fibra dietaria
que su respectiva porción comestible [17]. En los últimos
años la industria alimentaria ha incrementado el uso de
componentes naturales como la fibra dietaria y compuestos
bioactivos [6], motivando la búsqueda de nuevas fuentes
[30], que puedan sustituir a los cereales, recurso de fibra
usualmente utilizado [2]. El alto valor nutricional, la
capacidad antioxidante y el bajo aporte calórico de los
subproductos de frutas tropicales ha generado un creciente
interés por su estudio y uso en la elaboración de alimentos,
aditivos o suplementos alimentarios; su reutilización puede
ser económicamente atractiva y beneficiosa para el ambiente
[2, 24].
Los efectos funcionales y tecnológicos de la fibra dietaria
dependen del contenido de las fracciones soluble e insoluble,
de la relación entre ellas y de la cantidad de los componentes
individuales de cada fracción [35], estos parámetros juegan
un rol en relación con los beneficios para la salud y su
conocimiento es importante para sugerir sus posibles
aplicaciones como ingrediente de alimentos funcionales y/o
productos nutracéuticos [7, 25].
Se considera como fibra dietaria insoluble (FDI) a una
compleja matriz de componentes químicos tales como:
celulosa, hemicelulosa y lignina [29]. Las fibras insolubles
son escasamente fermentadas, tienen un efecto laxante y
regulador intestinal [44], son capaces de retener agua en su
matriz estructural y formar mezclas de baja viscosidad; esto
produce un aumento de la masa fecal que acelera el tránsito
intestinal, influyendo en la prevención y en el tratamiento de
la constipación crónica. Por otra parte también contribuyen a
disminuir la concentración y el tiempo de contacto de
potenciales carcinogénicos con la mucosa del colon [2, 15];
además, la de algunas frutas y verduras podrían promover
una disminución significativa en la concentración de
colesterol en la sangre [9].
Se considera a la lignina como un potente captador de
radicales libres e inhibidor del crecimiento de colonias
bacterianas, se cree que actúa como una barrera física para
los microbios, limitando la capacidad de fermentación de
estos [10]; mientras que la hemicelulosa aumenta el volumen
y peso de las heces, incrementa la excreción de ácidos
biliares y junto a la pectina (fracción soluble) presenta una
notable capacidad de ligar o atrapar metales pesados, también
la celulosa y la lignina son capaces de captar metales pesados
aunque en menor grado [10, 35, 40, 41]. La fibra dietaria
soluble (FDS) constituida por pectinas, gomas,
oligosacáridos, β-glucanos y mucílagos [11, 49], es altamente
fermentable; está asociada con el desarrollo de la flora
intestinal y el fortalecimiento del sistema inmune por la
producción de metabolitos [45]; sirve de sustrato para los
microorganismos benéficos, por lo tanto actúa como un
prebiótico y mejora la salud del huésped, refuerza la
protección de la mucosa intestinal disminuyendo el riesgo de
enfermedades grastrointestinales [10, 43]; posee una buena
capacidad de hidratación e hinchamiento, forma soluciones
viscosas, absorbe y retiene sustancias como la glucosa,
minerales y moléculas no polares promoviendo la
disminución del colesterol y glucosa en la sangre [2, 44].
La adición de fibra dietaria a los alimentos no solamente es
importante por su valor nutricional, sino también por sus
propiedades tecno – funcionales [21]. La fracción soluble
favorece la estabilidad de espumas y emulsiones, actúa como
agente gelificante y espesante; mientras que la FDI mejora la
textura y densidad, incrementa el volumen y estabiliza la
matriz alimentaria; la FDS podría tener un potencial uso en la
encapsulación de componentes bioactivos [2, 39].
El objetivo del presente trabajo fue determinar la fibra
dietaria total, sus fracciones y los componentes individuales
de la fracción insoluble: celulosa, hemicelulosa y lignina de
los subproductos de mango, maracuyá, guayaba y palmito.
Estos subproductos podrían ser utilizados por la industria
alimentaria como fuentes alternativas de fibra dietaria para la
elaboración de alimentos.
2. MATERIALES Y MÉTODOS
2.1 Materia prima
Fueron utilizados subproductos generados en la elaboración
de pulpas o concentrados de mango (Mangifera indica L. var.
Tommy Atkins y Haden) y guayaba (Psidium guajava, var.
Red), jugos o concentrados de maracuyá (Passiflora edulis,
var. Flovicarpa) y conservas de palmito (Chamaerops
humilis, var. Bactrisgasipaes); procesados en industrias
ecuatorianas.
2.2 Obtención y preparación de muestras
El muestreo de cada subproducto se realizó en diferentes
momentos del proceso de producción en el cual se procesan
materias primas de diferentes proveedores de las industrias.
Los subproductos de maracuyá y guayaba fueron
principalmente cáscara, pulpa y semilla; los de palmito
correspondieron a la capa 2 y 3; y los de mango a la cáscara y
pulpa.
Los subproductos fueron sometidos a un proceso de
deshidratación a temperatura inferior a 60ºC para evitar
cambios en sus propiedades y contenidos de los compuestos
bioactivos. Se molieron hasta un tamaño de partícula
comprendido entre 125 y 250 μm.
2.3 Fibra dietaria
La fibra dietaria total y sus fracciones soluble e insoluble se
determinaron por el método enzimático – gravimétrico de la
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Fibra dietaria en subproductos de mango, maracuyá, guayaba y palmito
_________________________________________________________________________________________________________________________
AOAC 991.43 y AACC 32-07, basados en el método de
Lee et al. (1994) y Prosky et al. (1994).
2.4 Fraccionamiento de la fibra dietaria insoluble
La extracción y fraccionamiento de la fibra dietaria insoluble
se realizó por el método de Monte & Maga (1980) con
adaptaciones de Claye et al. (1996) que está basado en el
procedimiento de Southgate (1976).
2.4.1 Eliminación de hidratos de carbono complejos y
proteínas solubles
A las muestras previamente desengrasadas con hexano
durante 24 horas utilizando extracción soxhlet [4], se les
realizó una maceración dinámica con agua destilada (1:20
w/v, pH 7.0-7.5) y el residuo previamente secado (60 °C, 36
horas) se mezcló con una solución de EDTA 0.01 M a 90 °C
(25 mL/g residuo) con la finalidad de eliminar hidratos de
carbono complejos del residuo. El producto obtenido se
denomina fibra insoluble no purificada (FINP).
2.4.2 Remoción de almidón, proteína y sustancias pécticas
insolubles
La eliminación de almidón de la FINP se realizó por
tratamiento enzimático con amiloglucosidasa (10 %.v/v) Se
usó tripsina (2.5 % v/v) para la degradación de las proteínas.
Por el efecto disolvente del oxalato de amonio (0.5 % p/v) las
sustancias pécticas fueron hidrolizadas en sus respectivas
sales. El producto obtenido se denomina fibra insoluble
despectinada (FID)
2.4.3 Extracción de Hemicelulosa A y B, celulosa y lignina
La FID fue tratada con hidróxido de potasio (5 % p/v) en
atmósfera de nitrógeno para extraer la lignocelulosa
(residuo). El sobrenadante fue ligeramente acidificado con
ácido acético (50 % v/v) para precipitar la hemicelulosa A;
mientras que la hemicelulosa B fue precipitada con etanol
(95 % v/v).
De la lignocelusosa se obtuvieron dos fracciones: la celulosa
mediante desmineralización completa y extracción con
solución saturada combinada de permanganato de potasio
(KMnO4+ buffer lignina 2:1) y la lignina por hidrólisis ácida
con H2S04 (72 % v/v), para destruir la fracción de celulosa y
luego determinarla por pérdida de peso.
2.5 Análisis Estadístico
Los resultados fueron expresados como media ± desviación
estándar de tres repeticiones de cada fracción del
subproducto, los cuales fueron analizados estadísticamente
mediante un ANOVA de un solo factor y la prueba de
comparación múltiple de Tukey (p<0.05) para establecer
donde se encontraban las diferencias entre los niveles del
factor principal (recurso de fibra). El análisis de resultados
se llevó a cabo usando el paquete estadístico Minitab®
Statistical Software, versión 16.
11
3. RESULTADOS Y DISCUCIÓN
El contenido de fibra dietaria total (FDT), fibra dietaria
insoluble (FDI), fibra dietaria soluble (FDS) y la relación
entre las fracciones FDI y FDS se muestran en la Tabla 1.
Respecto a la FDT los subproductos de guayaba, mango y
maracuyá mostraron diferencia (p<0.05), con un rango de
23.52 a 74.95 g/100 g MS para pulpa de maracuyá y
subproductos de guayaba respectivamente. Todos los
subproductos presentaron valores menores a los reportados
por Martínez et al. (2012a) para subproductos de piña
(75.8 g/100 g) y mezcla de subproductos de maracuyá
(81.5 g/100 g) y a los de pulpa de limón fino (81.7 g/100 g)
reportados por Marín et al. (2007). La cáscara de maracuyá
presentó valores similares a los de cáscara y cascarilla de
cacao (51.88 – 56.70 g/100) [27]. A excepción de la pulpa de
maracuyá, en todos los subproductos la FDT fue mayor a la
de pulpa de melocotón (36.10 g/100 g) [18] y pulpa de café
[34]. Según el criterio de Fuentes-Alventosa et al. (2009), los
subproductos de guayaba pueden ser considerados como
fuente alta de FDT; los de palmito, cáscara, pulpa y semilla
de maracuyá como fuentes con contenido medio de FDT,
mientras que el mango y la pulpa de maracuyá como recursos
con bajo contenido de FDT.
La capa 2 y 3 de palmito fueron similares entre sí, tanto para
FDT como para sus fracciones. Los subproductos de
guayaba, pulpa de maracuyá y capa 2 de palmito mostraron
mayor diferencia entre la FDI y FDS.
La elevada proporción de fibra dietaria insoluble en las
muestras se relaciona con la considerable cantidad de
celulosa, hemicelulosa y lignina presentes; esto puede ser
considerado una ventaja para su uso en la industria
alimentaria, que puede enriquecer productos como jugos y
bebidas de baja viscosidad sin modificar notablemente esta
característica. Por su capacidad de retener agua, la FDI es
recomendada para mejorar el volumen y mantener la frescura
en productos de panificación [49], disminuir la sinéresis en
yogurt. En el caso de los subproductos de frutas, aportarían
además color y sabor para modificar las características
sensoriales de los alimentos y disminuir el uso de aditivos
químicos como saborizantes y esencias; especialmente en
alimentos elaborados a base de quinua, amaranto, chocho,
cebada y otros alimentos ancestrales; estos son ideales para
incrementar el contenido de componentes insolubles de la
fibra dietaria en alimentos asociados con efectos benéficos
para la salud intestinal, excreción de ácidos biliares y
disminución de la concentración de colesterol en la sangre,
como son las granolas, barras para desayuno, galletas
integrales y concentrados de fibra [9, 26, 44].
El contenido de hemicelulosa A fue diferente entre los
subproductos (p<0.05) y varió de 2.35 a 25.92 g/100 g MS;
en la capa 3 de palmito fue significativamente mayor a los
demás, como se visualiza en la Tabla 2. Los valores de
hemicelulosa A de las capas de palmito fueron mayores a los
reportados por Claye et al. (1996) en salvado de trigo
(15.18 g/100 g), salvado de arroz (3.91 g/100 g), fibra de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Cruz A.*; Guamán M.*; Castillo M.*; Glorio P.**; Martínez R.*
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tomate (15.35 g/100g) y al obtenido por Monte & Maga
(1980) en frijoles pintos (3.19 g/100 g); mientras que la
cantidad de hemicelulosa A de los subproductos de guayaba
fue similar a la determinada en fibra de avena (16.00 g/100 g)
y menor a la de fibra de manzana (17.78 g/100 g) [7].
Las capas 2 y 3 de palmito no mostraron diferencia
significativa en el contenido de hemicelulosa B, de igual
manera los subproductos de mango y guayaba. Los valores
de hemicelulosa B determinados en este estudio fueron
inferiores a los reportados por Claye et al. (1996) en salvado
de trigo (8.67 g/100 g), fibra de avena (12.77 g/100 g),
salvado de arroz (12.34 g/100 g), fibra de manzana
(6.26 g/100 g) y fibra de tomate (8.70 g/100 g) y mayores al
obtenido por Monte & Maga (1980) en frijoles pintos
(0.66 g/100 g). El contenido de hemicelulosa A en relación al
de hemicelulosa B fue más alto, a excepción de la cáscara de
maracuyá; la misma que contiene aproximadamente 90 % de
xiloglucanos que son los componentes mayoritarios de
hemicelulosa B [16]. De los resultados obtenidos se
evidenció que la hemicelulosa se encuentra presente
principalmente en las semillas y tallos; por lo que una
aplicación importante de los subproductos de palmito como
fuente de hemicelulosa, sería su utilización para enriquecer
en fibra productos libres de gluten, como harinas, pastas y
otros; la alta capacidad de hinchamiento de la fracción
insoluble y la afinidad de la hemicelulosa por el agua [19],
facilitaría la cocción de las pastas y la resistencia de la masa a
la deformación.
Así mismo, estos subproductos podrían mezclarse con la
harina de trigo para aumentar el volumen del pan y mejorar la
estructura de la miga, por la habilidad de las hemicelulosas
para liberar arabinoxilanos solubles en agua que participan
conjuntamente con el gluten de las proteínas en la red de
compuestos de superficie hidratada [19]. Los subproductos de
palmito por su peculiar característica de tener color, olor y
sabor neutro, pueden ser usados sin afectar las características
sensoriales e indistintamente en productos salados o dulces.
Pueden ser ideales para la elaboración de la masa de
alimentos tradicionales fritos como empanadas de harina,
plátano, yuca y morocho; por su baja capacidad de retención
de grasa (1.13-1.15 g/g) [28] proporcionará a los productos
una sensación menos grasosa.
La celulosa (ver Tabla 2) presentó valores entre 2.13 en la
pulpa de maracuyá y 33.54 g/100 g MS en los subproductos
de guayaba. Todos los subproductos a excepción de los de
guayaba exhibieron valores de celulosa inferiores a los
subproductos de frutilla (25.86 g/100 g) y grosella negra
(21.0 g/100 g), pero similares a los presentes en subproductos
de col morada (15.21 g/100 g), manzana (16.10 g/100 g),
zanahoria (12.65 g/100 g) [35], cáscara de naranja (13.61
g/100 g) y cáscara de limón (12.72 g/100 g) [50]. La celulosa
presente en los subproductos de guayaba fue similar a la de
subproductos de cereza de aronia (34.56 g/100 g) [35].
Comparando con sus similares, los subproductos de
maracuyá, guayaba y palmito presentaron valores de celulosa
inferiores a los de mezcla de subproductos de guayaba
(37.20 g/100 g), mezcla de subproductos de maracuyá (39.20
g/100 g) (Lousada et al., 2005), pared celular de la cáscara de
maracuyá (33.60 g/100 g) [51] y residuos de la cosecha de
palmito (29.03 g/100 g) [47]. El contenido de celulosa en los
subproductos de guayaba fue superior al de fuentes
tradicionales de fibra dietaria, como salvado de trigo (17.45
g/100 g), salvado de avena (19.98 g/100 g) y salvado de maíz
(22.23 g/100 g) [7]; por lo que podrían ser usados en
sustitución de estas en la elaboración de cereales para
desayuno, galletas, mezclas para papillas, al aportar sabor y
dulzor, y disminuir de esta forma el nivel de azúcar añadida
en estos productos. Por esta misma razón, se podría disminuir
el aporte calórico de postres smothies y snacks.
El contenido de lignina entre los subproductos analizados
presentó diferencia estadística (p<0.05) a excepción de las
dos capas de palmito. En todos los subproductos, a excepción
de mango, la lignina cuantificada fue superior a la de
alimentos tales como: col (0.83 g/100 g), zanahoria
(1.01 g/100 g), lechuga (2.02 g/100 g), papa (0.90 g/100 g),
tomate (1.69 g/100 g) y salvado de maíz (2.32 g/100 g),
reportados por Anderson & Bridges (1988); y salvado de
trigo (2.82 g/100 g) (Claye et al., 1996). Los subproductos de
palmito mostraron valores de lignina inferiores a los
reportados por Fuentes-Alventosa et al. (2009) para
subproductos de espárragos (15.01 g/100 g). La lignina en la
semilla y pulpa, y cáscara de maracuyá fue similar a la
presente en subproductos de frutilla (20.84 g/100 g), cereza
de aronia (22.68 g/100 g) y grosella negra (26.66 g/100 g)
[36]. Los subproductos de guayaba mostraron menor
contenido de lignina que el reportado por Lousada et al.
(2005) para mezcla de subproductos de guayaba (18.59
g/100 g). En el caso de la maracuyá Lousada et al. (2005)
reportan 9.50 g/100 g para mezcla de subproductos y Astuti
et al. (2011) reportan 31.79 g/100 g para la cáscara. Los
subproductos estudiados constituyen un potencial recurso de
lignina, componente apreciado por sus efectos benéficos para
la salud humana y muy poco consumido [10, 32]. Su uso
como ingrediente en la elaboración de productos cárnicos
funcionales, que a más de incrementar el rendimiento durante
la cocción podría ser interesante para disminuir los niveles
de nitrito residual [21], función derivada de su alta capacidad
para captar radicales libres [10]. La principal ventaja de la
fibra de estos subproductos comparada con las fibras
provenientes de cereales es la presencia de compuestos
bioactivos asociados a su matriz [21, 26].
En la guayaba se apreció una distribución de los
componentes, mientas que en el mano la celulosa fue el
compuesto predominante, Los subproductos derivados de la
maracuyá presentaron diferencias entre sí en la cáscara y la
pulpa más semilla, la ligninia fue el componente
preponderante seguido por la celulosa en el primer caso y la
hemicelulosa en la pulpa más semilla. La pulpa de maracuyá
presentó los valores más bajos de celulosa, mientras que en el
mango el contenido de lignina fue el más bajo. Las capas 2 y
3 de palmito mostraron mayor similitud entre los contenidos
de los componentes de FDI.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Fibra dietaria en subproductos de mango, maracuyá, guayaba y palmito
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La sumatoria de los componentes individuales de la fracción
insoluble cuantificados en este estudio no fue igual al valor
de FDI determinado por el método AOAC 991.43, pues este
método cuantifica además otros compuestos tales como ceras,
fenoles, taninos, productos de reacción de Maillard y cutinas
que están unidas a la celulosa [8, 14, 31].
Subproductos
El uso de estos subproductos constituye una oportunidad para
incrementar la disponibilidad de alimentos procesados
saludables sin incrementar los costos económicos y
ambientales, añadir nuevos recursos para la producción de
alimentos, crear un sistema alimentario más sostenible para
garantizar la seguridad alimentaria y disminuir el hambre en
la región [37].
Tabla 1. Contenido de fibra dietaria en subproductos
FDT
FDI
FDS
(g/100 g)
(g/100 g)
(g/100 g)
74.95
± 1.94a 69.32 ± 0.96a
4.19
± 1.42a
FDI/FDS
18.37
±
7.30a
2.19b
1.59
±
0.13b
±
1.63c
4.62
±
0.58c
1.00
±
0.56d
21.27
±
9.80d
3.58e
12.05
±
1.59e
4.63
±
0.64c
±
1.81e
4.37
±
0.83a
13.20
±
3.08a, c,
±
4.12e
5.96
±
0.43a
9.63
±
1.18a, b,
Guayaba
Piel, pulpa y semilla
Mango
Cáscara y pulpa
42.60
±
2.22b
23.79
±
1.36b
15.06
±
Maracuyá
Cáscara
52.42
±
1.16c
41.19
±
2.75c
9.04
Pulpa
23.52
±
1.00d
17.81
±
1.83d
Semilla y pulpa
60.05
±
7.70e
55.22
±
Capa 2
63.10
±
1.93e
55.99
Capa 3
64.50
±
5.04e
57.16
Palmito
13
d
c
Los valores corresponden a media ± desviación estándar; n = 3.
Letras iguales en columnas no hay diferencia significativa
Tabla 2. Contenido de componentes de fibra dietaria insoluble
Hemicelulosa A
Hemicelulosa B
Celulosa
(g/100 g)
(g/100 g)
(g/100 g)
Piel, pulpa y semilla
16.45
± 0.92a
2.91
± 1.05a 33.54 ± 1.00a
Subproductos
Guayaba
Mango
Cáscara y pulpa
5.67
±
0.52b
3.32
±
0.43a
Lignina
(g/100 g)
16.51 ±
0.58a
15.80
±
1.06b
0.74
±
0.08b
15.00
±
2.46b
21.49
±
0.21c
b
Maracuyá
Cáscara
2.35
±
0.26c
4.47
±
0.66b
c
Pulpa
4.15
±
0.34b
3.02
±
0.09a
2.13
±
0.57c
5.95
±
0.86d
c
Palmito
Semilla y pulpa
9.47
±
0.81d
5.39
±
0.45c
10.27
±
0.82d
28.17
±
2.07e
Capa 2
22.05
±
1.16e
5.89
±
0.25c
16.36
±
0.70b
13.01
±
0.93f
Capa 3
25.92
±
0.53f
5.47
±
0.23c
10.93
±
0.47d
12.07
±
0.96f
Los valores corresponden a media ± desviación estándar; n = 3.
Letras iguales en columnas no hay diferencia significativa
1
AGRADECIMIENTOS
4. CONCLUSIONES
En todos los subproductos analizados la fibra dietaria está
constituida mayoritariamente por la fracción insoluble. Los
subproductos mostraron distintas peculiaridades en lo
referente a la composición de la fracción insoluble. La
celulosa fue el componente mayoritario en los subproductos
de guayaba y mango, mientras que la lignina lo fue en la
cáscara de maracuyá, pulpa y semilla de maracuyá; y la
hemicelulosa en los subproductos de palmito
Los autores quisieran agradecer a las empresas Grupo Fadesa
y Exofrut (Ecuador) por la provisión de la materia prima.
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15
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
_________________________________________________________________________________________________________________________
16
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y
Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
Reyes J.*; Ludeña F.**

* Universidad Técnica Particular de Loja, Departamento de Ciencias Agropecuarias y Alimentos, Loja, Ecuador.
e-mail: [email protected]
** Universidad Nacional Agraria La Molina, Facultad de Industrias Alimentarias, Lima, Perú.
e-mail: [email protected]
Resumen: Los productos bajos en calorías han ganado una atención especial en el mercado y son un nicho atractivo
para las empresas procesadoras. El propósito del presente trabajo fue desarrollar un yogur bajo en calorías. Se
evaluó el efecto del empleo de sucralosa y estevia como edulcorantes, el efecto del porcentaje de sólidos totales, ST
(12 y 13 %) y el lugar de proveniencia de la leche (Loja y Zamora), sobre las características sensoriales y
fisicoquímicas del yogur. Una prueba sensorial descriptiva determinó la aceptabilidad de cada formulación,
mientras que la estabilidad se evaluó estudiando la vida útil hasta 35 días en almacenamiento a 4 °C. Se estableció
el uso de 0.015 % de sucralosa y 0.090 % de estevia, respecto de la leche. El tiempo requerido para alcanzar el pH
del yogur no fue afectado por los factores de estudio y se mantuvo entre 180 a 193 min. El lugar de proveniencia de
la leche no tuvo influencia sobre las propiedades fisicoquímicas y sensoriales del producto. La estandarización al
12 % ST presentó los valores más bajos de acidez (91 a 93 ºD), viscosidad (7300 a 10500 cP) y aporte energético
(93.5 Kcal/100 g yogur), mientras que al 13 % ST la sinéresis fue más baja e influyó negativamente la percepción
de la viscosidad en la boca. El panel sensorial encontró que la sucralosa mejoró notablemente el dulzor comparado
con el producto edulcorado con estevia. Por tanto, para la elaboración de este tipo de yogur puede usarse leche de
Loja o Zamora Chinchipe, con 12 % ST y edulcorado con sucralosa; con vida útil de 28 días en refrigeración a 4 ºC,
período en el que no hubo presencia de microorganismos patógenos (E.coli y S. aureus), mohos y levaduras.
Palabras clave: Yogur, sucralosa, estevia, calorías, edulcorantes.
Abstract: Currently different low-calorie foods and no-calorie sweeteners have gained special attention in the
society as they have become an attractive niche market for the food industry. The main objective of this work was
to develop a yogurt with low calories content. The effects of the following factors were studied: “type of sweetener”
(sucralose 0.015 % and stevia 0.090 % (w/v of milk)), “total solids content” (12 and 13 % TSC) and “place of
origin of milk” (Loja and Zamora cities), and their influence on the physical-chemical and sensory characteristics of
yogurt. The product was stored for 35 days at 4 °C. The acceptability of the product was evaluated using a
descriptive sensory analysis and the shelf life study was done by evaluating the microbiological and physicalchemical characteristics. The time required to reach pH was not affected by the study variables and was kept
between 180 to 193 min. The place of origin of milk did not affect the physical-chemical and sensorial
characteristics of the final product. When the product was standardized at 12 % of TSC the lower values of acidity
(91 to 93 °D), viscosity (7300 to 10500 cP) and energy content (93.5 Kcal/100 g yogurt) were shown, whereas at 13
% of TSC the syneresis was lower and negatively affected the perception of viscosity in mouth. The sensory panel
found that sucralose sweetness significantly improved compared to product made with stevia. Therefore, the best
yogurt formulation was obtained using milk coming from Loja or Zamora Chinchipe, with 12 % of TSC, sweetened
with sucralose and its shelf life was 28 days under refrigeration conditions (4ºC), during which there was no
presence of pathogens (E. coli and S. aureus), molds and yeasts.
Keywords: Yogurt, sucralose, stevia, calories, sweeteners.
1. INTRODUCCIÓN
A nivel mundial se ha incrementado notablemente el
consumo de yogur, en el período del 2004 al 2011 pasó de 12
a 16 millones de toneladas [32]. Por su parte en el Ecuador
entre los años 2006 y 2007 el consumo de este producto
creció en un 25 %. La producción de yogur pasó de 120 000
Kg por día en el 2006 a 157 000 Kg en el 2008, que
corresponde al 9 % de la producción de leche total que se
destina a la Industria [34] . El consumo per cápita de yogur es
de aproximadamente 4 Kg/habitante/año, cifra baja si se
compara con países como Argentina, Brasil y Uruguay que
bordean los 20 Kg [3], esta situación representa para el sector
lácteo ecuatoriano una oportunidad de crecimiento,
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
17
Reyes J. *; Ludeña F.**
_______________________________________________________________________________________________________________________________
considerando que el Gobierno del Ecuador ha implementado
programas para promover el aumento del consumo de lácteos
[14]. En el mercado de yogur hay una creciente preferencia
por los productos bajos en calorías, debido a la cada vez
mayor preocupación de los consumidores por la salud [8],
estos productos se introdujeron en el mercado para atender
dietas y necesidades específicas, hoy en día su precio
competitivo y buenas características sensoriales han logrado
expandirse en el mercado con muy buenas expectativas de
crecimiento [38].
En el Ecuador entre el 2008 y 2009 se incrementó la compra
de los ítems light del 10 % a 15 % [7]. El crecimiento de la
demanda de este tipo de productos ha obligado a aumentar su
diversificación y disponibilidad en los supermercados [8, 11,
16].
Las sustancias que hacen posible esto son algunos
edulcorantes no calóricos, que se caracterizan por
proporcionar un sabor dulce muy intenso y se usan en
pequeñas cantidades [27]. La sucralosa presenta un alto poder
edulcorante (600 veces más que la sacarosa), gran estabilidad
a altas temperaturas y al pH [2, 12, 31], dulzor percibido
rápidamente, ausencia de sabor amargo o metálico, no
cariogénico, puede ser ingerido por diabéticos y su ingesta
diaria admisible (IDA) es de 5 mg/Kg peso corporal por día.
Pinheiro et al. (2005) indica que es el único edulcorante que
no tiene ninguna desventaja. La estevia por su parte, es el
primer edulcorante de origen natural sin calorías, proviene de
la Stevia rebaudiana (Bertoni), planta sudamericana
originaria del Paraguay [29]. Posee un alto poder edulcorante
(250 a 300 veces más que la sacarosa), es estable a altas
temperaturas y pH ácido, no cariogénico, no afecta los
niveles de glucosa en sangre y su ingesta diaria admisible es
de 4 mg/Kg de peso corporal/día [29]. La normativa
ecuatoriana y la FAO clasifican un alimento como ligero, al
que se le ha reducido al menos el 25 por ciento de su
contenido de energía o del contenido de nutrientes del
producto estándar [9, 21]. Esta investigación buscó
desarrollar un yogur bajo en calorías, incorporando como
edulcorantes no calóricos sucralosa y estevia, además de
estudiar la incidencia de la calidad de la leche por su sitio de
proveniencia, siendo la provincia de Zamora Chinchipe y la
hoya de Loja, los lugares estudiados.
2. METODOLOGÍA
acopio de la provincia de Zamora Chinchipe y de la ciudad
de Loja.
2.3 Insumos
Se usó sucralosa comercial de la empresa J.K. Sucralose Inc
y estevia Granosweet sweta [15], cultivo probiótico FD-DVS
Yo-Fast 88 que contiene Streptococcus thermophilus,
Lactobacillus delbrueckii ssp. bulgaricus, Lactobacillus
acidophilus y Bifidobacterium, leche en polvo descremada de
la empresa “El Ordeño” con 34 % de proteínas, 0.50 % de
grasa, 4.22 % de humedad y 1.35 % de acidez titulable,
estabilizante para yogur G36400 AD de la empresa Aditmaq
y sorbato de potasio granulado de la empresa Silperal.
2.4 Métodos de análisis
Determinación de pH
El valor de pH fue medido en el yogurt a 8 °C usando un pHmetro digital Orión 2-Star, calibrado usando buffers
comerciales de pH 4 y 7. El procedimiento se realizó por
triplicado [5].
Acidez titulable
Se tomó 10 g de muestra a 20 °C; se adicionó unas gotas de
solución indicadora de fenolftaleína y se tituló con una
solución de hidróxido de sodio 1/9 N hasta cambio de
coloración a rosa. La determinación se hizo por duplicado
sobre la misma muestra y los resultados se expresaron como
ºDornic [40]. Este método es el más difundido y de uso
general de las Industrias lácteas ecuatorianas. El factor de
corrección para expresar en porcentaje de ácido láctico se da
al dividir para 100 los grados Dornic [42].
Viscosidad aparente
La viscosidad aparente se determinó siguiendo el
procedimiento descrito por Duarte y Hickmann (2007) [8]
con modificación, brevemente, las muestras fueron medidas a
4 °C y se agitaron a 4 r.p.m. por 3 minutos con un
viscosímetro
digital
Brookfield
DV-I
(Brookfield
Engineering Laboratories, Inc., USA), equipado con un
husillo S63.
Sinéresis
2.1 Lugar de ejecución
Esta investigación se desarrolló en las instalaciones de la
Planta de Lácteos ECOLAC y en el Laboratorio de
Alimentos del Departamento de Ciencias Agropecuarias y
Alimentos de la Universidad Técnica Particular de Loja.
2.2 Materias Primas
La sinéresis se determinó por el método de centrifugación
descrito por Jicheng et al. (2010) [24], con modificaciones.
Para lo cual se usó una centrifuga a 640 g por 10 minutos y
20 g de muestra (4ºC). El sobrenadante fue recolectado,
pesado y la sinéresis se calculó de acuerdo a la siguiente
ecuación:
𝑆𝑖𝑛é𝑟𝑒𝑠𝑖𝑠 (%) =
Se utilizó leche fresca cruda descremada proporcionada por
la Planta de Lácteos Ecolac, proveniente de sus centros de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑠𝑜𝑏𝑟𝑒𝑛𝑎𝑑𝑎𝑛𝑡𝑒(𝑔)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑚𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔)
𝑥 100
(1)
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
_________________________________________________________________________________________________________________________
Tiempo requerido para alcanzar el pH (tpH)
Se determinó midiendo la cantidad de tiempo que requiere el
yogur para alcanzar pH 4.7 desde el momento de la
inoculación con el cultivo láctico [30].
Análisis de los principales ingredientes
La cantidad de grasa, proteína, sólidos no grasos y lactosa se
determinó por medición de ultrasonido, usando el equipo
Lactoscan MCC (Milkotronic Ltd, Nova Zagora, Bulgaria)
calibrado previamente. Todas las mediciones se realizaron
por triplicado.
Calorías
El contenido de calorías de yogur se calculó en base a 8.79
Kcal/g de la grasa, 4 Kcal/g de los carbohidratos y 4 Kcal/g
del contenido de proteínas [10, 25].
Análisis microbiológicos
El recuento de microorganismos se realizó siguiendo los
métodos rápidos Petrifilm (3M), para lo cual se hizo una sola
dilución de cada muestra tomando 10 g de yogur y
adicionándolos a 90 ml de solución salina de peptona. En
todos los casos se sembró por duplicado 1 ml de la dilución y
se incubó a: 25 °C por 5 días para el caso de mohos y
levaduras (Método AOAC 997.02) y 35 °C por 24 horas para
E. coli / coliformes totales (Método AOAC 991.14) y S.
aureus (Método AOAC 2001.05) [19]. Al término de la
incubación se seleccionaron las placas que presentaron entre
15 y 150 colonias, reportando el resultado como unidades
formadoras de colonia por gramo (UFC/g). Para la
evaluación de la calidad microbiológica se compararon los
resultados con los requisitos establecidos en la Norma
Técnica
Ecuatoriana
INEN
2395
para
Leches
Fermentadas [22].
18
(dulzura, color y apariencia, cuerpo y textura, sensación
olfato gustativa y aceptación general), por diez jueces,
usando una escala hedónica de nueve puntos. Los niveles de
sucralosa y estevia probados fueron: 0.012, 0.013, 0.014,
0.015 %, y 0.075, 0.080, 0.085 y 0.090 %, respectivamente,
usando como control yogur comercial preparado con leche de
Loja, estandarizado al 12 % de sólidos totales y edulcorado
con sacarosa al 10.6 % [4].
2.6 Análisis sensorial
Selección del panel y entrenamiento
De entre un grupo de docentes y estudiantes de la Titulación
de Industrias Agropecuarias de la Universidad Técnica
Particular de Loja, se seleccionó nueve panelistas (seis
mujeres y tres hombres, de entre 22 a 35 años de edad), en
base a su habilidad para reconocer sabores básicos, a su
experiencia y capacitación previas en evaluación sensorial. El
entrenamiento para este estudio consistió en cinco sesiones
[26, 36], en las que se establecieron 13 atributos (Tabla 1)
[36, 39].
Tabla 1. Lista de atributos para el análisis descriptivo.
Descriptores
Aspecto
Olor
Sensación olfato gustativa
durante degustación
Sensación olfato gustativa
después de la degustación
Textura oral
Atributos
Viscosidad
Tonalidad
Brillo
Sinéresis
A establo
Acidez
Dulzor
Astringencia
Residual a edulcorante
Amargo
Leche guardada
Viscosidad
Harinosidad
Preparación y evaluación de la muestra
2.5 Metodología Experimental
Elaboración de yogur
Los yogures fueron fabricados mezclando leche desnatada
con leche en polvo para regular a 12 y 13 % sus ST (rango en
el que trabaja la empresa Ecolac Cía. Ltda.) y edulcorante.
Seguidamente se aplica un tratamiento térmico a 90° C x 10
min y posteriormente se enfría. Las mezclas se inocularon
con el cultivo (1 % p/v) y se incubaron a 43 ºC hasta llegar a
un pH de 4.7, luego de lo cual se enfriaron (22 °C), se
agitaron manualmente, se envasaron en bolsas plásticas de
1 Kg y se almacenaron a 4 °C.
Elección de los niveles de sucralosa y Estevia
Se aplicó un diseño completamente aleatorio para establecer
los niveles de edulcorante (sucralosa y estevia) para el
estudio. La variable respuesta que se consideró para el efecto
estuvo basada en una prueba de aceptación del yogur
Todas las muestras se sacaron de refrigeración media hora
antes de empezar la sesión de evaluación. Se sirvió en un
rango de temperatura entre 4 a 10ºC. Cada yogur fue
presentado en un vaso de plástico de 50 g identificado con
código de tres dígitos. El orden de presentación de las
muestras fue aleatorio. La evaluación se llevó a cabo en el
Laboratorio de evaluación sensorial, los panelistas
permanecieron separados y sentados, cada yogur lo evaluaron
por triplicado, se facilitó agua para que se enjuaguen la boca
entre muestras.
Se usó una escala bipolar lineal de 10 cm y se estableció con
el panel la valoración óptima de cinco (mitad de la escala)
para todos estos atributos.
2.7 Vida útil
Se almacenó producto a 4 ºC y se tomó las muestras para su
análisis después de 1, 7, 15, 21, 28 y 35 días después de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Reyes J. *; Ludeña F.**
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elaborado. Se realizaron los análisis fisicoquímicos:
viscosidad, sinéresis, acidez y pH; sensoriales: apariencia,
color, olor, consistencia y aceptabilidad general. Las pruebas
microbiológicas de coliformes totales y, mohos y levaduras
se aplicaron a las muestras en todas las fechas de control y las
correspondientes a E. coli y Staphylococcus aureus
únicamente el día uno.
2.8 Análisis estadístico
Se aplicó un diseño factorial 23 para investigar el efecto de la
estandarización de sólidos totales (12 y 13 %), el tipo de
edulcorante no calórico (sucralosa y estevia) y el lugar de
proveniencia de la leche (ciudad de Loja y provincia de
Zamora Chinchipe), sobre las propiedades físicas, químicas y
sensoriales del yogur bajo en calorías.
Para determinar diferencias significativas en tiempo de vida
útil y nivel de edulcorante, se usó un análisis de varianza
(ANOVA) de una y dos vías, la prueba de comparaciones
múltiples de Tukey (p < 0.05) y el software Minitab
versión 16.
3.2
Determinación de los niveles de edulcorante
3.2.1 Sucralosa
El edulcorante sucralosa en el nivel 0.015 % resultó
significativamente mayor en términos de percepción de
dulzor (Tabla 3), que la puntuación obtenida por la muestra
control. En cuanto a la sensación olfato gustativa, los niveles
0.013, 0.014, 0.015 % y el control no presentan diferencia
estadística entre sí, aunque el nivel 0.015 % obtuvo en
promedio una mayor puntuación sensorial que el resto de
muestras. En cuanto al nivel 0.012 % presenta puntuaciones
estadísticamente más bajas que 0.015 % para este atributo.
Para los atributos, color y apariencia, cuerpo y textura, no se
presentó diferencia estadística, aunque las puntuaciones más
altas las tuvo el tratamiento control, esto puede deberse a que
el azúcar (sacarosa) contribuye no solamente a edulcorar,
sino que es responsable de las características de color a través
de reacciones de Maillard y caramelización [4]. Por tanto, se
elige el nivel de sucralosa 0.015 % para la preparación del
yogur.
3.2.2 Estevia
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
3.1 Características fisicoquímicas de la leche
Como se puede apreciar en la Tabla 2; la composición de
sales minerales es estadísticamente mayor para la leche
proveniente de Zamora, esto según lo explica Yildiz (2010)
puede deberse a la presencia en la leche mastítica que genera
un incremento de los niveles de sodio y potasio en la leche.
Saa (2010) realizó un estudio epidemiológico en las fincas
proveedoras de la empresa Ecolac, Cía. Ltda. y concluyó que
la prevalencia de mastitis clínica es 14 % y subclínica
86 % [35].
Por otro lado, la leche proveniente de los sectores
seleccionados para el estudio cumplió con la norma Técnica
Ecuatoriana NTE INEN 9:2008, “Leche cruda. Requisitos”
[20], excepto la cantidad de sólidos no grasos presentes,
encontrándose por debajo del mínimo exigido por dicha
norma (8.2 %).
Tabla 2. Características físico químicas de la leche cruda descremada de
Loja y Zamora Chinchipe
Proveniencia de la leche
Característica
Loja
Zamora
Grasa (%)
0.1 ± 0.10a
0.1 ± 0.03a
Densidad* (g/ml)
1.0309 ± 0.36a 1.0309 ± 0.29a
Sólidos no grasos (%)
7.9 ± 0.07a
7.9 ± 0.06a
a
Proteína (%)
2.90 ± 0.03
2.90 ± 0.02a
a
Lactosa (%)
4.35 ± 0.04
4.38 ± 0.05a
a
Sales minerales (%)
0.65 ± 0.01
0.66 ± 0.01b
a
Acidez (ºD)
13.3 ± 0.49
13.6 ± 0.51a
Aporte energético
61.23 ± 2.36a
62.25 ± 1.22a
Kcal/200 ml
*Densidad corregida a 20ºC
Letras diferentes indican diferencias significativas (p < 0.05)
Los datos se presentan como media ± desviación estándar (n=12)
De la misma manera que para el caso del edulcorante
sucralosa, en la Tabla 4 se puede observar los resultados de la
prueba de evaluación sensorial para diferentes niveles de
edulcorante estevia.
Los resultados revelaron que la percepción de dulzor en el
yogur con edulcorante estevia fue estadísticamente igual (p >
0.05) para todas las concentraciones estudiadas (0.075, 0.080,
0.085, 0.090 por ciento) incluyendo el tratamiento control.
En cuanto a color y apariencia, cuerpo y textura, éste no
presentó diferencia significativa (p>0.05) entre los niveles
probados, pero si la manifestó respecto al tratamiento control
el cual obtuvo los puntajes más altos. Corresponde a 0.09 %
la valoración más alta entre los niveles de estevia de este
estudio. Para los atributos, sensación olfato gustativa y
aceptabilidad general, todos los niveles de estevia probados
fueron iguales entre sí, pero estadísticamente menores
(p<0.05) que el control. Por lo tanto, se decidió seleccionar
para el estudio al nivel 0.09 % de estevia.
3.3
Elección de las mejores condiciones de elaboración
de yogur bajo en calorías
Para elegir la combinación de factores que se usará en la
elaboración de yogur se consideró su efecto sobre las
características físicas, químicas y sensoriales, a continuación
se presenta los resultados de la investigación.
3.3.1 Efecto de los factores de estudio sobre las
características fisicoquímicas del yogur
En la Tabla 5 se presentan los resultados del efecto de los tres
factores de estudio (edulcorante, proveniencia de la leche y
porcentaje de sólidos totales) en las características físicas y
químicas de yogur.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
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a.
Tiempo requerido para alcanzar el pH (tpH)
El tpH del yogur no se ve afectado significativamente
(p>0.05) por los factores estudiados (ver Tabla 5), por lo que
puede afirmarse que el crecimiento de los microorganismos
del cultivo iniciador fue normal. Weber y Sharareh (2013)
[41], estudiaron el efecto de varios edulcorantes sobre el
crecimiento y la supervivencia de L. rhamnosus GR-1,
comprobando que la adición de los glucósidos de esteviol son
apropiados para incorporar en un yogur probiótico, ya que no
afectan el crecimiento de estos microorganismos y además
se mantiene en un nivel funcional a los 28 días de
almacenamiento. Pinheiro et al.(2002), citados por Pinheiro
et al. (2005) [33], concluyeron que al estudiar el efecto de
algunos edulcorantes (sacarosa, sacarosa + dextrosa,
aspartame, aspartame + sacarina y sucralosa) sobre el proceso
de elaboración de yogur, es posible obtenerlo exitosamente
sin afectar la viabilidad de los microorganismos probióticos
del cultivo.
Tabla 3. Optimización del nivel de sucralosa en yogur
Nivel de Sucralosa (%)
Características
0.012%
0.013%
0.014%
0.015%
Dulzura
6.3 ± 1.36ab 6.5 ± 0.96ab 6.4 ± 0.88ab 7.2 ± 0.82a
Color y apariencia
6.9 ±
1.51a
7.0 ±
1.48a
7.0 ±
1.00a
7.0 ± 1.15a
a
a
a
Cuerpo y textura
6.1 ±
1.52
6.2 ±
1.94
6.2 ±
1.40
6.3 ± 1.67a
Sensación olfato gustativa
5.8 ±
1.60a
6.4 ± 1.31ab 6.3 ± 1.11ab 6.9 ± 1.18b
Aceptación general
6.1 ±
1.37a
6.3 ±
1.36a
6.1 ±
1.27a
6.8 ± 0.92a
Letras diferentes indican diferencias significativas (p < 0.05) entre los niveles de edulcorante
Los datos se presentan como media ± desviación estándar (n = 10)
Características
Dulzura
20
6.0
7.1
6.5
6.4
6.3
Tabla 4. Optimización del nivel de estevia en yogur
Nivel de Estevia (%)
0.075%
0.080%
0.085%
0.090%
5.9 ± 1.18a
6.0 ± 1.35a
6.0 ± 1.38a
6.3 ± 1.44a
Color y apariencia
7.0 ± 1.47ab
6.7 ± 1.58b
6.9 ± 1.78ab
ab
b
Cuerpo y textura
6.6 ± 1.52
6.1 ± 1.68
6.4 ± 1.68ab
Sensación olfato gustativa
6.0 ± 1.35a
5.7 ± 1.73a
5.9 ± 1.56a
Aceptabilidad general
5.8 ± 1.36a
5.7 ± 1.43a
5.8 ± 1.53a
Letras diferentes indican diferencias significativas (p < 0.05) entre los niveles de edulcorante
Los datos se presentan como media ± desviación estándar (n = 10)
7.1
6.8
6.1
6.0
±
±
±
±
Control
± 1.19b
±
1.05a
±
1.45a
± 1.06ab
±
1.00a
Control
6.7 ± 0.92a
1.17ab
1.14ab
1.58a
1.46a
7.3
6.9
6.9
6.8
±
±
±
±
0.89a
1.13a
0.91b
0.95b
Tabla 5. Características fisicoquímicas de los yogures elaborados con la combinación de los factores de estudio
Características
Tiempo requerido
para alcanzar el pH
(minutos)
Acidez titulable
(ºD)
Viscosidad aparente
(Cp)
193.3 ± 11.55ª
93.3 ± 6.11ª
13% ST
186.7 ± 11.55ª
96.7 ± 1.53
b
12% ST
186.7 ± 11.55ª
92.7 ± 2.89ª
13% ST
193.3 ± 11.55ª
94.3 ± 3.51
b
12% ST
188.3 ± 10.41ª
91.7 ± 2.08ª
Factores de estudio
12% ST
Loja
Sinéresis (%)
Aporte energético
Kcal/200 g)
9750 ± 4685ª
41.9 ± 8.09ª
93.9 ± 0.45ª
b
b
100.9 ± 1.65b
10171 ± 3035
31.7 ± 5.55
Estevia
Zamora
Loja
a
13% ST
180.0 ± 0.00
12% ST
180.0 ± 0.00a
Sucralosa
Zamora
13% ST
186.7 ± 11.55
97.3 ± 2.08
b
92.7 ± 2.52ª
a
98.0 ± 5.29
b
7369 ± 639ª
9299 ± 1843
40.1 ± 11.29ª
b
7953 ± 591ª
15061 ± 3473
b
93.6 ± 1.94ª
98.9 ± 1.39b
41.9 ± 5.53ª
b
10481 ± 622ª
11058 ± 2340
25.4 ± 2.46
b
93.0 ± 1.03ª
b
100.6 ± 0.56b
34.4 ± 11.31ª
93.5 ± 1.86ª
22.8 ± 10.90
31.3 ± 3.18
b
98.9 ± 1.46b
Letras diferentes indican diferencias significativas (p < 0.05) entre las medias
Los datos se presentan como media ± desviación estándar (n = 10)
b.
Acidez titulable
El factor “sólidos totales” tuvo efecto sobre la acidez titulable
del yogur, los tratamientos estandarizados al 12 % ST
presentan valores significativamente menores (p < 0.05) (92 a
94ºD) comparados con los estandarizados al 13 % (94 a
98ºD), esto puede deberse a que con el incremento del
contenido de sólidos en leche para yogur como resultado de
una fortificación, también se crea un mayor efecto buffer
debido a la acción amortiguadora de las proteínas
adicionales, fosfatos, nitratos y lactatos, que requiere un
desarrollo adicional de ácido por los cultivos iniciadores para
lograr un pH normal en este tipo de productos [28, 42] .
Salvador y Fiszman (2004) [37] reportaron una acidez de
entre 0.82 a 1.15 % de ácido láctico para yogures elaborados
con leche desnatada.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
_________________________________________________________________________________________________________________________
c.
Viscosidad aparente
El “tipo de edulcorante y la proveniencia de la leche”, no
afectaron significativamente las medidas de viscosidad (p >
0.05), pero si lo hizo el factor sólidos totales (ST). Yogures
estandarizados a 13 % tienen una viscosidad aparente
significativamente más alta (9000 a 15000 cP) que los
regulados al 12 % (7300 a 10500 cP), este efecto puede
deberse al aumento de proteínas de la que hace más densa la
red del gel [1], según lo explica Lee y Lucey (2010) [28] y
Yildiz (2010) [42]. Haque y Ji (2003) [17], por su parte,
reportaron viscosidades aparentes de 2000 a 5000 cP para
yogur ajustado con proteínas de suero obtenidas del
procesamiento de queso cheddar.
Por otro lado, Isleten y Karagul-Yuceer (2006) [23]
encontraron que al agregar caseinato de sodio y un mejorador
de textura sobre yogur, se obtuvo viscosidades de 7363 y
7120 cP, respectivamente, superiores a las reportadas para el
tratamiento control (leche en polvo desnatada) 5243 cP,
además, estos ingredientes secos mejoraron las propiedades
sensoriales de yogur.
d.
Sinéresis
La estandarización de los sólidos no grasos afectó
significativamente la medida de sinéresis (p<0.05) del yogur,
correspondiendo al regulado al 13 % ST los valores más
bajos (Tabla 5). Lee y Lucey (2010) [28], indican que la
sinéresis es un defecto del yogur que se previene usando
estabilizantes o incrementando el contenido de sólidos totales
de la leche que se destina para su producción.
e.
Aporte energético
Los factores “tipo de edulcorante y proveniencia de la leche”,
no afectaron significativamente las medidas de aporte
energético (p>0.05), sin embargo, se encontró que la
regulación de sólidos totales de la leche de partida (12 y
13 %) tuvo efecto sobre esta variable. Yogures
estandarizados al 12 % ST tienen un aporte energético
significativamente menor (93.5 Kcal/200g) que los llevados
al 13 % (99.83 Kcal/200 g). Esto se debe a la relación
directamente proporcional existente entre cantidad de leche
en polvo desnatada usada para la regulación y los
constituyentes principales que la acompañan y que aportan
energía (lactosa y proteína).
En el presente estudio, los tratamientos con 12 % ST
presentaron la mayor disminución del aporte energético (>
50 %), considerando como referencia comercial un yogur
entero (3 % de grasa), edulcorado con sacarosa (13 %) que
aporta en promedio 190 kilocalorías por porción de 200
gramos.
21
3.3.2 Efecto de los factores de estudio sobre las
características sensoriales del yogur
Únicamente el atributo dulzor, se vio afectado
significativamente (p<0.05) por el “tipo de edulcorante”,
resultando la sucralosa como el que mejoraba esta
característica en el yogur (ver Tabla 6a), los jueces
calificaron con un promedio muy cercano al óptimo
establecido (5.08). Un resultado similar obtuvieron Weber y
Sharareh (2013) [41], los cuales evaluaron el efecto de
diversos agentes edulcorantes (0.12 % estevia, 0.12 %
estevia- inulina-cromo (SIC), 0.1 % sucralosa y 5.0 % de
sacarosa), sobre las propiedades sensoriales de yogur
probiótico (sabor, apariencia, dulzura, textura y apariencia),
en ésta se encontró que la muestra con sucralosa se prefirió
de manera significativa para las cinco características
estudiadas, seguida por la muestra de sacarosa que gustó
significativamente más que estevia y SIC, para todas las
características excepto sabor.
El edulcorante estevia puede impartir algunas características
de amargura y un sabor residual indeseable a los productos
[13], lo que evidentemente limita las cantidades a dosificar y
su correspondiente grado de dulzor, sin embargo, esta
desventaja ha impulsado la investigación en laboratorios de
desarrollo e innovación de las industrias que buscan
encontrar un edulcorante con mejor equilibrio de dulzura y
buen gusto [18]. Pinheiro et al. (2005) [33] manifiestan que
entre todos los edulcorantes, la sucralosa es el único que no
presenta ninguna desventaja, tiene un perfil tiempointensidad de alta calidad, bastante similar a los de sacarosa y
aspartame.
La dulzura percibida es rápida, persiste durante un período
ligeramente más largo que el de la sacarosa, y no presenta
ningún sabor amargo o retrogusto metálico.
“El contenido de sólidos totales (% ST)” también afecta
significativamente a la textura oral (viscosidad percibida en
la boca), resultando el yogur estandarizado al 12 %, como el
que se acercaba más al óptimo (5.2).
3.3.3 Elección del mejor tratamiento
Considerando la relación entre la viscosidad aparente y la
sensorial, el nivel de dulzor alcanzado, el menor aporte
calórico por porción y la facilidad para la provisión de leche,
el tratamiento elegido correspondió al yogur elaborado con
leche de Loja o Zamora Chinchipe, estandarizarlo al 12 % ST
y edulcorado con sucralosa.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 3
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
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22
Tabla 6a. Características sensoriales de los yogures elaborados con la combinación de los factores de estudio
Descriptor
Atributo
Loja
Estevia
Zamora
Loja
Sucralosa
Zamora
Olfato gustativa durante de la
degustación
Aspecto
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
13 %
ST
Viscosid
ad
5.1±0.86
a
5.0±0.28
a
4.2±0.66
a
4.8±0.45
a
4.7±0.37
a
5.6±0.27
a
5.1±0.64
a
4.9±0.48
a
Tonalidad
Brillo
Sinéresis
Acidez
Dulzor
Astringencia
4.2±0.41a
4.6±0.30a
4.1±0.54a
4.8±0.57a
3.9±0.21a
4.8±0.21a
4.9±0.31a
4.5±0.35a
4.1±0.22a
5.1±0.75a
4.0±0.24a
5.3±0.11a
4.2±0.27a
4.8±0.19a
4.1±0.51a
4.7±0.40a
3.8±0.67a
4.6±0.37a
4.1±0.20a
4.5±0.19a
4.1±0.37a
4.6±0.32a
3.9±0.10a
4.6±0.62a
4.3±0.27a
4.5±0.57a
4.1±0.22a
4.5±0.49a
5.2±0.66a
4.5±0.35a
4.3±0.41a
4.5±0.23a
4.1±0.76a
4.9±0.26a
5.5±1.12a
4.5±0.62a
4.5±0.28a
4.4±0.14a
5.1±0.32a
4.9±0.74a
5.2±1.01a
4.6±0.16a
4.3±0.50a
5.0±0.33a
4.1±0.31a
5.0±0.85a
4.4±0.56a
4.5±0.57a
Letras diferentes indican diferencias significativas (p < 0.05) entre las medias
Tabla 6b. Características sensoriales de los yogures elaborados con la combinación de los factores de estudio
Descriptor
Olfato gustativa después de la degustación
Residual a
Leche
Amargo
edulcorante
guardada
Atributo
Loja
Estevia
Zamora
Loja
Sucralosa
Zamora
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
13 %
ST
12 %
ST
12 %
ST
Olor
Textura Oral
A establo
Viscosidad
Harinosidad
5.0±0.48a
4.8±0.21a
4.9±0.30a
4.1±0.36a
5.5±0.59a
5.1±0.08a
5.3±0.73a
4.8±0.36a
4.6±0.35a
4.1±0.14a
5.9±0.07a
5.1±0.47a
5.0±0.56a
4.9±0.31a
4.5±0.19a
4.1±0.36a
4.8±0.64a
4.9±0.17a
5.4±0.14a
4.8±0.30a
4.7±0.19a
4.1±0.11a
5.1±0.58a
5.2±0.29a
5.3±0.45a
4.5±0.26a
4.8±0.57a
4.1±0.77a
4.7±0.41a
4.8±0.63a
4.8±0.67a
4.9±0.06a
4.8±0.23a
4.1±0.09a
6.1±0.43a
5.0±0.47a
5.1±0.59a
4.3±0.21a
4.5±0.14a
5.1±0.42a
5.7±0.47a
4.8±0.54a
4.6±0.28a
4.9±0.30a
4.8±0.33a
4.1±0.71a
5.5±0.30a
5.1±0.18a
Las letras a y b indican que existe diferencia significativa entre las medias a p<0.05
3.3.4 Determinación de la vida útil del producto
a.
Análisis fisicoquímicos
Como puede observarse en la Fig. 1, el tiempo de
almacenamiento afectó significativamente (p<0.05) la
viscosidad aparente del yogur. Esta característica decreció
durante los primeros siete días de almacenamiento, no
manifestó diferencia estadística entre los días 14 al 28 y se
verificó una disminución al día 35.
Por su parte, la sinéresis del yogur (ver Fig. 2) aumenta
significativamente (p<0.05) durante todo el período de
almacenamiento. Entre los días 21 y 35 presentaron los
valores más altos, Jicheng et al. (2010) [24] y Farooq y
Haque (1992) [11], encontraron que la cantidad de sinéresis
de yogur aumentó durante 14 días de almacenamiento.
Salvador y Fiszman, (2004) [37], reportaron que los valores
de sinéresis para yogures almacenados en tres temperaturas
diferentes (10, 20, y 30 °C) presentan un aumento
significativo, que fue más evidente durante los primeros días
de almacenamiento. Además, encontraron que las muestras
que se almacenaron a 30 °C, tienen un grado mucho mayor
de sinéresis en los dos tipos de yogur estudiados (enteros y
desnatados). Aryana y McGrew (2007) [5], reportaron un
aumento constante en la sinéresis en todos los tratamientos de
yogur estudiados a medida que transcurre el tiempo de
almacenamiento.
La acidez se mantuvo entre 86 y 95 ºD para los días 1 y 35
respectivamente (Fig. 3), fue afectada significativamente
(p<0.05) por el tiempo de almacenamiento, observándose los
valores más altos a partir del día 28 (94.5 ºD o 0.945 % de
ácido láctico). Tales diferencias relacionadas con el
almacenamiento implican actividad del cultivo vivo y es un
fenómeno esperado [17].
El pH, por su parte, durante el período de estudio alcanzó
valores que se ubicaron entre 4.6 a 5.0. Al observar la Fig. 4
se puede notar que esta característica decreció con el tiempo
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
23
Reyes J. *; Ludeña F.**
_______________________________________________________________________________________________________________________________
en almacenamiento encontrándose que la primera semana
presenta valores significativamente más altos (p<0.05) que la
segunda y ésta a su vez mayores (p< 0.05) que el resto de
semanas en las que se llevó a cabo el estudio.
5,1
5,0
4,9
pH
Al igual que lo reportado por Farooq y Haque (1992) [10], en
el presente estudio el decrecimiento del pH no afectó
marcadamente las características sensoriales del yogur.
4,8
4,7
a
b
4,6
c
c
c
21
28
Centipoises
4,5
4000
3500
3000
2500
2000
1500
1000
500
0
c
4,4
1
7
14
35
Días
Figura 4. pH de yogur durante el almacenamiento
a
b.
b
1
7
bc
bc
bc
14
21
28
c
35
Días
Evaluación sensorial
Para todas las características sensoriales estudiadas del yogur,
los jueces no percibieron cambios significativos hasta el día
que duró el estudio de almacenamiento y los puntajes
correspondieron a las características sensoriales “me gusta
mucho” a “me gusta poco”.
Figura 1. Viscosidad de yogur durante el almacenamiento
Porcentaje (%)
c.
70,0
68,0
66,0
64,0
62,0
60,0
58,0
56,0
54,0
52,0
En lo concerniente a la calidad y desarrollo microbiológico
del yogur evaluado, no hubo presencia de microorganismos
patógenos (E.coli y S. aureus), mohos y levaduras durante
todo el período de evaluación del producto, demostrando que
en el proceso de elaboración se cumplieron las normas
básicas de higiene [35].
bc
abc
ab
a
1
7
14
Días
21
c
bc
28
4. CONCLUSIONES
35
Figura 2. Sinéresis de yogur durante el almacenamiento
Grados Dornic (ºD)
100,0
95,0
90,0
85,0
80,0
Análisis microbiológico.
b
a
a
a
1
7
14
b
ab
En este estudio se ha demostrado que leche proveniente de
Loja o Zamora Chinchipe son adecuadas para producir yogur
bajo en calorías y no afectan sus características
fisicoquímicas y sensoriales. Al mismo tiempo, una mayor
proporción de sólidos totales en la formulación presentó
yogures con menor sinéresis, mayor acidez y viscosidad,
pero con un mayor aporte energético por porción y
negativamente afectada la viscosidad percibida en la boca. La
sucralosa fue el edulcorante que mejoró las características
sensoriales del yogur, sobre todo en lo relacionado con el
atributo dulzor. Así mismo, el producto presenta una
estabilidad normal almacenado en condiciones de
refrigeración a 4 ºC.
AGRADECIMIENTO
Los autores agradecen a ECOLAC Cía. Ltda. (Ecuador) por
el aporte financiero y la provisión de la materia prima.
75,0
Días
21
28
35
Figura 3. Acidez titulable de yogur durante almacenamiento
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Evaluación de las Características Físico-Químicas, Microbiológicas y Sensoriales de un Yogur Elaborado con Sucralosa y Estevia
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Atención Farmacéutica en el Fomento del Desayuno Saludable desde la Oficina de Farmacia
_______________________________________________________________________________________________________________________________
Atención Farmacéutica en el Fomento del Desayuno Saludable
desde la Oficina de Farmacia
Morales F.*; Marín F.; Morales L.; Morales I.; Marín L.; Gastelurrutia M.

*Universidad Nacional del Chimborazo, Riobamba Ecuador
e-mail: *[email protected]; [email protected]; [email protected]; [email protected];
[email protected]; [email protected]
Resumen: Se considera Desayuno Saludable aquél que contiene una ración equilibrada de todos los nutrientes,
tanto de forma cualitativa como cuantitativa. Pese a que debería proporcionar entre el 20-25 % del aporte diario,
suele ser la ingesta que con mayor frecuencia es insuficiente o nula. En este trabajo se presenta un estudio de los
hábitos alimentarios de escolares, así como una intervención educativa teórica y práctica dentro del programa de
Educación para la Salud en Atención Farmacéutica. Los resultados muestran que sólo el 36.6 % de los alumnos
encuestados realiza un desayuno completo. La actividad educativa teórico-práctica consigue introducir cambios en
los hábitos del desayuno y en las opiniones de los escolares intervenidos.
Palabras clave: Atención Farmacéutica, Desayuno Saludable, Educación para la Salud, Escolares, Intervención.
Abstract: A Healthy Breakfast is the one that includes a balanced portion of every nutrient qualitatively and
quantitatively. Although it should supply the 20-25 %calories of the day, it is usually insufficient or even absent. In
this paper, we study the food habits of schoolchildren and we also participate in a health educational intervention of
a Pharmaceutical Care Program with them. Only the 36.6 % of students have a healthy breakfast every day. The
health education achieves favorable changes in the behavior and opinions of the schoolchildren participating.
Keywords: Pharmaceutical Care, Healthy Breakfast, Health Education, Schoolchildren, Intervention
1. INTRODUCCIÓN
La Educación para la Salud comprende las oportunidades de
aprendizaje conscientemente destinadas a mejorar la
alfabetización sanitaria. Esto incluye la mejora del
conocimiento de la población y el desarrollo de habilidades
personales que conduzcan a la mejora de la salud. Supone,
por tanto, una función importante de los profesionales
sanitarios, sociales y de la educación. Asimismo, constituye
una pieza fundamental en el proceso asistencial, que incluye
Prevención, Tratamiento y Rehabilitación [1].
La alimentación durante la edad pediátrica tiene una gran
transcendencia en la proyección de la calidad de vida del
adulto, ya que una alimentación inadecuada por si sola puede
ser un factor de riesgo [2]. Dentro de ésta, el desayuno es la
comida más importante para el desarrollo físico e intelectual
de los niños [3]. El desayuno debería proporcionar el 2025 % del aporte energético diario, sin embargo, suele ser la
ingesta que con mayor frecuencia es insuficiente o nula [4].
Un desayuno puede incluir toda clase de alimentos, aunque la
cultura alimentaria de una población marca las costumbres y
selecciona las propias de esa hora de la mañana [2]. Se
considera Desayuno Saludable aquél que contiene una ración
equilibrada de todos los nutrientes, tanto de forma cualitativa
como cuantitativa [5]. Puede ser muy diverso, pero debe
asegurar la ingesta de alimentos energéticos: hidratos de
carbono y lípidos, estructurales: proteínas, y protectores:
vitaminas y minerales. Se aconseja preferentemente la tríada
formada por lácteos, cereales y frutas o zumos de fruta fresca,
que se pueden complementar con otros alimentos proteicos
como huevos, jamón, etc., hasta llegar al 20-25 % de las
necesidades energéticas diarias [6].
Según la Organización Mundial de la Salud (OMS), la
adolescencia comprende desde los 10 a los 19 años de edad,
separando un primer periodo de preadolescencia (10-14 años
de edad), que resulta ser una etapa crucial para el crecimiento
de los niños [7]. Un desayuno bien equilibrado permite evitar
los fallos energéticos que describen los profesores a lo largo
de la mañana escolar. Un niño con déficit en el desayuno
disminuye su atención y se dispersa. La falta de alimentación
puede provocar cansancio, dolor de cabeza, desgana y
somnolencia, con lo que disminuye el rendimiento intelectual
[4].
La Educación para la Salud constituye una herramienta
básica en la mejora sanitaria de las personas. El entorno
escolar constituye un escenario muy importante durante la
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*Morales F.; Marín F.; Morales L.; Morales I.; Marín L.; Gastelurrutia M.
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edad infantil para dicha Educación [8]. En las últimas
décadas se han acumulado experiencias sobre la importancia
que tiene una buena alimentación, especialmente durante las
primeras etapas de la vida [9]. Por ello, en este trabajo se
presenta un estudio de los hábitos en la alimentación de
escolares de 11 a 13 años de edad, así como una intervención
educativa teórica y práctica dentro del programa de
Educación para la Salud.
El objetivo del estudio es conocer el patrón de desayuno de
los escolares de Quinto y Sexto Curso de Educación Primaria
(11-13 años de edad), así como los factores que influyen en
su conducta alimentaria y fomentar el Desayuno Saludable
para adecuar su dieta.
2. METODOLOGÍA
bollos, mermelada, pan, bizcocho, huevo, galletas y
embutidos. El grupo C está formado por las frutas, tanto en
piezas como en zumos naturales. La información de esta
variable dependiente se obtiene a través de la entrevista
mediante cuestionario.
Las variables independientes que se han estudiado en función
del Desayuno Saludable son: sexo, influencia del fin de
semana, patrón socio-familiar, postura corporal, horario,
patrón alimentario durante recreo, madre trabajadores,
convivencia con abuelos y frecuencia de desayuno con
abuelos.
Además se evaluaron las siguientes variables durante el
segundo cuestionario tras la intervención educativa:
actividades realizadas, cambios en hábitos y conocimientos
teóricos adquiridos.
2.1 Diseño del Estudio
2.6 Método
De tipo transversal, descriptivo y observacional. Se utiliza un
cuestionario previamente publicado [10] y adaptado al
estudio que incluye preguntas tanto abiertas como cerradas,
permitiendo así un análisis cuantitativo y cualitativo de los
resultados.
2.2 Características Sociodemográficas
Se estudian los escolares de un Municipio de Murcia situado
a 18 Km de distancia de la capital. Este Municipio cuenta con
una población de aproximadamente 9000 habitantes, que se
ha visto incrementada en los últimos años por población de
inmigrantes procedentes en su mayoría de países
hispanoamericanos y de la antigua Unión Soviética,
población que se encuentra en general bien integrada con la
población autóctona.
2.3 Población de Estudio
Escolares matriculados de Quinto y Sexto Curso de
Educación Primaria en un Municipio de la Región de Murcia
(11 -13 años de edad, 123 alumnos matriculados), previa
visita y autorización por escrito.
Se recogen los datos sobre hábitos de consumo en el
desayuno tanto a los escolares a través de cuestionarios [10]
que se hicieron un día sin previo aviso en el colegio, como a
sus padres a través de una carta con información del
programa y citación para una reunión para impartir
Educación Sanitaria relacionada con el tema. También se citó
a los abuelos para el mismo objetivo.
La Educación Sanitaria dirigida a escolares se realizó en el
Colegio y dentro del horario escolar. La Educación Sanitaria
dirigida a padres y abuelos también se realizó en el Colegio,
pero en horario accesible para los padres trabajadores,
coincidiendo con el fin de la jornada laboral.
Se realizó un “Taller de Preparación al Desayuno Saludable”
donde se citó a los escolares, padres y abuelos con el fin de
elaborar recetas tradicionales de productos típicos de la
Región de Murcia. En esta actividad colaboraron los
escolares conjuntamente con los padres y abuelos que
pudieron acudir. Al día siguiente, se llevó a cabo la actividad
de “El día del Desayuno Saludable”, donde los escolares
desayunaron en el colegio, junto con los padres y abuelos que
pudieron asistir.
2.4 Confidencialidad de los Datos
Solamente se hacen públicos los resultados de forma global.
Con anterioridad al estudio, se solicita el consentimiento
informado del Centro Educativo, padres y escolares incluidos
en el estudio tras haberles informado de la finalidad,
contenido de las encuestas y protocolo a seguir.
2.5 Definición de Variables
Las variables necesarias para el estudio deben contener
información relativa a la variedad y composición de los
alimentos (variable dependiente). Dicha variable dependiente
hace referencia al Desayuno Saludable, que es aquél que
contiene alimentos de los grupos A, B y C. El grupo A
incluye alimentos de tipo lácteo: queso, yogurt, leche entera,
semidesnatada y desnatada. El grupo B incluye cereales,
La Intervención Sanitaria se evaluó a través de un
cuestionario, cumplimentado 1 mes después de la actividad.
2.7 Criterios de Inclusión y Exclusión
Criterios de Inclusión: Estar matriculados en el Centro
Educativo en los niveles de Quinto y Sexto Curso de
Educación Primaria.
Criterios de Exclusión: No acudir a clase el día del trabajo de
campo y/o no mostrarse dispuesto a colaborar respondiendo
el cuestionario.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Atención Farmacéutica en el Fomento del Desayuno Saludable desde la Oficina de Farmacia
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2.8 Análisis Estadístico
en el desarrollo de los hábitos saludables, el hecho de
disfrutar de la compañía familiar en el acto de comer.
Se han utilizado los programas Excel y SPSS para el cálculo
de frecuencias simples y tablas de contingencia.
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
Un 90.2 % de los niños encuestados afirma consumir
alimentos del Grupo A, siendo la leche (87.8 %) el preferido
por la mayoría de ellos. Los varones (95.7 %) se declaran
consumidores más habituales de alimentos del Grupo A que
las niñas (77.8 %), siendo un dato significativo ya que casi
dos de cada diez niñas (16.7 %) encuestadas afirma no
desayunar leche.
Con respecto a los alimentos del Grupo B, se observa que un
70.7 % de los encuestados consume este tipo de alimentos,
cifra superior a la obtenida en anteriores estudios [2, 11].
Este alto porcentaje de alimentos del grupo B permite afirmar
que el desayuno de los escolares se aproxima a un desayuno
adecuado, ya que la leche y los alimentos del grupo B se
complementan con sus aminoácidos esenciales, obteniéndose
proteínas de mayor valor biológico. No obstante, sería
deseable que el porcentaje de encuestados que no consume
alimentos del grupo B (29.3 %) fuese menor.
Los alimentos del Grupo C fueron consumidos por el 46.3 %
de los encuestados, a expensas de los zumos naturales
(36.6 %) y de las piezas de fruta (9.8%). Estos porcentajes,
aunque sean insuficientes, son superiores a los obtenidos en
otros trabajos anteriores [3, 6], lo que resulta esperanzador ya
que la inclusión de fruta y zumos en el desayuno es
fundamental para el aporte de vitaminas, antioxidantes y
fibras, ayudando a prevenir diversos problemas de Salud. Se
podría considerar que el hecho de que el Colegio se encuentre
ubicado en un Municipio de la huerta murciana influya en el
saludable hábito del consumo de fruta.
Sin embargo, sólo el 36.6 % de los alumnos encuestados
realiza un “desayuno completo” (Fig. 1), entendiendo como
tal, aquél que incluye alimentos de los grupos A, B y C. Cabe
destacar que aunque el dato es bajo, resulta bastante superior
al que presentan otros estudios, como el denominado enKid
[12].
El 73.2 % de los encuestados responde desayunar más
cantidad los fines de semana, lo que puede atribuirse a una
mayor disponibilidad de tiempo. Este porcentaje es superior
al encontrado en otros estudios, cuyos autores observan una
correlación directa entre el número de alimentos consumidos
y el tiempo empleado en desayunar [13].
Al analizar cómo influye el desayuno en familia en los
hábitos de consumo, se observa que el 63.4 % de los
escolares desayuna habitualmente en soledad, mientras que se
destaca que el 40 % de los niños que desayunan en familia
realizan un desayuno completo. Estos resultados ayudan a
remarcar la importancia que tiene para los preadolescentes,
Figura 1. Alimentos consumidos durante el desayuno en los escolares.
Significación de la χ2: (**): p <0.05; (***) p <0.01.
Además, se encuentra que el 22 % de los alumnos declara
desayunar de pie, mientras que el 39 % que desayuna sentado
realiza un desayuno completo. Este hecho confirma que la
falta de tiempo para desayunar va en detrimento de los
hábitos saludables.
En cuanto a la hora del desayuno y el tiempo dedicado al
mismo, un 9.7 % de los estudiantes desayunan después de las
8.30 am (el Colegio comienza a las 9.00 am), no teniendo el
tiempo necesario para un desayuno tranquilo y saludable.
Aproximadamente la mitad de los encuestados (53.7 %)
respondieron que su madre trabajaba fuera de casa de forma
remunerada. Cabe mencionar que el 40.9% de los escolares
con madre trabajadora consume un desayuno completo.
Al analizar los cambios experimentados en los desayunos de
los escolares tras la intervención educativa (Fig. 2), se
aprecia que el 50 % han introducido en su dieta algún
alimento del grupo B. El 25 % declara haber introducido
alimentos de los grupos A y B, y el 17 % alimentos de los
grupos B y C.
Cuando se investiga sus pensamientos acerca de la
conveniencia de desayunar equilibradamente mediante
preguntas abiertas, una amplia mayoría (63.6 %) responde
obtener así un mayor rendimiento escolar (Tabla 1).
También se examinaron los aspectos positivos que los
alumnos destacaban de la intervención educativa práctica “El
día del Desayuno Saludable”, en la que se destaca que la
mayoría (44 %) resaltan el placer derivado de desayunar
acompañado por sus padres, abuelos y resto de compañeros.
El 16 % respondió sentirse satisfechos por un desayuno
variado y equilibrado. Al 14 % le gusto poder tomar los
dulces tradicionales murcianos. Un 10 % destacó como
aspecto positivo el poder desayunar tranquilos y sin prisas. El
tomar fruta fue resaltado como aspecto satisfactorio por
un 9 % y un 7 % respondió que sencillamente le había
gustado todo.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
28
*Morales F.; Marín F.; Morales L.; Morales I.; Marín L.; Gastelurrutia M.
_______________________________________________________________________________________________________________________________
REFERENCIAS
[1]
[2]
[3]
Figura 2. Alimentos añadidos a la dieta tras la intervención educativa.
Tabla 1. Por qué piensan los escolares que el desayuno saludable es
conveniente.
Conveniencia de Desayunar Adecuadamente
%
Mayor Rendimiento Escolar
63.6
Cuidado de Nuestra Salud
15.9
Dieta Equilibrada
13.6
Otras
6.9
[4]
[5]
[6]
Por último se investigó si los alumnos habían aprendido algo
nuevo tras la intervención (Fig. 3). El 38 % de los escolares
responde haber aprendido la importancia de desayunar bien,
entendiendo el desayuno como la comida más importante del
día. Un 29 % declara haber descubierto que en la
composición del desayuno hay una importante variedad de
alimentos y el 22 % ha comprendido la importancia de tomar
fruta en el desayuno.
[7]
[8]
[9]
[10]
[11]
[12]
[13]
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4. CONCLUSIONES
Del estudio realizado se derivan las siguientes conclusiones:
El desayuno de los escolares de Quinto y Sexto Curso de
Educación Primaria presenta desequilibrios cuantitativos y
cualitativos.
Existe una relación directamente proporcional entre el
consumo de un Desayuno Saludable y el tiempo dedicado a
su ingesta, su consumo en familia, y el hecho de que la madre
trabaje de forma remunerada fuera del hogar.
La Educación para la Salud mediante intervención educativa
teórica y práctica favorece los cambios positivos en el patrón
de desayuno de estos escolares.
Es del todo justificado invertir esfuerzos potenciando la
Educación para la Salud en los Centros Educativos.
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29
Cuantificación de Ca, Mg, K, Na y Mn en Subproductos de Cítricos procedentes de Ecuador
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Cuantificación de Ca, Mg, K, Na y Mn en Subproductos de Cítricos
procedentes de Ecuador
Martínez S.*; Figueroa J. **
*Universidad Técnica Particular de Loja, Carrera de Ingeniería en Alimentos, Loja, Ecuador
e-mail: [email protected]
**Universidad Técnica Particular de Loja, Sección de Ciencias y Tecnología de Alimentos, Loja, Ecuador
e-mail: [email protected]
Resumen: Los subproductos de cítricos son fuentes importantes de nutrientes y componentes bioactivos; siendo
estas características las que promueven su uso para el enriquecimiento de alimentos procesados. El objetivo de este
trabajo fue cuantificar el contenido de calcio (Ca), magnesio (Mg), potasio (K), sodio (Na) y manganeso (Mn) en
subproductos frescos de naranja, mandarina y limón; mediante espectrofotometría de absorción atómica. En la
naranja se presentó el mayor contenido de Ca y Mg (970.83 ± 118.07 mg/100 g y 115.58 ± 15.97 mg/100 g,
respectivamente), mientras que se encontró mayor concentración de K en naranja y mandarina (916.84 ± 15.90
mg/100 g y 1081.99 ± 56.50 mg/100 g, respectivamente). En el limón se evidenció el mayor contenido de Na (41.56
± 3.80 mg/100 g) y únicamente en la naranja se encontró Mn comprendido entre 0.30 ± 0.04 mg/100 g y 0.68 ± 0.10
mg/100 g. El lugar de cultivo tuvo efecto sobre la concentración de minerales.
Palabras clave: Subproductos de cítricos, minerales, compuestos bioactivos.
Abstract: Citrus by-products are important sources of nutrients and bioactive compounds that is the reason why
these by-products could be used to enrich processed food. The aim of this investigation was quantify the
concentration of calcium (Ca), magnesium (Mg), potassium (K), sodium (Na) and manganese (Mn) in fresh byproducts of orange, mandarin and lemon; using an atomic absorption spectrophotometer. The orange showed the
highest content of Ca and Mg (970.83 ± 118.07 mg/100 g and 115.58 ± 15.97 mg/100 g, respectively), while the K
concentration was higher in orange and mandarin (916.84 ±15.90 mg/100 g and 1081.99 ± 56.50 mg/100 g,
respectively). The lemon evidenced the highest content of Na (41.56 ± 3.80 mg/100 g) and only in the orange was
founded Mn in a range between 0.30 ± 0.04 mg/100 g and 0.68 ± 0.10 mg/100 g. The concentration of mineral
depends for the place.
Keywords: Citrus by-products, minerals, bioactive compounds.
_____________________________________________________________________________________________
1. INTRODUCCIÓN
compuestos valiosos que proceden de desechos del
procesamiento de alimentos [6].
Durante el proceso de elaboración de jugos de cítricos, se
genera una alta cantidad de subproductos [1]; considerando
que aproximadamente el 60 % del peso del fruto corresponde
a piel, semillas y pulpa, se producen aproximadamente 20
millones de toneladas de subproductos a nivel mundial por
año [2]. La eliminación de residuos constituye un problema
cada vez mayor en la industria y una posible fuente de
contaminación del medio ambiente; estos al ser materia
vegetal son propensos a deterioro microbiano; además, los
costos de secado, almacenamiento y transporte son limitantes
económicos [3, 4], por lo que hasta hace poco su uso se
limitaba para alimentación de animales, producción de
pectinas y combustibles [5]. En los últimos años se han
desarrollado métodos para el manejo y tratamiento de
subproductos; recuperando, biotransformando y utilizando
Investigaciones previas indican que los subproductos de
cítricos contienen cantidades importantes de azúcares
solubles, fibra, ácidos orgánicos, aminoácidos, aceites
esenciales, flavonoides, compuestos fenólicos, vitaminas y
algunos minerales esenciales en la dieta humana [2, 5, 7],
convirtiéndolos en fuentes promisorias de componentes que
pueden ser reutilizados en la elaboración de alimentos por sus
valiosas propiedades tecnológicas y nutricionales [8]; además
proveen sustancias químicas y materiales de alto interés para
la industria química, textil, cosmética moderna y
farmacéutica [9].
Actualmente se están desarrollando investigaciones del uso
de subproductos para la obtención de aceites esenciales,
limoneno, terpenos, líquidos aromáticos, pellets de pulpa de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
30
Martínez S.*; Figueroa J.*
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cítricos, etanol, sabores y fragancias, sustancias para la
industria de pinturas y cosméticos y suplementos de
alimentación animal [10]. Entre los beneficios de los
subproductos de cítricos, encontramos que estos tienen mayor
calidad que otras fuentes de extracción de fibra dietaria,
debido a la presencia de compuestos como flavonoides,
vitamina C y minerales; es por eso que se ha desarrollado
investigaciones para la aplicación de estos subproductos en la
producción de fibra dietaria que puede ser utilizada en la
formulación de productos de panadería, lácteos y cárnicos,
dándoles un valor agregado no solo por sus beneficios en
cuanto a minerales, vitamina C y compuestos antioxidantes,
sino también por sus propiedades tecnológicas, funcionales,
nutricionales y su efecto benéfico sobre la salud [11].
Los minerales son fundamentales para regular procesos
fisiológicos en los seres humanos; más de un tercio de todas
las proteínas humanas requieren iones metálicos para su
funcionamiento, la carencia de éstos puede representar un
impacto significativo en la salud humana [13]. El Ca, P, Mg,
S, K y Na son minerales esenciales requeridos por el hombre
en cantidades superiores a 100 mg por día y constituyen 1 %
o menos del peso corporal [14].
Los minerales como Zn, Fe, Si, Mn, Cu, I y Cr, que
representan menos del 0,01 % del peso corporal y su
consumo es menor a 100 mg por día son llamados
oligoelementos [14]. Además el Ca, Zn y Mg son elementos
que contribuyen en procesos enzimáticos que representan una
parte integral de la estructura del sistema de auto reparación
del ADN, específicamente, el Ca es necesario para la
segregación de cromosomas, el Zn es requerido para la
síntesis y reparación de ADN y el Mg para la síntesis de
ADN y la segregación cromosómica [17]. El Ca y Mg como
minerales esenciales para la nutrición humana tienen un valor
diario recomendado establecido.
Para adultos la ingesta recomendada es 800 mg de Ca/día,
para mujeres embarazadas y lactantes 1200 mg de Ca/día y
para niños 60 mg de Ca/kg de peso corporal. De Mg se
recomienda 300 mg/día para mujeres, 350 mg/día para
hombres, 150 mg/día para mujeres embarazadas y que se
encuentren en periodo de lactancia y 50 mg/día para infantes
[15, 16, 18]. Para prevenir la carencia de micronutrientes
existen alimentos enriquecidos con minerales como el Ca,
Mg, K, Na y Mn, estos cuatro últimos poseen un rol
importante en el proceso de asimilación del Ca [15, 16].
Muchas frutas y verduras tienen en su composición minerales
y compuestos fenólicos, que desempeñan un papel importante
en su valor nutritivo [12]. El contenido de minerales en
frutos cítricos y sus subproductos han sido reportados por
algunas investigaciones [3, 4, 5, 11], sin embargo, no se han
encontrado estudios sobre la concentración de minerales en
subproductos de cítricos de origen ecuatoriano. Por ello, el
objetivo de este estudio fue cuantificar el contenido de
minerales en subproductos de limón, naranja y mandarina
procedentes de distintas regiones del Ecuador, con el interés
de potenciar su uso para el enriquecimiento de alimentos.
2. METODOLOGÍA
2.1 Materia Prima
Los subproductos (albedo, flavedo y pulpa agotada) fueron
obtenidos del proceso de extracción de jugos de naranja
(Citrus sinensis var. Criolla), mandarina (Citrus nobilis var.
King) y limón (Citrus aurantifolia var. Sutil).
La materia prima procedente de cultivos ecuatorianos, en el
caso de la naranja de Quinsaloma Playa, Quinsaloma Cerro y
Quevedo pertenecientes a la provincia de Los Ríos; la
mandarina de Quinsaloma, Quevedo y Chone, esta última
pertenece a la provincia de Manabí y el limón de La Vega,
Boquerón y Catamayo de la provincia de Loja.
2.2 Cuantificación de Minerales
Las muestras fueron preparadas siguiendo el método AOAC
970.39; cada muestra fue incinerada a una temperatura de
500ºC, las cenizas obtenidas fueron tratadas con una solución
ácido clorhídrico: agua (1:9). Para producir digestión de la
muestra y disolver todos los sólidos presentes [19].
Se utilizó los métodos oficiales de la AOAC 929.07, 931.10,
965.30, 966.16 y 931.09 para cuantificar Ca, Mg, K, Na y
Mn, respectivamente [19]. Los análisis se realizaron
empleando el espectrofotómetro de Absorción Atómica
(marca Perkin Elmer ®, modelo AAnalyst 400).
Las curvas de calibración se prepararon utilizando estándares
certificados de la casa comercial MERCK.
2.3 Análisis Estadístico
Los datos fueron expresados como medias ± desviación
estándar de tres réplicas. Con la finalidad de determinar las
diferencias entre las medias se aplicó un Análisis de Varianza
(ANOVA) y prueba de Tukey. Se consideró p < 0,05 como
estadísticamente significativo. Se utilizó el paquete
estadístico Minitab® Statistical Software, versión 16
(Minitab Inc., State College, PA, USA).
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
Se cuantificó cinco minerales, de los cuales cuatro son
esenciales (Ca, K, Mg, Na) y uno es oligoelemento (Mn). En
el estudio se comparó los subproductos de cítricos
procedentes de diferentes regiones de Ecuador, por ello es
importante mencionar que la composición química de las
frutas varía en función al tipo de suelo, condiciones del
tiempo durante el cultivo, fertilización aplicada, estado de
madurez en la cosecha, fracción de la fruta y su
variedad [5, 20].
El contenido de Ca en los subproductos estuvo comprendido
entre 457.85 ± 76.68 mg/100 g y 541.35 ± 33.97 mg/100 g
para el limón, 362.20 ± 38.73 mg/100 g y 531.93 ± 23.80
mg/100 g en mandarina y de 656.49 ± 51.54 mg/100 g a
970.83 ± 118.07 mg/100 g en naranja. Al comparar la
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
31
Cuantificación de Ca, Mg, K, Na y Mn en Subproductos de Cítricos procedentes de Ecuador
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concentración de Ca, se encontró que el subproducto de
naranja procedente de Quinsaloma Playa tuvo el mayor
contenido (970.83 ± 118.07 mg/100 g), por lo que se puede
considerar como “fuente de Calcio” para adultos. Mientras
que el contenido de Ca de las muestras de naranja
procedentes de Quinsaloma Cerro y Quevedo no presentaron
diferencia significativa (Ver Fig. 1). El menor contenido de
Ca se encontró en la mandarina de Chone y Quevedo; por lo
que se puede considerar que el ácido cítrico presente en estas
frutas actúa como agente quelante, aumentando la absorción
de Ca [5].
Los subproductos estudiados presentaron un mayor contenido
de Ca que fuentes tradicionales de este mineral como la leche
(124 mg/100 g) [15], espinaca (90 mg/100 g), garbanzo (145
mg/100 g) [21], y que el jugo de naranja (90 mg/100 g) [20].
Se encontró que los subproductos de naranja procedentes de
Quinsaloma Playa y Quinsaloma Cerro tuvieron el mayor
contenido de éste mineral y no existe una diferencia
significativa entre ellos (115.58 ± 16 mg/100 g y 105.73 ± 14
mg/100 g, respectivamente), considerándolos como “fuente
de Magnesio”, debido a que una poción de 100 g aportaría el
40 % del valor requerido en la dieta humana.
El contenido de Mg en limón y naranja es mayor al de
verduras como la espinaca (54 mg/100 g) pero menor al
contenido en frutos secos como almendra (258 mg/100 g) y
legumbres como garbanzo (160 mg/100 g) [21]. Según [20]
el contenido de Mg en el jugo de naranja es 90 mg/100 g, así
que la concentración es mayor en los subproductos.
140
1200
1000
Limón
Mandarina
Naranja
A
Limón
Mandarina
Naranja
A
120
A
100
B
800
BC
CD
600
DE
80
B
DE CDE
B
60
B
B
BC
DE
E
400
40
C
C
20
200
0
0
Figura 1. Contenido de Ca en subproductos de limón, mandarina y naranja
(mg/100 g). Valores marcados con diferentes letras tienen diferencia
significativa (p < 0.05).
El Mg está presente en las mitocondrias y es esencial para la
función de enzimas relacionadas con la transferencia de
grupos fosfato, todas las reacciones que requieren ATP y
cada paso relacionado con la replicación y transcripción del
ADN [5, 22]. Los subproductos de limón mostraron un
contenido de Mg comprendido entre 58.58 ± 0.25 mg/100 g y
62.08 ± 1.51 mg/100 g, los de naranja entre 55.48 ± 4.45
mg/100 g y 115.58 ± 15.97 mg/100 g y los provenientes de
mandarina tuvieron el menor contenido entre 26.32 ± 2.15
mg/100 g y 44.05 ± 4.38 mg/100 g.
Figura 2. Contenido de Mg en subproductos de limón, mandarina y naranja
(mg/100 g). Valores marcados con diferentes letras tienen diferencia
significativa (p < 0.05).
El menor contenido se evidenció en los subproductos de
mandarina procedentes de Quinsaloma y Chone, no hubo
diferencia significativa entre ellos (26.32 ± 2 mg/100 g y
24.21 ± 4 mg/100 g, respectivamente) (Ver Fig. 2).
El mayor contenido de K se encontró en los subproductos de
naranja (entre 598.76 ± 84.46 mg/100 g y 916.84 ± 15.90
mg/100 g) y en los de mandarina procedentes de Chone
(1081.99 ± 56.50 mg/100 g), estos presentaron una diferencia
significativa con los demás subproductos (Ver Fig. 3); en los
de limón el contenido varió entre 261.95 ± 12.45 mg/100 g y
512.31 ± 29.39 mg/100 g.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
32
Martínez S.*; Figueroa J.*
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Todos los subproductos tuvieron mayor contenido de K que
la leche (150 mg/100 g), en el limón y mandarina el
contenido es menor contenido en relación a las almendras
(860 mg/100 g) y garbanzo (797 mg/100 g) [21]. Según [4] el
contenido de K en la piel de (albedo y flavedo) de mandarina
es 6.41 ± 0.02 mg/100 g, es decir, que la mayor
concentración de K se encuentra en la pulpa de la mandarina.
1200
1000
± 14.00 µg/100 g. De acuerdo a las recomendaciones de Mn
para la dieta humana, los subproductos de naranja pueden ser
considerados “fuentes de Manganeso”. En los subproductos
de limón y mandarina no se encontró Mn.
80
70
A
Limón
Mandarina
Naranja
B
800
C
CD
C
B
40
BC
BCD
30
CD
CDE
DE
400
A
60
B
50
600
Limón
Mandarina
Naranja
DEF
20
EF
F
10
200
EF
F
0
0
Figura 4. Contenido de Na en subproductos de limón, naranja y mandarina
(mg/100 g). Valores marcados con diferentes letras tienen diferencia
significativa (p < 0.05).
Figura 3. Contenido de K en subproductos de limón, naranja y mandarina
(mg/100 g). Valores marcados con diferentes letras tienen diferencia
significativa (p < 0.05).
La relación entre K y Na presente en los cítricos juega un
papel importante en el equilibrio de los electrolitos de las
células del cuerpo humano. Los subproductos de limón
poseen un contenido de Na comprendido entre 20.08 ± 2.55
mg/100 g y 41.56 ± 3.80 mg/100 g, en mandarina el
contenido estuvo comprendido entre 5.46 ± 1.67 mg/100 g y
57.68 ± 11.02 mg/100 g y en naranja entre 16.98 ± 4.83
mg/100 g y 36.16 ± 3.05 mg/100 g. El mayor contenido de
Na estuvo en los subproductos de mandarina procedentes de
Quevedo, mostrando diferencia significativa con Quinsaloma
y Quevedo, en los subproductos de limón y naranja se
evidencia una diferencia significativa entre todos los lugares
de procedencia (Ver Fig. 4).
Algunos oligoelementos son componentes de enzimas
antioxidantes, entre ellos el Mn [5]. Según [20] el contenido
de este mineral en jugo de naranja es 0.30 mg/100 g,
mientras que en los subproductos se evidenció un mayor
contenido comprendido entre 0.30 ± 0.04 mg/100 g y 0.68 ±
0.10 mg/100 g, similar al determinado por [5] que es 339.50
Entre los elementos medidos el que tiene mayor presencia en
los subproductos de cítricos es el Ca, seguido de K y Mg.
Además el albedo, flavedo y pulpa agotada tuvieron mayor
contenido que fuentes tradicionales [9]. De manera general el
contenido de minerales fue mayor en los subproductos de
naranja, seguidos por mandarina y limón.
Como fue mencionado el sitio de procedencia de la fruta, el
tipo de suelo, condiciones del tiempo durante el cultivo,
fertilización aplicada, estado de madurez en la cosecha y
otros factores influyen en la composición química de las
frutas, por lo que se puede atribuir a estas condiciones, las
diferencias encontradas en la concentración de minerales de
los subproductos estudiados, los subproductos procedentes de
la provincia de Los Ríos poseen el mayor contenido de
minerales.
4. CONCLUSIONES
Los subproductos de naranja, mandarina y limón procedentes
de distintas provincias del Ecuador son fuentes considerables
de minerales esenciales como Ca, Mg, K y Na, y pueden ser
aprovechados en la industria para fortificar alimentos y
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
33
Cuantificación de Ca, Mg, K, Na y Mn en Subproductos de Cítricos procedentes de Ecuador
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bebidas, considerando que no sólo aportan cantidades
importantes de minerales sino también otros componentes de
interés (flavonoides, vitamina C, fibra, azúcares solubles,
compuestos fenólicos, ácidos orgánicos, aminoácidos, entre
otros). Debido a sus valiosas propiedades, en la actualidad,
también están siendo aprovechados en la industria química,
cosmética, farmacéutica, otras.
Únicamente los subproductos de naranja presentaron
contenido destacable de Mn, su concentración de minerales
fue mayor a la de los de mandarina y limón. El lugar de
cultivo tuvo efecto sobre la concentración de minerales.
REFERENCIAS
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el Retorno, Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora Chinchipe Ecuador
34
______________________________________________________________________________________________________
Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el
Retorno, Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora
Chinchipe – Ecuador
Fernández J. *; Tarazona G.**
* Universidad Técnica Particular de Loja, Titulación de Ingeniería en Industrias Agropecuarias, Loja, Ecuador
e-mail: [email protected]
** Universidad Nacional Agraria la Molina, Escuela de Post Grado, Lima, Perú
e-mail: [email protected]
Resumen: Se evaluó los efectos del mestizaje, ciclo de lactación y suplementos alimenticios en la composición de la leche de
vacas del sector El Retorno, las cuales mantenían similares condiciones de manejo y alimentación basada en pasto gramalote
(Axonopus scoparius). De acuerdo al mestizaje de las vacas, se agruparon en mínimo mestizaje (criollas), bajo mestizaje y
mediano mestizaje con la raza Holstein. Los ciclos de lactación se establecieron hasta 3 meses, desde 4 hasta 6, y mayores a 6
meses. Los suplementos alimenticios consistieron en sal, sal y melaza, y el grupo sal y balanceado. Los análisis de la leche se
realizaron mediante un equipo Lactoscanmarca Milkotronic, se determinó el contenido de grasa, proteína y sólidos totales. Los
resultados obtenidos indican, que las tres variables influyen en la composición de la leche (p<0.05). El contenido de grasa de la
leche proveniente de vacas de mediano mestizaje (4.30 %) fue significativamente mayor que la de vacas criollas (3.63 %), sin
mantener diferencia significativa con las de bajo mestizaje (3.99 %), entre las vacas criollas y de bajo mestizaje no existió
diferencia significativa en el porcentaje de proteína de la leche (3.07 % y 3.01 % respectivamente), la leche proveniente de
vacas de mediano mestizaje obtuvo el menor contenido de proteína (2.89 %). La leche de vacas mayores a seis meses presento
el mayor porcentaje de grasa (4.35 %) y mayor contenido de sólidos totales (11.60 %). La leche de vacas alimentadas con sal y
melaza contenía un mayor porcentaje de grasa (4.42 %) y sólidos totales (11.90 %). Se concluye que el mestizaje, ciclo de
lactación y suplementos alimenticios, influyen en la composición de la leche del hato ganadero del sector El Retorno.
Palabras clave: Mestizaje, ciclo de lactación, suplementos alimenticios, grasa, proteína, sólidos totales.
Abstract: The effects of crossbred, lactation cycle and food supplements were evaluated in the composition of milk from the
cows that belong to El Retorno sector, which had similar handling and feeding conditions from gramalote grass (Axonopus
scoparius). According to the crossbreeding of cows, they were classified as creole, crossbred low and crossbred medium. The
lactation cycles were established from 0 to 3 months, from 4 to 6 and higher than 6 months. The food supplements consisted of
salt, salt and molasses, and the salt and feed. The milk analyses were done through an ultrasonic milk analyzer
(LACTOSCAN) Milcotronic brand, the content of milk fat, protein and total solids were determined. The results obtained
showed that the three variables influence in the composition of milk (p<0.05). The fat content of the milk that comes from
crossbreeding medium cows (4.30 %) was significantly higher than the creole cows (3.63 %); between the creole cows and the
ones of crossbreeding low, there was not a significant difference in the percentage of milk protein (3.07 % and 3.01 %
respectively); milk that comes from crossbreeding medium cows showed the lowest content of protein (2.89 %). The milk of
cows older than six months presented the highest percentage of fat (4.35 %) and the highest of total solids content (11.60 %).
The milk of cows fed with salt and molasses had a high percentage of fat (4.42 %) and total solids (11.90 %). It is concluded
that crossbreeding, lactation cycle and food supplements influence the composition of milk from the cattle of El Retorno
sector.
Keywords: Crossbreed, lactation cycle, food supplements, milk fat, milk protein, milk solids.
1. INTRODUCCIÓN
Desde la creación de centros de acopio de leche por parte de
la planta de lácteos Ecolac de la Universidad Técnica
Particular de Loja, se ha promovido el desarrollo de la
ganadería del sector, pero hasta la actualidad no se tiene una
base de datos de la conformación de la ganadería, de la
composición individual, ni del sistema de alimentación que
aplican los ganaderos de este sector.
Por otro lado, ningún organismo estatal o privado ha
promovido el estudio y la investigación referente al
mejoramiento de la producción y calidad de la leche que se
produce en la provincia de Zamora Chinchipe, lo cual ha
dejado sin bases ni sustento para que el sector ganadero
pueda implementar nuevos cambios para el mejoramiento.
Revista Politécnica-Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Fernández J. *; Tarazona G.**
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En función de poder incentivar a quienes se dedican a la
actividad ganadera, a realizar acciones que conlleven el
mejoramiento de la composición y calidad microbiológica de
la leche, el Gobierno Nacional mediante Decreto Ministerial,
ha establecido que se incorpore la calidad como base para el
pago del litro de leche, es así que con el Acuerdo Ministerial
No. 136 del 21 de abril del 2010, se establece el sistema de
pago por calidad, el cual se basa además del aspecto
microbiológico,
en
el
contenido
bromatológico
específicamente en los parámetros de proteína y de grasa.
Es necesario poder establecer, las condiciones en las cuales
se encuentra la composición bromatológica de la leche de la
ganadería del sector El Retorno, a fin de que los proveedores
puedan acceder al pago mediante las condiciones y
parámetros establecidos en el Acuerdo Ministerial y según las
tablas de pago, a su vez, Ecolac pueda enmarcarse en el
sistema decretado por el Ministerio de Agricultura,
Ganadería, Acuacultura y Pesca.
Al instituirse el pago por calidad, el ganadero se verá
incentivado en cumplir y mejorar los estándares establecidos
a fin de poder tener un mejor ingreso económico por la leche
producida; sin embargo, el poder acceder a esto implica
realizar cambios y mejoras en el manejo ganadero en función
de superar los parámetros establecidos para los componentes
bromatológicos de grasa y proteína.
Actualmente, muchas ganaderías del sector El Retorno están
aplicando sistemas de alimentación y cruce de razas sin poder
establecer de forma fehaciente un beneficio tanto en la
cantidad de la producción, como en la calidad de la leche.
El presente trabajo se centra en el estudio sobre la
conformación, manejo alimenticio del ganado y la
composición de la leche que se produce en El Retorno. Se
pretende establecer, bajo la situación de manejo ganadero
actual del sector, la influencia de ciertos factores como
mestizaje, etapa de lactación y suplementación alimenticia en
la composición de la leche, a fin de determinar las mejores
opciones que puedan beneficiar en el mejoramiento de los
componentes principales de la leche. Se busca establecer los
mejores parámetros en el manejo ganadero que permitan
cumplir y mejorar los porcentajes de grasa, proteína y sólidos
totales, componentes primordiales para el rendimiento en la
industrialización de la leche y para el establecimiento de la
tasa de pago por calidad.
2. METODOLOGÍA
2.1 Localización
La ganadería en la que se enfoca el presente estudio
pertenece a los proveedores de Ecolac y está localizado en el
sector El Retorno, barrio de la parroquia Sabanilla, en el
cantón Zamora, de la provincia de Zamora Chinchipe,
Ecuador. La zona de estudio se extiende desde el kilómetro
35 hasta el kilómetro 50 de la carretera Loja a Zamora,
ubicada a una altura de 1680 metros sobre el nivel del mar, y
sus coordenadas son 3°57’52’’ S, 79°03’19’’ O. El clima de
la zona es en general variable, se tiene un régimen climático
templado húmedo, la pluviosidad es alta durante el año,
existiendo periodos cortos de ausencia de lluvias conocidos
como “veranillos”, las precipitaciones anuales van de 1500 a
3000 mm y su temperatura varía entre 18-22 °C, la
vegetación consiste en bosque de montaña en las partes altas,
matorrales y pastos que cubre gran parte de las pendientes
prominentes del área, el relieve orográfico es accidentado 8.
Los análisis de las muestras para determinar su composición,
se realizaron en el laboratorio de control de calidad de la
planta de lácteos Ecolac.
2.2 Materiales
- Areteador metálico marca Aret modelo (A-3)
- Aretes plásticos marca Dakota
- Agitador manual
- Frasco plásticos estériles
- Caja térmica marca Coleman
- Sal
- Lactodaily
- Lactoweekly
2.3. Equipos
- Lactoscan marca Milkotronic, fabricado en Bulgaria
modelo MCC
2.4. Levantamiento de información
Se realizó el levantamiento de la información
correspondiente a las vacas que conforman la ganadería del
sector El Retorno, las cuales presentaron similares
condiciones de manejo, el ordeño se realizado manualmente
y únicamente en la mañana; el sistema de pastoreo era directo
y rotativo; la alimentación realizada a base de Gramalote
(Axonopus scoparius) y no existía pureza de raza en especial
determinada para la ganadería, la mayoría del ganado estaba
influenciado por el cruce o tendencia de pureza hacia la raza
Holstein.
Se identificó a todas las vacas en estado de gestación, con
ayuda de un areteador metálico marca Aret modelo (A-3) se
perforó una de las orejas de cada vaca y se colocó los aretes
plásticos numerados marca Dakota con el fin de evitar
confusiones posteriores durante la toma de muestras. Luego
de la colación del arete y asignación del número, se consultó
información de cada vaca, dicha información fue confirmada
por el administrador del centro de acopio y técnico
veterinario que presta servicios a los ganaderos del sector,
entre la información se enfatizó en lo referente al nivel de
mestizaje, ciclo de lactancia y el tipo de suplementos
utilizados en la alimentación, dichos elementos conformaron
los factores de estudio y son los elementos por los cuales
fueron clasificadas las vacas. Se determinó que en total la
ganadería de estudio estaba formada por 70 vacas en estado
de lactación, con una producción promedio de 11 litros
diarios.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el Retorno, Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora Chinchipe Ecuador
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36
2.5 Recolección de muestras
2.8 Análisis estadístico
La toma de muestras se realizó basada en las metodologías
Luego del levantamiento de datos de las vacas del sector, se
procedió a establecer los niveles dentro de cada factor de
estudio, en cuanto a mestizaje se clasificó zootécnicamente
por sus características fenotípicas de los tipos de raza y el
nivel de cruzamiento que se manejaba en el sector 4, 15. Es
así que se consideró los siguientes niveles:
utilizadas en estudios anteriores 4, 24, para cada vaca se
recolecto la totalidad de la leche del ordeño de la mañana,
para la toma de la muestra de leche se realizó una agitación
previa utilizando un agitador manual durante 30 segundos a
fin de obtener homogeneidad en la muestra, luego se trasvasó
200 c.c. de la leche a recipientes plásticos estériles de cierre
hermético, los frascos fueron registrados e identificados para
cada vaca, luego de tomar las muestras se las colocó en una
caja térmica marca Coleman, la cual contenía hielo y sal
comercial (cloruro de sodio) con el objetivo de mantener las
muestras a una temperatura de 4 oC 1.
En estas condiciones, las muestras fueron trasladadas a la
ciudad de Loja por un lapso de 30 minutos para el respectivo
análisis bromatológico en el laboratorio de calidad de la
planta de lácteos Ecolac. El número de muestras analizadas
fueron 3 por cada vaca, tomadas en un lapso de 10 días a fin
de que las muestras provengan siempre del ciclo de lactación
establecido para cada vaca, se evitaba que con el paso del
tiempo formen parte de un periodo de lactación diferente al
que inicialmente fue tomada la primera muestra.
2.6 Análisis de laboratorio
En la determinación de la composición de la leche, los
análisis de grasa y proteína requeridos para el presente
estudio se realizaron por duplicado para cada muestra y
fueron obtenidos según metodología utilizada por autores
anteriores 25, 28, quienes realizaron el análisis de leche con
la utilización del equipo Lactoscan, este equipo está basado
en el principio de ultrasonido lo que permite el análisis
inmediato de los valores de todos los componentes de leche,
razón por la cual, es utilizado frecuentemente en el pago de
leche por calidad, el poco tiempo que requiere para reportar
los datos y por su tamaño, se convierte en un instrumento
ideal para el control de la leche a nivel de finca, para la
limpieza del equipo se utilizó las sustancias Lactodaily
(solución ácida de limpieza) y Lactoweekly (solución alcalina
de limpieza). Los valores de sólidos totales no son indicados
directamente por el equipo, por lo cual se los determino
sumando los porcentajes de sólidos no grasos y de grasa que
son reportados por el Lactoscan.
a) Mínimo (A): ganado local (Criollo) adaptado a la zona, sin
cruzamiento o con mínimo aporte de cruzamiento de la raza
Holstein (menor al 25 %).
b) Bajo mestizaje (B): ganado en el cual participaba la raza
Holstein en un 25 %.
c) Medio mestizaje (C): ganado con cruzamiento que incluía
un aporte del 50 % de la raza Holstein.
Para el ciclo de lactación se adoptó la clasificación realizada
por otros autores 5, la cual consistió en los siguientes
niveles:
a) Hasta 3 meses (X): 1- 90 días
b) Cuatro a 6 meses (Y): 91-180 días
c) Mayor a 6 meses (Z): desde 181 días en adelante
En cuanto a la alimentación, se clasificó en función de los
tipos de suplementos alimenticios aplicados (2 veces por
semana) en la dieta de las vacas por parte de los ganaderos
del sector, los cuales consistían en:
a) Sal (S)
b) Sal y melaza (SM)
c) Sal y balanceado (SB)
Para determinar el nivel de influencia de las variables
independientes, se analizó los resultados de grasa, proteína y
sólidos totales, aplicando un análisis de varianza (ANOVA)
unifactorial (p<0.05), luego se determinó la significancia de
las diferencias entre los niveles de cada factor mediante una
prueba Duncan, el análisis estadístico se realizó usando el
software R versión 2.15.1.14, 33.
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
2.7. Análisis de resultados
3.1 Conformación del hato ganadero
La influencia de los factores en estudio se determinó
mediante el análisis de la composición de la leche (grasa,
proteína y sólidos totales) de las 70 vacas en estado de
lactación, las cuales fueron previamente clasificadas según el
mestizaje, ciclo de lactación, y suplemento alimenticio.
Luego se determinó la influencia de éstos factores en estudio
mediante el análisis estadístico, para finalmente definir
conclusiones y recomendaciones del trabajo realizado.
El estudio se realizó con un total de 70 vacas, el mayor
porcentaje corresponde al grupo de mínimo mestizaje con
Holstein (67.14 %), mientras que las de medio mestizaje con
Holstein son las que pertenecen al menor grupo de la
totalidad del ganado (8.57 %).
Los resultados indican que en el sector no existe predominio
de mestizaje con razas productoras de leche, un alto
porcentaje (67.14 %) del hato ganadero es conformado por la
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Fernández J. *; Tarazona G.**
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raza Criolla, cuyas características de volúmenes de
producción de leche no son las idóneas para la actividad de
producción lechera como sucede con la raza Holstein. Los
estudios realizados mencionan valores promedio en la
producción de leche en vacas Holstein de 25.86 Kg/día. Se
determinan producciones diarias en Holstein de18.40 Kg/día,
así como como producciones de 25 kg/día 3, 22, 34.
Mientras que en la raza Criolla, la producción diaria puede
alcanzar valores de 6.60 kg/día 26. Incluso la producción de
leche en las vacas Criollas puede tomar valores menores
como 2.80 kg/día 30.
- El mestizaje influye sobre el contenido de la grasa, en el
contenido de proteína, pero no influye sobre la cantidad de
sólidos totales.
- El ciclo de lactación influye sobre el contenido de grasa y
sólidos totales, pero no causa efecto sobre la proteína.
-Los suplementos alimenticios influyen en el contenido de
grasa y sólidos totales, sin producir variación significativa
sobre la proteína.
La comparación de medias y determinación de diferencias
significativas entre niveles de cada factor se resumen en la
Tabla 2, los datos provienen de la aplicación de la prueba
Duncan realizada para los diferentes factores que en el
ANOVA se analizó la influencia sobre los componentes de la
leche en estudio.
De acuerdo al ciclo de lactación, las vacas que correspondían
al grupo de hasta 3 meses de lactación lo conformaron el
32.86 %, al grupo desde 4 meses hasta 6 meses el 40.00 % y
las que tenían mayor a 6 meses de lactación representaban el
27.14 % del total de las 70 vacas en estudio.
En lo que respecta a los suplementos alimenticios, el grupo
alimentado con suplemento de sal y el grupo que consumía
sal y balanceado, constituyen los mayores porcentajes
(44.28 % para cada grupo), siendo el grupo alimentado con
sal y melaza, los que representan el menor porcentaje del
hato ganadero (11.44 %).
Tabla 1. Análisis de varianza para las diferentes variables de estudio
Variables independientes
La adición de suplementos alimenticios aplicados en el sector
no tiene mucha diversidad, son suplementos comunes y de
fácil adquisición en el medio (sal, melaza, balanceado), en las
fincas no preparan de forma individualizada los suplementos
de alimentación, ni tienen un análisis de los requerimientos
nutricionales del ganado. La importancia de proporcionar
suplementos alimenticios al ganado lechero radica no sólo en
mejorar la composición de la leche, sino en aumentar los
volúmenes de producción lechera 6, 29, 33.
Variable
dependiente
Mestizaje
Grasa
Suplemento alimenticio
6.62 e-04*
Ciclo de
lactación
9.29 e-08*
Proteína
3.15 e-06*
0.56
Sólidostotals
0.15
8.93 e-08*
0.23
4.50 e-06*
6.50 e-04*
*Diferencia significativa, con p<0.05
3.2.1 Factor mestizaje
La respuesta del contenido de grasa de la leche en función del
mestizaje mostró variabilidad (p<0.05), la de vacas Criollas
tiene significativamente menor contenido de grasa que las de
medio mestizaje y sin diferencias significativas con la de bajo
mestizaje, se observa un incremento en el contenido de grasa
conforme aumenta el cruzamiento de las vacas Criollas con la
raza Holstein.
3.2 Influencia del mestizaje, ciclo de lactación y suplementos
alimenticios sobre la grasa, proteína y sólidos totales
En la Tabla 1, se indican los resultados del ANOVA. Los
datos obtenidos demuestran que:
Tabla 2. Resultados de la prueba Duncan de las variables en estudio
Variable independiente
Variable
dependiente
Mestizaje
A
(%)
Grasa
Proteína
Sólidostotales
3.63b
3.99ab
a
a
3.07
10.84
B
(%)
3.01
a
11.11
Ciclo de lactación
C
(%)
Y (%)
Z (%)
P (%)
Q (%)
R (%)
3.60b
4.30a
3.33c
3.75b
4.35a
3.82b
4.42a
b
a
a
a
a
a
2.89
a
X (%)
Suplemento alimenticio
11.19
3.07
a
10.48
3.02
b
10.82
3.02
b
11.60
3.07
a
11.06
3.00a
3.06
b
11.90
a
10.58c
Valores con letras distintas en la misma fila para los diferentes grupos de cada variable independiente, difieren
significativamente (p < 0.05), según prueba Duncan
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Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el Retorno, Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora Chinchipe Ecuador
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El menor contenido de grasa en la leche de vacas de raza
Criolla, no concuerda con la información de otros estudios
realizados en los cuales el porcentaje de grasa en la leche de
vacas Criollas es mayor que en los cruzamientos de la raza
Holstein. Se realizan estudios sobre la composición de la
leche en la raza Criolla, obteniéndose valores entre 4.73 % y
5.65 % en el contenido graso, y también se determinan
resultados con un contenido promedio de grasa en leche de
vacas Criollas de 4.25 % [2, 26]. Los estudios realizados en
cruzamiento de raza Holstein con Normanda y Holstein con
Escandinavas Rojas, indican contenidos de grasa en la leche
de 3.74 % y 3.66 % respectivamente [14]. Los datos
reportados para raza Holstein, indican porcentajes de grasa
entre 3.21 % y 3.49 %, menor al de sus cruces y Criollas [3].
Con dietas especiales (hiervas de ensilado y concentrados)
utilizadas en la alimentación se obtiene valores de 4.35 %
para grasa en leche de vacas Holstein, aun en esas
condiciones la cantidad de grasa en la leche de vacas Holstein
no supera los valores reportados para la raza criolla [2, 35].
Respecto a la proteína, los resultados indican diferencias
significativas entre los diferentes grupos de mestizaje para el
contenido de proteína (p<0.05), la leche de las vacas Criollas
presentó significativamente mayor contenido de proteína que
las de medio mestizaje, sin embargo no existió diferencias
significativas con las de bajo mestizaje.
Los valores de proteína disminuyen conforme se incrementa
el cruce con la raza Holstein, estudios anteriores indican el
mismo comportamiento, comprobándose que el contenido de
proteína en la leche de vacas Criollas, es mayor que en vacas
con cruzamiento de Holstein. Se determinan valores de
proteína en la leche de 3.24 % para el cruce Normanda con
Holsteins, 3.20 % para los cruces Montbeliarde con Holstein
y 3.20 % para los cruces Escandinavas Rojas con Holstein,
mientras que las Holstein puras no sobrepasaron el 3.13 %
14. En otros estudios se determinaron un contenido de
3.12 % para la proteína proveniente de vacas de cruzamiento
Jersey con Holstein 15. En los estudios respecto al
contenido proteico de la leche en vacas Criollas, se reporta el
contenido de 3.52 % y de 4.03 % 2, 26, los cuales son
mayores a la de los cruces de la raza Holstein reportada por
los autores anteriores. De igual manera otros estudios
realizados en vacas Cebú indican un contenido de proteína de
3.83 %, el cual es mayor significativamente al de
cruzamientos de la raza Cebú con Holstein (3.42%) y
Holstein puras con 3.00 % 21.
El mestizaje no intervino en el contenido de sólidos totales
(p>0.05), contrario a los determinado en el presente estudio,
investigaciones realizadas anteriormente se reportan
diferencias significativas entre diferentes razas y sus niveles
de cruzamientos. Estudios comprueban que los cruces Angus
con Hereford producían leche con menor contenido de
sólidos totales (13.58 %) de forma significativa, que los
cruces de Jersey con Hereford con 14.34 % 7. Briñez et al.
4 determinan que el cruce de Holstein 50 % con Cebú 50 %
produce un contenido de 13.82 % de sólidos totales en la
leche, mientras que en el cruce Holstein 75 % con Cebú
25%, era significativamente mayor (15.28 %) [4]. En el
38
presente estudio los sólidos totales aumentan según el
incremento de mestizaje con la raza Holstein, sin embargo en
estudios anteriores esa tendencia es contraria. Estudios
comprueban que la raza Criolla puede poseer mayor cantidad
de sólidos totales (14.50 % y 14.16 % respectivamente) que
los cruces de raza Holstein con 13.65 % reportados por otros
autores. 2, 4, 26.
Los resultados obtenidos son de comportamiento contrario a
los esperados, el contenido de grasa en la leche de vacas de
raza Criolla indica valores muy inferiores a los determinados
en investigaciones anteriores, de igual manera la tendencia a
aumentar el contenido de sólidos totales con la intensidad del
cruce con Holstein (aunque sin diferencia significativa), es
contradictorio a lo definido en estudios anteriores,
caracterizándose mayor contenido de sólidos totales en la
leche de vacas de origen Criollo, el poco número de vacas del
grupo medio mestizaje y la falta de uniformidad de
suplementos en la alimentación y estados de gestación para
cada grupo de mestizaje pudo ocasionar resultados contrarios
a los esperados al no proporcionar similitud de condiciones.
3.2.2 Factor ciclo de lactación
En lo que respecta a los efectos del ciclo de lactación, los
datos obtenidos determinan que existe diferencias
estadísticamente significativas (p<0.05) entre los ciclos de
lactación para la cantidad de grasa en la leche, los resultados
de la prueba Duncan indican que la leche de vacas que se
encuentran en el ciclo mayor a seis meses contienen un
superior contenido de grasa que la leche de vacas que se
encuentran en el ciclo hasta tres meses y que las del ciclo
entre el cuarto y el sexto mes.
El análisis realizado en producciones de vacas Holstein,
confirman la dependencia del contenido graso de la leche del
ciclo de lactación, siendo los ciclos inicial y final de la
lactación (7-105, 211-315 días respectivamente) los periodos
con mayor producción de grasa, obteniéndose valores de
4.46% para ambos ciclos, mientras que en los periodos
medios de lactación (106-210) sólo alcanzo un contenido de
grasa de 3.7 % [13]. Los resultados obtenidos también
concuerdan con el estudio previo realizado en vacas Holstein,
en el cual se reporta que existe diferencia significativa entre
los diferentes ciclos de la lactación, se presenta menor
porcentaje de grasa (3.50 %) al inicio de la lactancia (75-90
días) y la tendencia de mayores valores (3.70 %) en los
últimos meses o periodo final de la lactancia (255-270 días)
[31]. Resultados obtenidos en el primer periodo de lactancia
en vacas Frisian, indican la existencia de diferencias en la
composición de grasa, siendo mayor en las lactaciones
iniciales y tardías, y disminuyendo en las lactaciones de ciclo
intermedio [27].
Respecto al contenido de proteína, el ciclo de lactación no
influyó significativamente (p>0.05), lo cual concuerda con
los estudios anteriores para ganado mestizo en los mismos
periodos y para Holstein Friesianen otros ciclos (7-105, 106–
210, 211–315 días) [4, 13]. Sin embargo otros estudios en
lactaciones clasificadas como tempranas (75-90 días),
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Fernández J. *; Tarazona G.**
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medias (150-165 días) y tardías (255-270 días) indican la
variación de forma significativa en el contenido de la
proteína, siendo en las lactaciones medias las de mayor
contenido de proteína [31].
La composición de la leche presenta un elevado porcentaje de
sólidos totales en el ciclo de lactación mayor a seis meses,
con diferencias significativas (p<0.05) respecto a los otros
ciclos, otros estudios revelan resultados similares en cuanto a
la diferencia en la cantidad de sólidos totales para distintos
ciclos de lactación, la tendencia en la etapa final o últimos
meses de lactación es el incremento de los sólidos totales de
la leche. En estudios previos realizados en diferentes meses
de lactancia se reportan contenidos de 12.33 % y 12.60 %
para el primer y segundo mes, mientras que para el séptimo y
octavo mes la cantidad de sólidos totales alcanzó promedios
de 13.07 % y 12.95 %, siendo los más altos promedios [12].
En otros periodos de lactancia se determinan menor
porcentaje de sólidos totales en el ciclo de 1 a 90 días
(13.79 %) y significativamente mayor (14.98 %) para el ciclo
de más de 180 días [4].
Por los resultados obtenidos y la información precedente
respecto al efecto de la lactación sobre la composición de la
leche, se comprueba que depende mucho de la forma de
división del tiempo de lactación (meses, días, periodos
continuos o separados) y la amplitud de los periodos
analizados en el estudio, para definir el tipo de efecto, el tipo
de elemento afectado y el periodo de mayor o menor
contenido del componente en estudio.
3.2.3 Factor suplemento alimenticio
El tipo de suplemento intervino sobre el contenido de grasa
(p<0.05), las vacas alimentadas con suplemento de sal y
melaza, presentaron mayor contenido con diferencia
significativa en relación al grupo alimentado con suplemento
de sal y al grupo alimentado con suplemento de sal y
balanceado. La diferencia de la composición de la lechepor
efecto de la alimentación es comprobada en otras
investigaciones. Una alimentación a base de pasto provoca
mayor contenido de grasa (5.49 %) en la leche, con
diferencias significativas que dietas con suplemento a base de
maíz (4.98 %),el pastoreo de vacas Holstein en gramineas
provoca una producción de leche con 4.38 % de grasa,
mientras que la adición al pastoreo de 2 kg de Gliricidia
sepium (leguminosa) disminuía significativamente el
contenido de grasa a 3.89 %, de igual manera se comprueba
un mayor contenido de grasa en la leche de vacas Holstein
alimentadas con un suplemento alimenticio Megalac (sales y
ácidos grasos) como fuente de energía alcanzando valores de
4.14 %, mientras que en las vacas alimentadas con linaza se
registró contenidos de 3.81 % [17, 24, 20]. La alimentación a
base de concentrado de heno, ensilado ryegrass y heno de
pastizal natural, provocan diferencias significativas en el
contenido graso de la leche, obteniéndose valores de 4.04 %,
3.41 % y 3.71 % respectivamente [11].
27.2 % producían leche con valores de 3.88 % y 3.98 % de
grasa respectivamente, los cuales no eran significativos con
la leche de aquellas vacas que no se alimentaron con el
ensilaje, en las cuales la leche contenía 3.84 % de grasa 34.
Se verifica según el análisis estadístico, de que la
alimentación se mantiene sin influir en el contenido de
proteína de la leche, similares conclusiones se verifican en
estudios anteriores al realizar cambios en la alimentación de
las vacas incorporando melaza, minerales, o un suplemento
balanceado que contenía proteína, grasa, fibra y minerales
[19, 32, 33]. Al estudiar el efecto en la cantidad de proteína
en las dietas de vacas alimenticias a base de ensilado de maíz
(3.19 %), ensilado de ryegrass (3.07 %), heno de ryegrass
(3.20 %) y heno de pastizal natural (3.245) sin existir
diferencia significativa entre los resultados obtenidos [11].
Los resultados de otros estudios no confirman lo anterior y se
comprueba la influencia de la alimentación sobre la proteína.
El contenido de proteína en la leche de vacas Holstein
alimentadas con linasa es significativamente mayor (2.98 %)
que en las alimentadas con soya (2.87 %) [20]. La adición de
suplementos en la alimentación de vacas Holstein utilizando
concentrados de cereales y remolacha, proporcionan
aumentos significativos, obteniéndose valores 3.01 % y
2.99 % respectivamente, mientras que en vacas en las cuales
únicamente se las alimento con pastoreo durante el periodo
de ordeño, su contenido de proteína sólo alcanzo el 2.88 %
[22]. Otros estudios comprueban que la leche de vacas
Holstein alimentadas con diversas concentraciones de
ensilaje (soya y melaza) de 13.6 % y 27.2 %, tenía menor
contenido (3.24 % y 3.19 % respectivamente) de proteína que
la leche producida por vacas que no se incluyó el ensilaje
(3.38 %) [34].
El contenido de sólidos totales, fue afectado en su contenido
por el tipo de alimentación, el grupo de vacas alimentadas
con suplementos de sal y melaza presentaron mayor
contenido de sólidos totales (p<0.05) que los grupos
alimentados con suplemento de sal y que el grupo con
suplementos de sal y balanceado. La adición de 2 kg de
concentrado comercial en la alimentación de vacas en
pastoreo de Panicum maximun produce mayor cantidad de
sólidos totales (12.70 %), el incremento fue significativo a la
adición de únicamente 1 kg del concentrado comercial, con el
cual sólo se obtuvo un contenido de sólidos de 12.26 % [24].
De acuerdo a los resultados obtenidos y los determinados en
estudios anteriores, se puede establecer que el efecto de la
alimentación en los componentes lácteos analizados
dependerá del tipo de suplemento alimenticio y también de la
cantidad suministrada, los comportamientos de mayor o
menor contenido de los componentes de la leche pueden ser
diferentes en función del tipo de alimento y su dosificación.
3.3 Resultados generales de las variables de estudio en la
composición de la leche
En la tabla 3, se pueden apreciar los promedios generales de
todo el hato ganadero para las variables dependientes.
Por el contrario, al sustituir un alimento balanceado por
ensilaje (soya con melaza) en proporciones de 13.6 % y
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Factores que Influyen en la Composición de la Leche en el Sector el Retorno, Parroquia Sabanilla, Cantón Zamora, Provincia de Zamora Chinchipe Ecuador
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40
Tabla 3. Caracterización general de la leche para las variables en estudio
Variable
Grasa
Proteína
Sólidostotales
n = 210
Promedio (g/100g)
3.79  1.01
3.04  0.17
10.94  1.20
REFERENCIAS
[1]
[2]
Los resultados obtenidos son acordes a los esperados, en
estudios anteriores respecto a la composición de la leche se
determina valores de 3.72 % y 3.83 % para la grasa, mientras
que 3.04 % y 3.08 % para la proteína, guardando mucha
similitud a los de la presente investigación [9]. De igual
manera se reporta contenidos de 3.07 % para la proteína, muy
similar al valor obtenido en el presente estudio [10]. Los
sólidos totales indican ser el componente de mayor
variabilidad, al comparar los datos reportados en estudios
anteriores se indica un valor de 14.30 % (en el presente
estudio se obtuvo 10.94 %), mientras que el valor reportado
por los mismos autores para la grasa es de 3.89 %, con menos
diferencia al comparar con el obtenido en el presente estudio
de 3.79 % [4].
De acuerdo a los establecido por el INEN en su norma para
leche cruda, los requisitos mínimos en la composición de la
leche son de 3.00 % para la grasa, 2.90 % para la proteína y
11.20 % para sólidos totales [16]. Los resultados obtenidos
en la presente investigación indican que se cumple con los
requisitos establecidos para la grasa y proteína, pero no para
los sólidos totales.
[3]
[4]
[5]
[6]
[7]
[8]
[9]
[10]
4. CONCLUSIONES
[11]
El mestizaje influye en la composición de la leche (p<0.05),
el cruzamiento de la raza Criolla con Holstein produce mayor
contenido de grasa en la leche de las vacas con medio
mestizaje (4.30 %) que en las criollas (3.63 %). El
cruzamiento provocó disminución del contenido de proteína,
la leche de vacas de medio mestizaje presentaron menor
contenido de proteína (2.89 %) que las criollas (3.07 %). Los
sólidos totales no se ven influenciado por el cruzamiento.
En los diferentes ciclos de lactación se producen cambios en
los componentes de la leche, como grasa y sólidos totales
(p<0.05), la grasa (4.35 %) y sólidos totales (11.60 %) son
mayores en el ciclo de lactación mayores a 6 meses. La
proteína no presenta diferencias significativas durante la
lactación.
[12]
[13]
[14]
[15]
[16]
La alimentación puede afectar la composición de la leche
(p<0.05), la suplementación con sal y melaza aumenta el
contenido de grasa (4.42 %) y de sólidos totales (11.90 %).
Los suplementos no ocasionaron cambios en el contenido de
proteína.
Las mejores opciones para el mejoramiento de la
composición de la leche, según las condiciones actuales de
manejo del hato ganadero, están centradas en el empleo de
vacas de medio mestizaje y proporcionar suplementos
alimenticios basados en sal y melaza para producir mejores
resultados.
[17]
[18]
[19]
[20]
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42
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con Soluciones Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
_________________________________________________________________________________________________________________________
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con
Soluciones Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
Gámez S.*; De la Torre E.**

*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]
Resumen: La extracción de oro a partir de minerales polisulfurados mediante soluciones amoniacales de tiosulfato
de sodio y la presencia de iones cúpricos es una alternativa no tóxica a la cianuración. Por esta razón se realizó una
comparación entre la cianuración y la lixiviación con soluciones amoniacales de tiosulfato para determinar la
efectividad de ambos métodos. En la cianuración se obtuvo una recuperación de oro del 80.6 % después de 24 horas
de agitación mientras que en la lixiviación con tiosulfato se consiguió el 80.9 % de recuperación de oro en una hora.
Los lixiviados obtenidos fueron sometidos a cinco técnicas con el fin de extraer el oro contenido en dichas
soluciones. La técnica más exitosa fue flotación iónica cuya recuperación de oro fue del 84 %. Posteriormente se
realizó la electrólisis del concentrado de flotación iónica (espuma) a un voltaje de 1.5 V durante 3 horas lo que
permitió alcanzar una recuperación de oro del 82 %.
Palabras clave:Lixiviación, recuperación, flotación iónica, electrólisis.
Abstract:Gold extraction from polysulphide ores by ammmoniacal thiosulfate solutions in presence of cupric ions
is a non-toxic alternative to cyanidation. For that reason, a comparison between cyanidation and ammoniacal
thiosulfate leaching was performed to verify the effectiveness of both methods. With cyanidation, a gold recovery
of 80.6 % was accomplished at 24 hours, whereas with ammoniacal thiosulfate leaching process a 80.9 % of gold
recovery was achieved at just one hour of agitation. The ammoniacal thiosulfate solutions obtained were treated
with five different techniques in order to extract gold from the mentioned solutions. The most successful technique
was ion flotation which gold recovery ascended to 84 %. Then electrowinning, applied to ionic flotation
concentrate, was developed with 1.50 V during three hours obtaining 82 % of gold recovery.
Keywords:Leaching, recovery, ion flotation, electrowinning.
en el sistema amoníaco-tiosulfato se explican con las
siguientes reacciones.
1. INTRODUCCIÓN
La lixiviación de oro con tiosulfato de sodio es una técnica
no tóxica que permite manejar minerales refractarios [4]. Sin
embargo, el tiosulfato no puede disolver el oro tan rápido
como lo hace el cianuro, por esta razón se requiere la
presencia de amoníaco acuoso y iones cúprico que hacen las
veces de catalizador en el proceso de lixiviación [4, 9, 14].
La disolución de oro se desarrolla a través de un conjunto de
reacciones redox que permiten transformar el oro metálico en
el complejo oro-tiosulfato. El amoníaco acuoso y los iones
cúprico forman el complejo cuprotetramina el cual es el
responsable de acelerar la disolución del oro [4, 8]. La
cuprotetramina oxida el oro metálico contenido dentro del
mineral y forma el complejo diaminoauroso, además el ion
cúprico es reducido a ion cuproso el cual es re-oxidado con la
ayuda del oxígeno disuelto en solución. Mientras tanto el
complejo diaminoauroso reacciona con el tiosulfato y
produce el complejo oro tiosulfato [4, ]. La lixiviación de oro
(1)
El compuesto diaminoauroso formado en la reacción anterior,
reacciona con el tiosulfato de sodio formando el complejo
oro-tiosulfato de la siguiente manera:
(2)
Por último, el ion cuproso vuelve a oxidarse debido a la
presencia del oxígeno disuelto para formar nuevamente la
cuprotetramina y de esa forma continuar con la lixiviación:
(3)
Reacción global:
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
43
Gámez S.*; De la Torre E.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
(4)
Existen muchos parámetros que afectan el desarrollo de la
lixiviación con soluciones amoniacales de tiosulfato. De
acuerdo a las características del mineral a tratar, uno o varios
factores son decisivos al momento desarrollar un buen
proceso de lixiviación [6]. La presencia de amoníaco acuoso
está relacionada con el pH de la solución. Para una adecuada
lixiviación con tiosulfato es necesario establecer el pH de la
solución en un rango comprendido entre 9.6 y 11 [1, 9]. En
dicho rango la formación de la cuprotetramina se ve [10]. Si
el pH de la solución se encuentra por debajo de 9.6 o arriba
de 11, la concentración de la cuprotetramina se ve reducida y
otros complejos aminos aparecen en la solución los cuales no
intervienen en la disolución del oro [4, 10].
Los iones cúprico permiten formar junto al amoniaco el
complejo cuprotetramina. Por esta razón, un incremento en la
concentración de iones cúprico permite conseguir una rápida
disolución de oro [1, 12]. Sin embargo, un incremento
excesivo en la cantidad de iones cúprico provoca la oxidación
del tiosulfato en politionatos (compuestos formados al
oxidarse el ion tiosulfato). La presencia de politionatos causa
una disminución en la concentración de tiosulfato lo que va
en detrimento de la disolución del oro [1, 12].
Un incremento en la cantidad del agente lixiviante permite
aumentar la recuperación de oro en el lixiviado. No obstante,
se debe tener en cuenta que un excesivo aumento en la
cantidad de tiosulfato añadida a la solución puede derivar en
la oxidación de este en politionatos que perjudican la
disolución de oro [1]. Otro aspecto a tener en cuenta es que
una excesiva cantidad de la sal de tiosulfato puede favorecer
la reacción entre el ion tiosulfato y el oro metálico la cual
transcurre más lento que la reacción entre el complejo
diaminoauroso y el ion tiosulfato [4]. Una elevada
concentración de tiosulfato de sodio puede minimizar el
efecto de la cuprotetramina y la disolución de oro progresará
más despacio [12].
Es importante recalcar que la eficacia de la lixiviación con
tiosulfato está relacionada con las características del mineral.
La presencia de ciertos elementos como hierro y cobre que al
disolverse, pueden transformar el tiosulfato a politionatos[9].
Más aún, si la cantidad de estos elementos se incrementa
debido a un aumento en la cantidad de mineral a tratar, la
disolución de oro disminuirá [12].
La baja afinidad del tiosulfato hacia la superficie del carbón
activado conduce a una baja recuperación de oro [1, 4]. No
obstante, un incremento en el pH de los lixiviados puede
mejorar el desenvolvimiento de la adsorción de oro con
carbón activado [13]. Si se aumenta la cantidad de amoníaco
acuoso, se favorece la formación del complejo diaminoauroso
el cual es sí es afín a la superficie del carbón activado [7]. Por
lo tanto, para obtener una elevada recuperación de oro, la
concentración de carbón activado debe incrementarse pero, la
carga de oro sobre carbón activado será muy baja [1]. La
precipitación de oro es una técnica aceptable para la
recuperación de oro a partir de lixiviados. Los principales
precipitantes utilizados en este proceso son el cobre y el zinc
cuya diferencia de potencial electroquímico con el oro
disuelto permiten su deposición en forma de metal [4-5].
Es importante recalcar que el precipitante metálico puede
reducir el tiosulfato en sulfuros que al precipitar disminuyen
el área disponible para la cementación del oro [4]. También,
una elevada concentración de iones cúprico puede disminuir
la recuperación de oro debido a su reducción en forma de
óxidos o sulfuros los cuales pasivan la superficie del cobre
metálico, especialmente cuando el pH de la solución se
encuentra por debajo de 10.0 [3].
En extracción por solventes, el lixiviado está en íntimo
contacto con la fase orgánica el cual contiene un adecuado
extractante diluido en un solvente orgánico [4]. Muchos
extractantes han sido probados en los últimos años los cuales
requieren el ajuste del pH para obtener elevadas
recuperaciones de oro en la fase orgánica. El extractante más
exitoso es el trioctil-metil-amonio cloruro (Aliquat) el cual no
necesita un ajuste de pH cuando es usado en el proceso de
extracción por solventes [2]. El problema con esta técnica
radica en la etapa de re-extracción del oro de la fase orgánica
para la posterior recuperación de oro.
La electrólisis para la deposición de oro a partir de soluciones
amoniacales de tiosulfato por la aplicación de una corriente
directa presenta algunos inconvenientes. La presencia de
iones cúprico pueden contaminar el producto metálico
obtenido por la reducción del complejo oro-tiosulfato en el
área catódica [4]. Otro aspecto a tener en cuenta es el elevado
consumo de corriente directa debido a las reacciones
paralelas y parásitas que se dan en el área catódica [13].
2. METODOLOGÍA
2.1 Caracterización del mineral
La razón por la que la lixiviación con tiosulfato no ha sido
considerada como una técnica industrial se debe a la
dificultad que se tiene para recuperar el oro contenido en los
lixiviados [4]. El proceso convencional de adsorción con
carbón activado es inservible para este propósito. En los
últimos años, la adsorción con resinas se ha convertido en la
técnica más adecuada para recuperar oro de los lixiviados [1].
Sin embargo, su elevado costo de instalación y la necesidad
de regenerar las resinas no han permitido que esta alternativa
sea un camino rentable para la recuperación de oro [4].
La composición química del mineral fue obtenida mediante
disgregación ácida y ensayo al fuego. Las muestras
resultantes fueron analizadas por espectrofotometría de
absorción atómica en el equipo Perkin AA300. La
composición mineralógica fue determinada por difracción de
rayos x en el equipo Bruker D8 Advance. Finalmente, el
mineral fue reducido a un d100 = 2 mm y luego fue molido a
una concentración de sólidos del 62.5 % durante 37 minutos
para obtener un tamaño de partícula de 100 µm.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con Soluciones Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
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2.2 Lixiviación con soluciones amoniacales de tiosulfato de
sodio
En todos los ensayos de lixiviación se preparó en primera
instancia la solución lixiviante estabilizada a un pH de 10.5
antes de añadir el mineral a lixiviar. Se empleó tiosulfato de
sodio del 95 % de pureza al igual que amoníaco al 20 % de
concentración en volumen. Los iones cúprico fueron
introducidos en forma de sulfato cúprico pentahidratado.
Durante todos los experimentos se mantuvo una velocidad de
agitación de 1500 RPM y a diferentes intervalos de tiempo se
extrajeron muestras de la pulpa lixiviada para analizar el
contenido de oro mediante espectroscopia de absorción
atómica. Con el fin de conocer la evolución de la
concentración de tiosulfato durante el experimento, se utilizó
el método yodimétrico el cual consiste en utilizar las
muestras clarificadas para titular una solución de yodo.
Terminada la lixiviación, la pulpa era filtrada en el filtro
prensa y los lixiviados obtenidos eran cuantificados y
almacenados para la posterior recuperación de oro. Los
relaves obtenidos fueron sometidos a ensayo al fuego para
determinar la cantidad de oro que no se disolvió.
2.3 Cianuración
En el proceso de cianuración, se utilizó una densidad de
pulpa del 33 %. Se empleó cianuro de sodio técnico hasta
conseguir una concentración de 1 g/L. Inmediatamente, cal
fue añadida para controlar el pH de la solución en un valor de
10.5. Se procedió a agitar la pulpa a 1500 RPM durante 24
horas y a diferentes intervalos de tiempo se extraían muestras
para analizar la cantidad de oro mediante espectrofotometría
de absorción atómica.
Con el fin de controlar la concentración de cianuro se empleó
la argentometría, la cual consiste en titular las muestras
clarificadas con una solución de nitrato de plata de 4.3 g/L.
Una vez terminada la agitación, se filtraba la pulpa y el relave
conseguido era sometido a ensayo al fuego para determinar la
cantidad de oro que no se disolvió.
2.4 Adsorción con carbón activado y carbón activado
impregnado con cobre
Durante los experimentos de adsorción con carbón activado,
se mantuvo una velocidad de agitación de 500 RPM para
reducir la excesiva ruptura del carbón. En todos los ensayos
se empleó carbón activado cuyo rango de tamaño varió de 2.3
a 4.7 mm con 523 m2/g de área superficial. El mismo tipo de
carbón activado fue utilizado para impregnar cobre metálico
mediante electrodeposión con la ayuda de electrodos de
cobre.
2.5 Cementación con polvo de cobre
Todos los experimentos de cementación se realizaron con
polvo de cobre de 38 µm de tamaño de partícula. La
velocidad de agitación se mantuvo en 1500 RPM durante
todos los ensayos. La concentración de cobre metálico se
44
modificó en 8 y 16 g/L. Es importante resaltar que todas las
pruebas de cementación se ejecutaron en recipientes cerrados
con la finalidad de evitar la disolución de oxígeno en los
lixiviados.
2.6 Flotación iónica
Para el desarrollo de estos ensayos se utilizó el colector
Aliquat a una concentración de 100 %, y el reactivo
espumante Flomin F-121 a una concentración del 1 %.
Ambos reactivos de flotación se añadieron a una
concentración de 0,1 % con respecto al volumen de lixiviado
a flotar. Los experimentos de flotación iónica se
desarrollaron durante 40 minutos y el concentrado de
flotación iónica fue recogido y cuantificado a media que
rebosaba de la celda de flotación.
2.7 Electrólisis
Los ensayos de electrólisis fueron aplicados tanto a los
lixiviados como a los concentrados de flotación iónica con el
fin de determinar la factibilidad de dicha técnica de
recuperación en ambas corrientes. Además, se evaluó el
efecto que tenía la adición de sulfito de sodio como
estabilizador del tiosulfato. Este proceso fue desarrollado en
una celda de plástico de 200 mL de capacidad. Se utilizaron
electrodos de acero inoxidable y el voltaje de varió de 0.4 a
1.5 V.
3. RESULTADOS
En la Tabla 1 se indica la concentración de los principales
elementos que contiene el mineral de Agroindustrial “El
Corazón” [11].
Tabla 1. Caracterización química del mineral de Agrocorazón [11]
Elemento
Concentración
Elemento
Concentración
Au (g/t)
10.93
Fe (%)
0.89
Ag (g/t)
25.98
Na (%)
2.58
Mg (g/t)
55.00
K (%)
0.95
Co (g/t)
115.00
Cu (%)
0.05
Es importante notar que el mineral posee un alto contenido de
oro y plata lo que lo convierte en un mineral apto para la
extracción de metales preciosos. Además, se debe tener en
cuenta que la concentración de hierro y cobre no es muy
elevada por lo que la descomposición del ion tiosulfato en
politionatos debido a las reacciones con dichos metales no
parece ser un problema tangible en primera instancia.
En cuanto a los compuestos que posee el mineral, se puede
agrupar a los compuestos que conforman el mineral sulfurado
en tres grandes grupos: silicatos, compuestos arcillosos y
sulfuros. De acuerdo a la Tabla 2 el mineral de
Agroindustrial “El Corazón” posee en su mayoría silicatos
como el cuarzo [11].
La pirita se encuentra en una concentración del 1 % dentro
del mineral aurífero sulfurado.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
45
Gámez S.*; De la Torre E.*
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Tabla 2. Caracterización mineralógica del mineral de Agrocorazón [11]
Compuesto
Contenido (%)
Cuarzo
75
Caolinita
12
Poligoskita
5
Muscovita
5
Clinocloro
2
Pirita
1
Cabe resaltar que, al tener una baja concentración de
sulfuros en el mineral, la lixiviación con soluciones
amoniacales de tiosulfato de sodio se convierte en una
técnica más plausible. Como la cantidad de sulfuro en el
mineral es muy baja, la descomposición del ion tiosulfato
durante la lixiviación no sería un problema grave a tener en
cuenta.
mayor cantidad de material a lixiviar con una mayor cantidad
de los reactivos de lixiviación para el caso de la lixiviación
con tiosulfato.
3.2 Evaluación de los procesos empleados para la
recuperación de oro a partir de lixiviados de tiosulfato
Uno de los principales problemas de la lixiviación de oro
mediante el uso de soluciones amoniacales de tiosulfato,
radica en la recuperación del oro a partir de los lixiviados
obtenidos. En este trabajo, se ha experimentado con cinco
alternativas tecnológicas con el fin de determinar cuál de
ellas permite obtener la mayor recuperación de oro. Como se
puede advertir en la Fig. 2, la técnica de flotación iónica
permite obtener la mayor recuperación de oro con respecto a
las cuatro técnicas restantes.
3.1 Comparación entre cianuración y lixiviación con
soluciones amoniacales de tiosulfato
En la Fig. 1 se muestran las recuperaciones de oro obtenidas
aplicando tanto la lixiviación con tiosulfato de sodio y la
cianuración con una concentración de sólidos de 33 %.
Figura 2. Comparación de las técnicas utilizadas para recuperación de oro de
los lixiviados con tiosulfato de sodio
Figura 1. Recuperación de oro en cianuración (33 % de sólidos; pH = 10.5;
[CNNa] = 1 g/L; d80 = 100 µm) y lixiviación con Na2S2O3 (33 % de sólidos;
pH = 10.5; [Na2S2O3] = 1.5 M; [NH3] = 0.1 M; [Cu2+] = 10 mM; d80 =
100 µm)
En el caso del proceso de lixiviación con tiosulfato se utilizó
una concentración de tiosulfato de sodio de 1.5 My la
concentración de iones cúprico fue de 10 mM. De esta forma
se evitó una disminución en la recuperación de oro. Cabe
resaltar que al disponer de mayor cantidad de mineral para
lixiviar, existe mayor cantidad de elementos como cobre y
hierro. Estos elementos al disolverse pueden provocar la
reducción del tiosulfato formando otros compuestos que no
intervienen en la disolución del oro.
La recuperación de oro obtenida con el proceso de
cianuración fue de 80 % mientras que con la lixiviación con
tiosulfato de sodio se consiguió una recuperación de 81 %.
En este caso las recuperaciones de oro son similares con la
salvedad que la recuperación de oro en la lixiviación con
tiosulfato se consigue a la primera hora de iniciado la
agitación. Por lo tanto se debe considerar que al incrementar
la cantidad de mineral a lixiviar se puede das un descenso en
la recuperación de oro debido a que se debe compensar la
En la Fig. 2 se exponen los mejores resultados obtenidos en
los experimentos correspondientes a cada una de las técnicas
utilizadas para recuperar oro de los lixiviados. Claramente se
puede observar que la técnica de electrólisis fue la que menor
porcentaje de recuperación de oro entregó. Entre los procesos
de cementación con polvo de cobre y adsorción con carbón
activado se obtuvo una diferencia de 18 % en la recuperación
de oro. La presencia de cobre metálico ayuda a la
precipitación del oro contenido en los lixiviados debido a la
diferencia de potencial electroquímico entre ambos metales
[3,5].
La técnica de recuperación de oro por cementación con polvo
de cobre permite una mayor recuperación de oro que la
técnica de adsorción de oro con carbón activado impregnado
con cobre metálico. Por lo tanto, se puede afirmar que la
presencia de cobre metálico puro es más beneficiosa que la
presencia de cobre en la superficie de carbón activado
granular de 523 m2/g de área superficial. Posiblemente, la
capa de cobre tapó los poros del carbón activado reduciendo
el área superficial del mismo. Al disminuir el área superficial,
se redujo la superficie disponible para la precipitación del oro
sobre el carbón activado impregnado con cobre.
Otra razón puede ser la heterogeneidad del carbón activado
con cobre obtenido. En el proceso de impregnación de cobre
sobre carbón activado, se obtuvieron muestras de carbón con
capas de cobre totalmente definidas sobre su superficie,
mientras que otras muestras no mostraban aparentemente
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con Soluciones Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
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cobre en esta. Esto sumado a la poca afinidad del tiosulfato al
carbón activado, deriva en una baja recuperación de oro.
La técnica de flotación iónica fue la que mayor porcentaje de
recuperación de oro entregó debido a que sí existe afinidad
entre el complejo oro-tiosulfato y el reactivo colector trioctilmetil-amonio cloruro (Aliquat). La principal ventaja de esta
técnica está en la poca cantidad de reactivos de flotación a
utilizar (concentración al 0.1 % en lixiviados). Además se
obtiene un concentrado de flotación acuoso que puede ser
sometido a electrólisis para la posterior recuperación de oro.
46
3.4 Ensayos de electrólisis
Los ensayos de electrólisis se aplicaron tanto a los lixiviados
como a los concentrados obtenidos en flotación iónica.
También se realizaron ensayos con la presencia de sulfito de
sodio con el fin de estabilizar el tiosulfato presente en los
lixiviados. Por último se modificaron parámetros como el
tiempo y el voltaje aplicado a la celda electrolítica.
En la Fig. 4 se observa la recuperación de oro en el área
catódica obtenida con y sin la adición de sulfito de sodio.
3.3 Flotación iónica de lixiviados
En la Fig. 3 se muestra la recuperación de oro acumulada en
el concentrado de flotación iónica. Las pruebas de flotación
iónica se realizaron con el colector Aliquat al 100 % de
concentración y con el espumante Flomin F-121 al 1 % de
concentración. Los reactivos de flotación fueron añadidos al
0,1 % de concentración en los lixiviados a flotar. Se obtuvo
una recuperación acumulada de oro del 84% en un tiempo de
40 minutos. Otro aspecto importante a recalcar es el volumen
acumulado de concentrado obtenido. En el 60 % del volumen
inicial de lixiviado, se recuperó el 84 % del oro. En otras
palabras, en la mayor parte del lixiviado original, se logró
concentrar y recuperar la mayor parte del oro.
Figura 3. Recuperación de oro a partir de lixiviados con tiosulfato de sodio
mediante flotación iónica (tiempo = 40 min; [Na2S2O3] = 1.0 M; [NH3] = 0.1
M; [Cu2+] = 2 mM; pH = 10.0; colector Aliquat al 100 % y espumante
Flomin F-121 al 1 % de concentración)
La razón por la que la se recupera la mayor cantidad de oro
contenido en el lixiviado, radica en la afinidad que presenta
el compuesto Aliquat (amina cuaternaria) por el oro. El
colector Aliquat se adhiere con el complejo oro-tiosulfato y
la parte hidrofóbica de esta amina cuaternaria se adsorbe con
las burbujas de aire estabilizadas por el espumante Flomin
F-121. Las burbujas de aire suben junto al oro en forma de
espuma y son recuperadas en el concentrado de flotación.
Asimismo, es importante tener en cuenta que el concentrado
de flotación obtenido es acuoso ya que la cantidad de colector
orgánico usado es menor en comparación al lixiviado flotado.
Al agregar el Aliquat en una concentración del 0.1 % en el
lixiviado, se logra obtener un concentrado de flotación
acuoso, lo que evita la aplicación de una etapa de reextracción para separar el oro de la fase orgánica. Por lo
tanto, es factible usar el concentrado de flotación iónica en el
proceso de electrólisis para la posterior recuperación de oro.
Figura 4. Recuperación de oro a partir de lixiviados con tiosulfato de sodio
sin sulfito de sodio (0.4 V; 12.6 mA; pH = 10.0) y con sulfito de sodio (0.35
V; 12.6 mA;pH = 10,0; [Na2SO3] = 0.1 M)
La concentración de sulfito de sodio en el lixiviado fue de
0.1 M. La razón por la que se agregó sulfito de sodio en uno
de los ensayos de electrólisis fue para estabilizar el complejo
oro-tiosulfato presente en los lixiviados. De esta manera se
evita que el oro precipite en forma de sulfuro durante la
reducción del complejo oro-tiosulfato en el área catódica. No
obstante, la recuperación de oro obtenida en el ensayo con
sulfito de sodio fue de 25 % la cual es menor a la
recuperación de oro obtenida en el ensayo sin sulfito de sodio
que fue de 28 %.
A pesar de que se evitó la formación de sulfuro de oro en
forma de precipitado negro con la adición de sulfito de sodio,
la recuperación de oro conseguida fue menor. La baja
recuperación de oro obtenida se debe a que las reacciones
parásitas (como la reducción de agua y oxígeno además de la
coprecipitación de otros metales como la plata) sucedidas en
el área catódica consumen gran parte de la corriente aplicada
para la precipitación del oro.
Se aplicó la técnica de electrólisis tanto a lixiviados como a
concentrados de flotación iónica para determinar si existía
algún impedimento para la aplicación de este proceso en los
concentrados de flotación iónica debido a la presencia de
componentes orgánicos.
Los ensayos se realizaron durante una hora aplicando una
corriente de 0.4 V y sin la presencia de sulfito de sodio. En la
Fig. 5 se puede observar que las recuperaciones obtenidas
para
los
dos
ensayos
fueron
muy
similares.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Recuperación de Oro a Partir de Minerales Polisulfurados con Soluciones Amoniacales de Tiosulfato de Sodio
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47
4. CONCLUSIONES
La lixiviación con soluciones amoniacales de tiosulfato de
sodio permite obtener recuperaciones de oro de 81 % al cabo
de una hora de iniciado el proceso al 33 % de sólidos. Al
incrementar la cantidad de mineral a lixiviar, se requiere de
un aumento de los agentes de lixiviación con el fin de
compensar la mayor cantidad de oro a disolver. Por lo tanto,
al encontrar un adecuado equilibrio entre las concentraciones
de los reactivos de lixiviación, se puede superar al proceso de
cianuración tanto de recuperación como en velocidad de
disolución de oro.
Figura 5. Recuperación de oro a partir de lixiviados con tiosulfato de sodio
(0.4 V; 12.6 mA; pH = 10.0) y a partir de concentrados de flotación iónica
(0.4 V; 12.6 mA;pH = 10.0)
En el ensayo de electrólisis aplicado al lixiviado se obtuvo
una recuperación de oro de 28 % mientras que en el ensayo
realizado con el concentrado de flotación iónica se obtuvo
una recuperación de oro de 29 %. Por lo tanto se puede
afirmar que la presencia de Aliquat en el concentrado de
flotación iónica no impide la aplicación del proceso de
electrólisis para la deposición de oro. Debido a la poca
cantidad de Aliquat utilizado en la etapa de flotación iónica,
el concentrado obtenido se comporta de forma similar a los
lixiviados.
Por último se varió la corriente inducida con el fin de
recuperar una mayor cantidad de oro. En estos ensayos se
utilizaron solo concentrados de flotación iónica. Además se
incrementó el tiempo de duración del proceso para conseguir
la recuperación de oro más alta posible. Se aplicaron voltajes
de 0.4 y 1.5 V para determinar si una mayor corriente
aplicada permite incrementar la recuperación de oro. En la
Fig. 6 se advierten los resultados obtenidos a los dos voltajes
aplicados. Al inducir un voltaje de 0.4 V durante 3 horas, se
consigue una recuperación de oro de 63 %. En cuanto al
experimento desarrollado con 1.5 V, la recuperación de oro
obtenida fue de 82 %. Evidentemente, un aumento en el
voltaje aplicado permitió obtener una mayor recuperación de
oro. Al tener una mayor corriente disponible tanto para la
reducción del complejo oro-tiosulfato como para el resto de
reacciones parásitas y paralelas, se logra mejorar la
recuperación de oro.
El pH del proceso de lixiviación con tiosulfato debe
mantenerse en un valor superior a 10 pero no mayor a 11 para
favorecer la acción de la cuprotetramina, responsable de
catalizar la disolución del oro contenido en el mineral. La
concentración de iones cúprico permiten acelerar la
disolución de oro pero un excesivo incremento de estos
puede provocar la oxidación del tiosulfato hacia politionatos
lo que va en detrimento de la recuperación de oro en el
lixiviado, debido a que estos no intervienen en la disolución
del oro. Además un menor tamaño de partícula del mineral
favorecerá la recuperación de oro en el lixiviado al darse un
contacto más íntimo entre el mineral a lixiviar y los reactivos
de lixiviación.
Las técnicas convencionales de recuperación de oro a partir
de lixiviados como son adsorción con carbón activado y
cementación con polvo de cobre, no arrojaron buenos
resultados en cuanto a recuperación de oro se refiere. En el
caso de la adsorción con carbón activado se obtuvo una
recuperación de oro de tan solo el 40 %, mientras que en la
cementación con polvo de cobre se consiguió una
recuperación de oro de 58 %. A pesar de que se experimentó
con carbón activado impregnado con cobre metálico, con el
fin de aumentar el área disponible de cementación, solo se
consiguió una recuperación de oro del 46 %.
Las bajas recuperaciones obtenidas se deben, en el caso de la
adsorción con carbón activado, a la poca afinidad del
complejo oro-tiosulfato hacia la superficie del carbón
activado. En los experimentos de cementación, las bajas
recuperaciones obtenidas posiblemente se deban a la
pasivación de la superficie disponible debido a la
precipitación de óxidos o sulfuros. El ensayo de flotación
iónica fue el más exitoso de todos, ya que permitió obtener
una recuperación de oro del 84 %. La elevada recuperación
de oro se debe a la afinidad del colector Aliquat y el
complejo oro-tiosulfato. La poca cantidad de colector
aplicado en el lixiviado (0.1 % de concentración en solución)
permitió obtener un concentrado de flotación acuoso el cual
no presenta inconveniente para ser tratado mediante
electrólisis. Al aplicar un voltaje de 1.5 V al concentrado de
flotación iónica por tres horas, se consiguió una recuperación
de oro de 82 % en el área catódica.
Figura 6. Influencia de la corriente aplicada en la recuperación de oro a
partir de concentrados de flotación iónica (pH = 10.0)
Revista Politécnica-Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
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49
Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación
con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
Campos C.*; De la Torre E.*

*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]
Resumen: Se estudió la detoxificación de efluentes cianurados, mediante oxidación con dióxido de azufre (SO 2),
aire y catalizadores de Cu. Se ensayaron diversas especies de Cu tales como: CuSO4 en solución, carbón activado
granular (CAG) impregnado con CuSO4, CAG impregnado con Cu0 y Cu0 granular. Este proceso es conocido como
INCO, el cual oxida el cianuro WAD a cianato y precipita los metales tales como Cu, Ni, Zn, Cd y Fe. Se realizaron
ensayos a escala de laboratorio con soluciones sintéticas de 500 mg/L NaCN y efluentes cianurados industriales. Se
midió la variación de CN- con respecto al tiempo por titulación con AgNO3. Se estudió la influencia del pH, la
dosificación de Na2S2O5 (fuente de SO2) y las concentraciones de los diferentes catalizadores. Los tiempos de
oxidación del 98 % de CN- de las soluciones sintéticas de NaCN, bajo las mejores condiciones de operación del
proceso INCO (pH 10.0; 276 N L/h aire; 400 RPM; y 1000 mg/L Na2S2O5) fueron 210 min con 50 mg/L Cu2+
(CuSO4), 40 min con 50 g/L de CAG impregnado con CuSO4, 8 min con 50 g/L de CAG impregnado con Cu0 y
195 min con 10 g/L Cu0 granular. Los efluentes industriales fueron detoxificados utilizando 5 g/L CAG impregnado
con Cu0. Estos efluentes, con concentraciones iniciales de 432.50 mg/L y 112.50 mg/L de cianuro total alcanzaron
0.06 mg/L cianuro total en 90 min y 0.05 mg/L cianuro total en 40 min, respectivamente. El contenido de metales
en los efluentes (Cu, Cd, Zn, Ni y Fe) luego de la precipitación llegaron a los límites permisibles de descarga a un
cuerpo de agua dulce según lo establecido en el TULAS. El precio del tratamiento de efluentes cianurados por el
método INCO con CAG impregnado con Cu0 es de 6.70 USD/m3.
Palabras clave: efluentes cianurados, proceso INCO, carbón activado impregnado con cobre
Abstract: It was studied the detoxification of cyanide effluents by oxidation with sulfur dioxide (SO 2), air and
copper catalyzer. The CuSO4 solution, granular activated carbon (GAC) impregnated with CuSO4, GAC
impregnated with Cu0 and granular Cu0 were studied. This process is called INCO process and it oxidizes WAD
cyanide to cyanate and precipitates metals such as Cu, Ni, Zn, Cd and Fe. Experiments were conducted at
laboratory scale using synthetic solutions of 500 mg/L NaCN and industrial cyanide effluents. The variation of the
CN- concentration in time was determined titrimetrically with AgNO3 solution. The influence of pH and the
concentrations of Na2S2O5 (SO2 source of process) and Cu catalysts on the rate of the removal of CN - were
estudied. The oxidation times of the 98 % of cyanide removal from the synthetic solutions of NaCN based on the
best operation conditions (pH 10.0; 276 N L/h air; 400 RPM and 1000 mg/L Na2S2O5) were: 210 min (50 mg/L
Cu2+ obtained from CuSO4), 40 min (50 g/L GAC impregnated with CuSO4), 80 min (5 g/L GAC impregnated with
Cu0) and 195 min (10 g/L granular Cu0). The industrial effluents were detoxified using 5 g/L GAC impregnated
with Cu0. These effluents with initial concentrations of 432.50 mg/L and 112.50 of total cyanide reached 0.06 mg/L
total cyanide in 90 min and 0.05 mg/L total cyanide in 40 min, respectively. Besides, the metal content (Cu, Cd, Zn,
Ni and Fe) of the industrial effluents after precipitation reached the permissible limits for discharges into a fresh
body water according to TULAS. The price of cyanide wastewater treatment by the INCO method using GAC
impregnated with carbon is 6.70 USD/m3.
Keyword: Cyanide effluents, INCO process, copper impregnated activated carbon
1.
INTRODUCCIÓN
En el Ecuador, a lo largo de la historia la industria minera ha
causado grandes impactos ambientales, especialmente en las
zonas de Portovelo-Zaruma y Ponce Enríquez debido a las
descargas directas o indirectas de relaves contaminados con
cianuro y metales pesados a los ríos. Estas descargas han
provocado la extinción de todas las formas de vida, ya que el
agua no es apta para el consumo de los seres vivos [7, 10]. El
cianuro puede encontrarse en forma de cianuro libre,
complejos cianurados débiles y moderadamente fuertes
(cianuro WAD, formado por Cd, Cu, Zn, Ni y Ag) y
complejos cianurados fuertes (cianuro SAD, formado por Au,
Hg, Fe y Co). En cualquiera de sus clasificaciones el cianuro
constituye un compuesto muy tóxico sobre las especies vivas,
razón por la cual la industria minera se ha visto obligada a
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 34, No. 2
50
Campos C.*; De la Torre E.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
desarrollar procesos de destrucción y recuperación de
cianuro. Los procesos de destrucción se basan en convertir el
cianuro en compuestos menos tóxicos a través de reacciones
de oxidación. Entre estos procesos se encuentran el método
INCO, la oxidación con peróxido de hidrógeno, ácido de
caro, carbón activado y aire, cloración alcalina y tratamientos
biológicos. Por otro lado, los procesos de recuperación tienen
como objetivo recuperar el cianuro empleado en la
lixiviación del oro y reutilizarlo, tal es el caso de los procesos
AVR y SART [6, 2].
Esta investigación se basa en el estudio del proceso INCO, el
cual requiere el uso de SO2 y aire en presencia de iones Cu2+
como catalizador bajo condiciones controladas de pH (8-10).
El O2 requerido para la oxidación del cianuro es suministrado
en el reactor mediante burbujas de aire. El sulfito de sodio
(Na2SO3) y el metabisulfito de sodio (Na2S2O5) son los
agentes reductores comúnmente usados como fuente de SO2
del proceso y el Cu2+ es obtenido a partir de CuSO4 en
solución. El pH de la solución es controlado con cal (CaO) o
hidróxido de sodio (NaOH) [8].
El proceso INCO oxida rápidamente el cianuro WAD a
cianato y precipita los metales liberados (Cd, Cu, Zn, Ni y
Ag) en forma de hidróxidos, a excepción de los complejos
cianurados de Fe que precipitan como sales metálicas de
ferrocianuro de Cu, Ni o Zn. Las principales variables de este
proceso son el pH, las dosificaciones de SO2 y Cu, la
velocidad de alimentación de aire y el tiempo de retención.
Las dosis de SO2 y Cu empleadas en el proceso dependen de
la concentración de cianuro WAD en la solución [7]. El SO2
--
disuelto en la solución forma el ión sulfito
de acuerdo a la Ecuación 1.
a pH alcalino
-
El
es el reactante del proceso del proceso INCO [3, 4].
La conversión de cianuro WAD a cianato se da de acuerdo a
las a reacciones presentadas en las ecuaciones 2 y 3, donde M
puede ser Zn2+; Cu2+; Ni2+; Cd2+ and Ag2+ [4].
-
-
-
-
→
-
-
(1)
→
-
(2)
-
-
(3)
La remoción de cianuro de hierro inicia con la reducción del
Fe de estado férrico a estado ferroso, como se muestra en la
Ecuación 4.
-
-
-
(4)
Posteriormente, los complejos de cianuro ferroso precipitan
con el Cu, Ni o Zn, de acuerdo a la reacción mostrada en la
Ecuación 5.
-
(5)
Los metales remanentes en la solución precipitan en forma de
hidróxidos. La precipitación del Cu ocurre de acuerdo a la
Ecuación 6, mientras que el Ni y el Zn precipitan conforme la
Ecuación 7.
-
-
-
-
(6)
(7)
El objetivo principal de este estudio es dar una nueva
alternativa al sector minero del Ecuador, para el tratamiento
de los efluentes cianurados con base en la innovación del
proceso INCO. Para esto se analizará los principales
parámetros de operación del proceso (pH, dosificación de
Na2S2O5 y CuSO4) y se estudiará el empleo de otros
catalizadores como el Cu0 granular, carbón activado granular
(CAG) impregnado con CuSO4 y CAG impregnando con Cu0
a fin de mejorar la cinética del proceso INCO y llegar al
límite permisible de cianuro total y metales establecidos en el
TULAS. Cabe indicar que estos catalizadores han sido
escogidos debido a que el CAG en presencia de Cu ha
demostrado adsorber aproximadamente 22.4 mg CN-/g CAG.
Además, el Cu2+ y Cu1+ cataliza la reacción de oxidación del
cianuro e incrementa la capacidad de adsorción del CAG
[2, 5, 9].
2. METODOLOGÍA
Se realizaron ensayos con soluciones sintéticas de
500 mg/L NaCN (265 mg/L CN-) y con efluentes cianurados
provenientes del proceso de cianuración de dos compañías
mineras del Ecuador. Los reactivos empleados para los
ensayos fueron soluciones de CuSO4 al 5 %, Na2S2O5 al 20%,
NaOH 1N y HCl al 5 %, las mismas que fueron preparadas
con reactivos grado analítico y agua destilada. Además se usó
Cu0 granular (0.8 × 0.6 mm) y CAG virgen (4.8 × 2.4 µm y
No. Iodo 523 mg I2/g CAG) procesado a partir de cuesco de
palmiste por carbonización y activado físicamente con vapor
de agua.
2.1 Ensayos con soluciones sintéticas de NaCN
Se realizaron pruebas con 1 L de solución de 500 mg/L
NaCN a temperatura ambiente (18 - 20 °C) y presión
atmosférica (0.72 atm). Las variables analizadas fueron: el
pH (10.0 – 11.0), la dosificación de Na2S2O5
(500 mg/L - 3000 mg/L) y la concentración de cada uno de
los diferentes catalizadores de Cu: CuSO4 en solución
(20 mg/L - 50 mg/L), CAG impregnado con CuSO4
(0 g/L - 50 g/L), CAG impregnado con Cu0 (0 g/L - 50 g/L) y
Cu0 granular (10 g/L). El pH fue medido con el pHmetro
HANNA HI98128 y contralado con soluciones de HCl al 5 %
y NaOH 1N. Se alimentó un flujo de aire constante de
276 NL/h, suministrado por el compresor Air America de
1 HP y medido con un rotámetro de gases marca ROTA. Se
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
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empleó agitación mecánica a 400 RPM con el agitador
BOECO modelo bUSD-20.
51
2.1.5 Obtención de CAG impregnado con Cu0
Se realizaron dos tipos de ensayos, en el primero se adicionó
el Na2S2O5 al 20 % solo al comienzo del proceso de
oxidación y se determinó la cantidad de N2 S2O5 en la
solución cianurada cada 30 min con el fin de analizar la
cinética de la reacción con respecto a este agente oxidante.
En el segundo tipo de ensayo se mantuvo constante la
concentración de Na2S2O5 durante todo el proceso de
oxidación, para ello se determinó cada cierto tiempo (10 a 30
min, según la cinética del proceso) la cantidad de Na2S2O5
consumido y se repuso dicho consumo. En los dos casos la
cantidad de Na2S2O5 se determinó con el método de Ripper
Simple (Análisis basado en titulación yodimétrica, empleado
para la determinación del contenido de SO2 en vinos y
mostos).
El CAG impregnado con Cu0 se obtuvo mediante la
electrodeposición de Cu0 sobre el CAG virgen. El ánodo y el
cátodo fueron placas de Cu de 15×15 cm con un espesor de
3 mm. El cátodo fue recubierto con 25 g de CAG virgen por
cada lado de la placa sostenido por una malla plástica. Los
electrodos se colocaron dentro de un recipiente de 6 L de
solución electrolítica (120 g/L H2SO4 y 60 g/L CuSO4) con
un pH de 1.5. La electrodeposición se llevó a cabo por 4 h
con un voltaje de 1 V. Una vez finalizada la
electrodeposición, se retiró los cátodos del recipiente y se
quitó la malla plástica que cubría el cátodo a fin de liberar el
CAG impregnado con Cu0, el cual fue lavado con agua
potable para eliminar el sulfato de cobre acumulado en su
superficie y secado en la estufa a 110 ºC. Finalmente, se
determinó el contenido de Cu0 del CAG mediante la
diferencia de pesos del CAG antes y después de la
electrodeposición.
2.1.2. Estudio Cinético de la oxidación de cianuro libre
2.1.6 Obtención de CAG impregnado con CuSO4
2.1.1. Dosificación de metabisulfito de sodio
-
Para el estudio cinético de la oxidación cianuro libre (CN ),
se determinó la concentración de CN- con respecto al tiempo
por volumetría con una solución de 1.6987 g/L AgNO3 y KI
al 10 % como indicador, con base en la norma
ASTM D-2036.
2.1.3. Determinación de cianuro WAD y cianuro total
Una vez definidas las mejores condiciones de operación del
proceso (pH, dosificación de Na2S2O5 y la concentración del
catalizador seleccionado), se determinó el contenido de
cianuro total y cianuro WAD. Para esto la solución
detoxificada por fue sometida al proceso de destilación ácida
que consiste en la descomposición de los complejos
cianurados, mediante la acidificación de la muestra a fin de
producir vapores de ácido cianhídrico (HCN) que a través de
la destilación son recogidos en una solución de hidróxido de
sodio (NaOH) para formar NaCN, que finalmente se
cuantifica por el método colorimétrico piridina-pirazolona
con el espectrofotómetro HACH DR 2800 (método que
determina de 0.002 a 0.204 mg/L CN-).
2.1.4 Determinación del contenido de Cu en las soluciones
sintéticas de NaCN
Se determinó la cantidad de Cu (proveniente de los diferentes
catalizadores) en la solución de NaCN por absorción atómica
antes y después de la precipitación de Cu. Para determinar la
cantidad de Cu antes de la precipitación, se tomó una alícuota
de 10 mL una vez finalizado el proceso de oxidación y se
añadió 0.1 mL de HCl concentrado, a fin de bajar el pH a 4.5
y disolver el Cu precipitado. Mientras que para conocer el
contenido de Cu residual en la solución cianurada después de
la precipitación se tomó una alícuota de 10 mL y se filtró la
solución para separar el Cu precipitado.
Para la obtención del CAG impregnado con CuSO4 se
colocaron 50 g de CAG virgen y 100 mL una solución de
CuSO4 al 15 % en un vaso de precipitación de 600 mL. Se
agitó la mezcla a velocidad media en una plancha de
agitación magnética (Lab Tech, LMS-3006, 110V) por un
lapso de 2 h. Luego, se separó el CAG impregnado con
CuSO4 de la solución remanente de CuSO4 con ayuda de una
coladera, se lavó con agua potable el CAG impregnado con
CuSO4 y se secó en una estufa a 110 ºC. Finalmente, se
determinó el contenido de Cu presente en el CAG por
absorción atómica (equipo Perkin Elmer AAnalyst 300).
2.2 Ensayos con efluentes cianurados industriales
El tratamiento de detoxificación de los efluentes industriales
se realizó bajo las mejores condiciones de pH, dosificación
de Na2S2O5, y concentración del catalizador de Cu
seleccionado, determinadas en este estudio a partir del
tratamiento de detoxificación de las soluciones sintéticas de
NaCN. El estudio cinético del proceso de oxidación se realizó
de la misma manera que en los efluentes sintéticos, es decir
con base en la de determinación de CN- a diferentes
intervalos de tiempo.
2.2.1 Muestreo de los efluentes industriales
Para evaluar el tratamiento de detoxificación de efluentes
industriales del proceso de cianuración, se realizó un
muestreo simple de los efluentes de las compañías mineras
“ r na .A.” y “Paz Borja” ubicadas en el cantón Camilo
Ponce Enríquez (Azuay), con base en la norma
NTE INEN 2 169:98, la cual describe el muestreo, manejo y
conservación de muestras de agua.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 34, No. 2
52
Campos C.*; De la Torre E.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
400
Una vez obtenidas las muestras representativas de los
efluentes industriales, se realizó la caracterización química de
las mismas mediante la determinación del pH y del contenido
de Au, Ag, Cu, Zn, Cd, Ni y Fe por absorción atómica.
Además, se analizó el contenido de CN-, CNWAD y CNTOTAL
como se explico en la sección 2.1.3.
350
Una vez terminado el proceso de oxidación se realizaron
análisis de CNWAD, CNTOTAL, y del contenido de Au, Ag, Cu,
Zn, Cd, Ni y Fe de los efluentes cianurados detoxificados, a
fin de conocer el porcentaje de remoción de dichos
parámetros con respecto a los valores obtenidos en la
caracterización química y compararlos con los límites de
descarga a un cuerpo de agua dulce, establecidos en el Anexo
1 del Libro VI del TULAS. Los efluentes industriales
detoxificados que no cumplieron con la normativa ambiental,
fueron sometidos al proceso de oxidación por un mayor
tiempo al determinado por el método volumétrico, hasta
llegar a valores iguales o inferiores a 0.1 mg/L de CNTOTAL.
3.1 Detoxificación de soluciones sintéticas de NaCN
3.1.1. Influencia del pH en la oxidación de cianuro libre y
remoción de Na2S2O5
En la Fig. 1 se muestra el efecto del pH (10.0 y 11.0) en la
oxidación de CN- y en la remoción de Na2S2O5 en función del
tiempo en una solución sintética de 500 mg/L NaCN
(265.4 mg/L CN-). Los ensayos se realizaron con un flujo
constante de aire de 276 NL/h, una concentración inicial de
2000 mg/L Na2S2O5 y 50 mg/L Cu2+.
A pH 10.0 la remoción de CN- es muy rápida durante los
primeros 150 min en los cuales se oxidan alrededor de 160
mg CN-, luego de este tiempo la reacción se vuelve lenta
oxidando alrededor de 60 mg CN- en 360 min.
Esto se debe a que a pH 10.0 el Na2S2O5 se consume por
completo a los 150 min, por ende a partir de este momento la
oxidación del CN- se da únicamente debido a la presencia de
O2 de acuerdo a la Ecuación 8.
-
(8)
a
Por otro lado, a pH 11.0 la oxidación de CN- es lenta desde el
inicio del proceso hasta el final del mismo al igual que el
consumo de Na2S2O5, ya que luego de 480 min de reacción
aún hay una concentración aproximada de 100 mg/L de
Na2S2O5. Esto demuestra que a pH 10.0 se ve favorecida la
oxidación de CN- a CNO- según la Ecuación 2, en la cual el
-
obtenido del Na2S2O5 actúa como agente reductor
pasando a ión sulfato
-
.
[CN-] (mg/L)
300
1600
250
1200
200
150
800
100
400
50
0
0
0
100
200
300
400
500
Tiempo (min)
[CN-];
pH=11
[CN-] pH=11
[CN-] pH=10 pH=11
[Na2S2O5];
[CN-];
pH=10
[Na2S2O
5] pH=11
[Na2S2O5] pH=10
[Na2S2O5];
pH=10
Figura 1. Influencia del pH en la oxidación de CN- y consumo de Na2S2O5
en función del tiempo en soluciones sintéticas de 265 mg/L CN(2000 mg/L Na2S2O5; 50 mg/L Cu2+; 400 RPM y 276 NL/h aire)
3.1.2 Influencia de la dosificación de Na2S2O5 en la
oxidación de CN-
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
-
2000
[Na2S2O5] (mg/L)
2.2.2 Caracterización química de los efluentes industriales
En la Fig. 2 se muestra la influencia de la dosificación inicial
de Na2S2O5 (1000, 2000 y 3000 mg/L Na2S2O5) en la cinética
de oxidación de CN- con un flujo constante de aire de 276
NL/h; 400 RPM; pH 10.0 y 50 mg/L Cu2+. Se observa que un
aumento en la concentración inicial de Na2S2O5 no influye
significativamente en la remoción de CN-, ya que al trabajar
con una concentración de 1000 mg/L Na2S2O5 se remueve 76
% de CN- en 480 min, mientras que con 2000 y 3000 mg/L
Na2S2O5 se remueve el 84 % de CN-.
Por otro lado la Fig. 2 indica que los 1000 mg/L de Na2S2O5
se consumen completamente en 120 min, los
2000 mg/L en 150 min y los 3000 mg/L en 240 min, lo que
significa que a partir de los tiempos mencionados la
oxidación del CN- se da solo en presencia de O2 como se
muestra en la Ecuación 8. Esto demuestra que el exceso de
Na2S2O5 no aumenta la velocidad de oxidación de CN- a
CNO-. Según los estudios realizados por Breuer et al. (2011)
esto se debe a que el exceso de
-
obtenido del Na2S2O5 se
-
oxida
de acuerdo a la Ecuación 9, mientras que el
solo reacciona con la cantidad estequiométrica requerida
como se indica en la Ecuación 2.
-
→
-
(9)
Esto sugiere que el Na2S2O5 se debería mantener a una
-
concentración constante a fin de que el
este presente
durante todo el proceso de oxidación. En la Fig. 3 se presenta
la cinética de oxidación de CN - a las mismas condiciones de
los ensayos de Fig. 2 pero manteniendo contante las
concentraciones de 500, 1000 y 2000 mg/L Na2S2O5.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
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53
van añadiendo paulatinamente de acuerdo a las necesidades
del proceso) logrando un 98 % de remoción de CN- en
210 min.
Sin embargo, con base en la Fig. 2 al añadir al inicio del
proceso 3000 mg/L Na2S2O5 se remueve aproximadamente el
84 % de CN- en 480 min. Esto demuestra que al ir añadiendo
paulatinamente el Na2S2O5 de acuerdo a las necesidades del
proceso de oxidación se minimiza la reacción directa del
-
con el O2 y por ende se evita el consumo innecesario de
este gas, el cual limita la velocidad de oxidación del CNTabla 1. Resultados de la cinética de oxidación de CN- de soluciones
sintéticas de 265 mg/L CN- a pH 10.0; 50 mg/L Cu2+; 276 NL/h y 400 RPM
con diferentes dosificaciones constantes de Na2S2O5
Figura 2. Influencia de la dosificación inicial de Na2S2O5 en la oxidación de
CN- y consumo de Na2S2O5 en función del tiempo en soluciones sintéticas de
265 mg/L CN- (pH 10,0; 50 mg/L Cu2+; 276 N L/h aire y 400 RPM)
[CN-]
(mg/L)
[N2S2O5]constante
(mg/L)
Consumo promedio
[N2S2O5] (mg/L)
Oxidación
CN- (%)
Tiempo
oxidación
(min)
500
1000
2000
2 500
3000
5 500
98
98
98
350
210
220
3.1.3 Influencia de la dosificación de los catalizadores de Cu
en la oxidación de CN-
300
Los estudios realizados por Breuer et al. (2011), indican que
el Cu2+ obtenido a partir del CuSO4 actúa como un
250
[Na2S2O5]consta
[Na2S2O5] = 500 mg/L
nte= 500 mg/L
200
[Na2S2O5]consta
[Na2S2O5] = 1000 mg/L
nte= 1 000 mg/L
150
[Na2S2O5] = 2000 mg/L
[Na2S2O5]consta
nte= 2 000 mg/L
100
-
catalizador en la oxidación del
con O2, facilitando la
-
transferencia de electrones del
al O2. En la Fig. 4 se
presenta la influencia de la dosificación de Cu2+ (50, 40 y
20 mg/L) en la oxidación del CN-, al emplear una
concentración constante de 1000 mg/L de Na2S2O5; 400 RPM
y 276 NL/h aire.
Además, señala que el CN- se oxida paralelamente con el
-
50
0
0
100
200
Tiempo (min)
300
400
Figura 3. Influencia de la dosificación constante de Na2S2O5 en la oxidación
de CN- en función del tiempo en soluciones sintéticas de 265 mg/L CN(pH 10,0; 50 mg/L Cu2+; 276 N L/h aire y 400 RPM)
Se observa que con una concentración constante de 500
mg/L Na2S2O5 se logra oxidar el 98 % de
en
350 min, mientras que con 1000 y 2000 mg/L Na2S2O5 se
oxida la misma cantidad de CN- en 210 y 220 min,
respectivamente. Esto demuestra que los mejores resultados
en la remoción de CN- se obtienen al usar una concentración
constante de 1000 mg/L Na2S2O5 y que el exceso de este
agente reductor no contribuye a la remoción del CN-.
En la Tabla 1 se muestran los resultados de la cinética de
oxidación de CN- y se detalla el consumo promedio de
Na2S2O5 de los ensayos presentados en la Fig. 3. El empleo
de una concentración constante de 1000 mg/L Na2S2O5,
equivale a usar un promedio de 3000 mg/L Na2S2O5 (que se
de acuerdo a la Ecuación 2 y que al añadir Cu2+ a la
solución cianurada se forma
que actúa como
catalizador de esta reacción. Por esta razón en la Fig. 4 se
observa que a medida que aumenta la cantidad de Cu2+
empleado en el proceso de oxidación, disminuye el tiempo de
remoción de CN-.
En los últimos minutos del proceso se observó que la
solución cianurada que inicialmente era transparente empezó
a tornarse celeste como se observa en la Fig. 5, lo cual se
debe presumiblemente a la precipitación del Cu en forma de
hidróxido según la Ecuación 6.
Esto sugiere que inicialmente se oxida el CN- presente en la
solución, posteriormente el
y finalmente precipita
el Cu liberado del complejo cianurado de Cu.
Adams (1994) señala que El Cu1+ y el Cu2+ catalizan la
oxidación del cianuro con CAG en presencia de O2, y a su
vez aumentan la capacidad de adsorción de este catalizador.
Esto se atribuye al incremento de sitios activos en la
superficie del CAG y a la formación de especies complejas
de cianuro.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 34, No. 2
54
Campos C.*; De la Torre E.*
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en los sitios activos del CAG, que al ser impregnado con Cu
actúa como un catalizador redox en presencia de aire.
[CN-] 300
(mg/L)
2+
[Cu ]= 20 mg/L
[Cu2+]=20
mg/L
250
Por otro lado, al introducir por separado 50 g/L de CAG con
50 mg/L Cu2+ se remueve el 98 % de CN- en 195 min, con
50 mg/L de Cu2+ en 210 min, mientras que con 30 g/L de
CAG impregnado con CuSO4 se alcanza este porcentaje de
remoción en 85 min. Esto muestra que el mejor efecto
catalítico en la oxidación del CN - se obtiene con CAG
impregnado con CuSO4 debido al efecto catalizador del CAG
y del
y las propiedades de adsorbentes del CAG.
[Cu2+]= 40 mg/L
[Cu2+]=40
mg/L
200
2+
[Cu ]= 50 mg/L
[Cu2+]=50
mg/L
150
100
50
[CN-] 300
(mg/L)
0
50 g
g/LCA
CAG
imp. CuSO4
50
impregnado
CuSO4
50
CA +virgen
+ Cu
502+
50 g/L
g/L CAG
50 mg/L
mg/L Cu2+
g/L CAG
virgen
5050g/L
CA virgen
250
0
100
200
300
400
500
Tiempo (min)
Figura 4. Influencia de la dosificación de Cu2+ en la oxidación de CN- en
función del tiempo en soluciones sintéticas de 265 CN- (pH 10.0;
1000 mg/L Na2S2O5, 50 mg/L Cu2+; 400 RPM y 276 NL/h aire)
200
2+
mg/L Cu
5050mg/L
Cu2+
150
imp. CuSO4
3030gg/L
CACAG
impregnado
CuSO4
100
50
0
0
(a)
(b)
40
80
120 160 200 240 280 320 360 400
Tiempo (min)
Figura 6. Influencia de la dosificación de CAG impregnado con CuSO4
(0,24 % Cu), CAG virgen (malla 4×8, No. Iodo 523 mg I2/g CAG) y Cu2+ en
la oxidación de CN- en función del tiempo de soluciones sintéticas de
265 mg/L CN- (pH 10.0; 1000 mg/L Na2S2O5, 400 RPM y 276 NL/h aire)
En la Fig. 7 se presentan las cinéticas de oxidación de CN- en
una solución al emplear de 1 a 50 g/L de CAG impregnado
con Cu0, todos los ensayos se realizaron a pH 10.0;
1000 mg/L Na2S2O5; 400 RPM y 276 NL/h aire.
(c)
(d)
Figura 5. Oxidación de CN- y precipitación de Cu. (a) Inicio del proceso,
(b) Final del proceso (precipitación de Cu), (c) Sedimentación del
precipitado Cu y (d) Precipitado Cu
En la Fig. 6 se presenta la cinética de oxidación de CN- al
emplear 50 y 30 g/L de CAG impregnado con CuSO4
(0.24% Cu en peso). Además, se muestra la cinética de
oxidación con 50 g/L de CAG virgen, 50 g/L de CAG virgen
con 50 mg/L de Cu2+ (obtenido a partir de CuSO4) y 50 mg/L
Cu2+. Todos los ensayos se llevaron a cabo a pH 10.0; 1000
mg/L Na2S2O5; 276 NL/h aire y 400 RPM.
Se observa que al trabajar con 50 g/L de CAG virgen se logra
oxidar el 98 % de CN- en 360 min mientras que al usar
50 g/L de CAG impregnado con CuSO4 se remueve esta
misma cantidad de CN- en 40 min, lo que indica que el CAG
activado impregnado con CuSO4 mejora hasta 9 veces el
tiempo de oxidación de CN-. Según Deveci et al. (2006) este
comportamiento se debe a la formación de cargas positivas
Además, con el objetivo de estudiar el efecto catalizador del
Cu0 se realizó un ensayo con 10 g/L de Cu0 granular
(0.6×0.8 mm). Los ensayos con CAG impregnado con Cu0 de
muestran que la velocidad de remoción de CN- es muy rápida
desde el inicio del proceso hasta el final del mismo y que se
incrementa en función de la cantidad de catalizador
empleado.
Al usar 50 g/L de catalizador se remueve el 98 % de CN- en 8
min, mientras que con 5 g/L este porcentaje de remoción se
alcanza en 80 min. Por otra lado, se tiene que el empleo de 10
g/L Cu0 granular presenta la cinética más lenta en la
remoción de CN- de la Fig. 7, con el 98 % de oxidación CNen 220 min que es un valor similar al obtenido con 1 g/L de
CAG impregnado con Cu0.
A fin de realizar un análisis comparativo de todos los
catalizadores empleados en la oxidación de CN - y definir el
que mejor se ajuste a las necesidades del proceso para
posteriormente tratar los efluentes cianurados industriales del
proceso de cianuración.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
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55
CAG virgen con 50 mg/L Cu2+ y con los 10 g/L Cu0 granular
se llega a 0.89 mg/L Cu.
[CN-] 300
(mg/L)
250
Tabla 2. Resultados de la cinética de primer orden con respecto al CN- de la
oxidación de soluciones sintéticas de 265 mg/L CN- (pH 10,0; 1000 mg/L
Na2S2O5; 400 RPM y 276 NL/h aire con diferentes catalizadores de Cu)
200
150
100
Parámetros
50
0
0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220 240
Tiempo (min)
g/L CAG
impregnado con Cu0
5050g/L
CA impregnado
0 granular
g/L Cu
1010g/L
Cu0
30 g/L CAG impregando con
3020g/L
CA impegnado
g/L CAG
impregnado conCu 0
2010g/L
CA
impregnado
g/L CAG impregnado con Cu0
105 g/L
g/LCAG
CA impregando
Cu 0
impregnadodo con
g/LCA
CAGimpregnado
impregnado con
Cu0
5 1g/L
Cu0
Figura 7. Influencia de la dosificación de CAG impregnado Cu0 (20 % Cu0);
CAG virgen (malla 4×8, No. Iodo 523 mg I2/g) y Cu0 granular (0.6×0.8 mm)
en la oxidación de CN- en función del tiempo de soluciones sintéticas de 265
mg/L CN- (pH 10.0; 1000 mg/L Na2S2O5; 400 RPM y 276 NL/h aire)
En la Tabla 2 se presentan un resumen de los tiempos de
oxidación obtenidos con los diferentes catalizadores y la
cantidad de Cu residual proveniente de los mismos antes y
despúes de la precipitación de Cu.
Todos los ensayos se realizaron a pH 10.0, una
concentración constante de 1000 mg/L Na2S2O5, 276 NL/h
aire y 400 RPM,que constituyen los mejores parámetros en el
proceso. Se observa que los mejores resultados en la
remoción de CN- se obtienen al emplear CAG impregnado
con Cu0. Sin embargo, al usar concentraciones superiores a
5 g/L de este catalizador, se obtienen concentraciones de Cu
residual superiores a 20 mg/L Cu luego de la precipitación,
siendo este un valor que excede el permitido por TULAS que
establece un límite permisible de 1.0 mg/L Cu.
Esto se debe a que el contenido de Cu0 en el CAG
impregnado con Cu0 es alto, por ende la cantidad depositada
en la solución también lo es. Además, se observa que al usar
5 g/L de CAG impregnado con Cu0 y 30 g/L de CAG
impregnado con CuSO4 se obtienen tiempos similares de
remoción del 98 %
(85 y 80 min, respectivamente).
En cuanto al contenido de Cu residual se observa que con
CAG impregnado con Cu0 quedan 1.22 mg/L de Cu luego de
la precipitación y con 30 g/L de CAG impregnado con
CuSO4 quedan 0.88 mg/L Cu, que se ajustan a la normativa
ambiental vigente, por lo que se considera que son
catalizadores aptos para el proceso.
Por otra parte, el uso de 50 g/L de CAG virgen con
50 mg/L Cu2+ es equivalente a emplear 10 g/L Cu0 granular,
con un porcentaje de remoción del 98 % CN- en 195 min. En
cuanto al contenido de Cu residual después de la
precipitación, se tienen 0.40 mg/L Cu al emplear 50 g/L de
50 mg/L Cu2+
50 g/L CAG virgen +
50 mg/L Cu2+
50 g/L CAG
impregnado CuSO4
30 g/L CAG
impregnado CuSO4
10 g/L Cu0 granular
50 g/L CAG
impregnado Cu0
30 g/L CAG
impregnado Cu0
20 g/L CAG
impregnado Cu0
10 g/L CAG
impregnado Cu0
5 g/L CAG
impregnado Cu0
1 g/L CAG
impregnado Cu0
Tiempo de
oxidación del
98% de
(min)
210
Antes
precipitación
---
Después
Precipitación
1.17
195
---
0.40
40
61.70
1.51
[Cu]residual (mg/L)
85
57.00
0.88
195
67.50
0.89
8
179.30
38.47
15
155.00
32.86
25
138.50
28.40
40
134.80
22.69
80
90.10
1.22
220
54.60
1.01
Estos catalizadores cumplen con los requerimientos del
proceso de oxidación de efluentes cianurados, sin embargo el
tiempo de remoción de CN-duplica al empleado por los 5 g/L
de CAG impregnado Cu0 y 30 g/L de CAG impregnado
CuSO4 (80 y 85 min), por lo que se descarta su empleo en el
tratamiento de efluentes cianurados.
Finalmente, se analizan los catalizadores de Cu que
presentaron los menores tiempos en la remoción de CN-,
siendo estos los 50 mg/L Cu2+ y el 1 g/L de CAG impregnado
con Cu0 con tiempos de remoción del 98 % de CN- de 210 y
220 min, respectivamente. En cuanto al contenido de Cu
residual de la solución cianurada, con 50 mg/L Cu2+ se llega
a 1.17 mg/L Cu luego de la precipitación y con 1 g/L de CAG
impregnado con Cu0 se solubilizan 54.60 mg/L Cu y luego de
la precipitación se tiene 1.01 mg/L Cu. Esto demuestra que
en presencia de CAG a pesar de tener mayor cantidad de Cu
solubilizado, luego de la precipitación la cantidad de Cu
residual es menor a cuando solo se emplea CuSO4
(50 mg/L Cu2+) en solución. Siendo esto un indicio que el
CAG impregnado con Cu0 adsorbe en su superficie
complejos cianurados de Cu incluso en mínimas cantidades.
Estos catalizadores tampoco pueden ser considerados como
candidatos en la remoción de CN- de los efluentes
industriales, ya que su cinética de reacción es muy lenta.
Luego de haber realizado un análisis de cada uno de los
catalizadores de Cu se concluye que los mejores resultados
tanto en el tiempo de oxidación de CN- como en la
precipitación de Cu, se obtienen con 5 g/L de CAG
impregnado Cu0 y 30 g/L de CAG impregnado con CuSO4
con 80 y 85 min de tiempo oxidación, respectivamente. Por
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 34, No. 2
56
Campos C.*; De la Torre E.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
lo que para seleccionar el mejor catalizador se tomarán en
cuenta tres factores. Primero, 5 min de diferencia en el
proceso de oxidación, a nivel industrial representan costos
energéticos, de mantenimiento y mano de obra. Segundo, el
empleo de grandes cantidades de CAG genera problemas en
la agitación ya que no se tiene un movimiento uniforme del
catalizador y además el CAG tiende a romperse por el
rozamiento generado entre sí y finalmente se debe considerar
que el CAG virgen bordea un costo de 1.00 USD en el
mercado, por lo que se debe emplear la menor cantidad de
catalizador posible para reducir costos. Con todo lo expuesto,
se concluye que el tratamiento de efluentes cianurados se
realizará con 5 g/L de CAG impregnado con Cu0.
3.1.4 Detoxificación de efluentes industriales del proceso de
cianuración
En la Fig. 8 se presentan las cinéticas de oxidación de CN- de
lo fl nt cian rado d la compañía min ra “ r na
.A.” y “Paz Borja” bicada n l antón amilo Ponc
Enríquez. Estos efluentes provienen del proceso de
cianuración y su tratamiento tiene como objetivo determinar
la eficacia del método INCO modificado que se ha
desarrollado en este estudio.
[CN-]300
(mg/L)
Efluente Orenas
Efluente Cianurado Orenas
250
Efluente
Paz Borja
Efluente Cianurado Paz Borja
200
Efluente
Solución Sintético
Sintética (265 mg/L
NaCN 500 mg/L
150
100
50
0
0
20
40
60
80
100
Tiempo (min)
Figura 8. Oxidación de CN- en función del tiempo de efluentes cianurados y
una solución sintética de 265.4 mg/L CN- (pH 10.0; 5 g/L CAG impregnado
Cu0; 1000 mg/L Na 2S2O 5; 400 RPM y 276 NL/h aire)
El tratamiento de los efluentes cianurados industriales se
realizó con base en los mejores resultados obtenidos en el
tratamiento de detoxificación de soluciones sintéticas de
NaCN (pH 10.0; 5 g/L CAG impregnado Cu0; 1000 mg/L
Na2S2O5; 276 NL/h aire y 400 RPM). En la Fig. 8 se observa
que el efluente cianurado Orenas con 159.2 mg/L CN- inicial
requiere 45 min para remover el CN-, mientras que el efluente
cianurado Paz Borja con 58.4 mg/L CN- inicial necesita 20
min, lo que indica que el tiempo de oxidación es
directamente proporcional al contenido inicial de CNpresente en los efluentes.
Los efluentes industriales tienen presencia de metales (Cu,
Ni, Cd, Zn, Fe, Ag, Au, etc.) que forman complejos metálicos
con el CN-. Por ende, el método volumétrico empleado para
determinar el CN- resulta ser ineficiente en la evaluación de
la detoxificación de los efluentes cianurados, ya que no mide
los complejos de cianuro y solo detecta concentraciones
mayores a 5 mg/L CN-. Razón por la cual, se midió el
contenido de CN-, CNWAD y CNTOTAL por el método
colorimétrico piridina-pirazolona con un límite de detección
de 0.002 a 0.204 mg/L de CN-, cuyos resultados se presentan
en la Tabla 3.
Tabla 3. Concentración de las especies de cianuro en efluentes cianurados y
una solución de 265 mg/L CN- en la oxidación de CN-(pH 10.0; 5 g/L CAG
impregnado Cu0; 1000 mg/L Na2S2O5, 400 RPM y 276 NL/h aire)
Muestra
Efluente
Cianurado
Orenas
Efluente
Cianurado
Paz Borja
Solución
Sintética
NaCN
Tiempo de
Oxidación
(min)
CNTOTAL
0
432.50
315.00
159.20
45
5.26
4.62
2.47
90
0.06
0.02
<0.01
0
112.50
87.50
58.40
20
3.50
2.20
1.20
40
0.05
0.02
<0.01
0
265.40
265.40
265.40
80
0.28
0.26
0.12
CNWAD
(mg/L)
La Tabla 3 muestra que luego de los tiempos de oxidación
determinados con el método volumétrico en el tratamiento de
los efluentes cianurados, aún se tiene presencia de cianuro en
concentraciones superiores a 0.1 mg/L CNTOTAL, por lo que
se duplicó el tiempo de oxidación de los dos efluentes. Esto
permitió llegar a la concentración de CNTOTAL establecida por
el TULAS.
Por otro lado, se tiene que el cianuro se remueve más rápido
en forma de complejos cianurados que en forma de CN-, ya
que según los datos de la Tabla 3, el efluente Orenas contenía
inicialmente 432.50 mg/L CNTOTAL y con 90 min de
tratamiento se redujo a 0.06 mg/L CNTOTAL. Mientras que al
tratar el efluente sintético de NaCN con 265.4 mg/L
CNTOTAL luego de 80 min se tiene 0.28 mg/L CNTOTAL.
En el tratamiento del efluente Orenas, se observó que a partir
de los 45 min (tiempo hasta el que se pudo medir el
contenido de CN-), el efluente empezó a tornarse de un color
pardo intenso, y finalmente hubo la presencia de un
precipitado café oscuro que teóricamente corresponde a los
metales librados del CNWAD. La Fig. 9 se presenta un
esquema del proceso de oxidación de este efluente, donde se
evidencian las observaciones descritas.
Sin embargo, en el caso del efluente Paz Borja al final del
proceso el agua se tornó de un color pardo claro pero no hubo
presencia de precipitado. Con el objetivo de entender el
comportamiento de los efluentes cianurados se analizó por
absorción atómica el contenido de metales (Au, Ag, Cu, Cd,
Zn, Ni y Fe) antes y después del proceso de oxidación, cuyos
resultados se muestran en la Tabla 4. Además, se muestran
los límites permisibles de descarga de metales según lo
establecido en el TULAS.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Estudio de la Detoxificación de Efluentes Cianurados por Oxidación con Dióxido de Azufre, Aire y Catalizadores de Cobre
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Los datos de la Tabla 4 indican que antes del proceso de
oxidación los contenidos de Cu (113.00 mg/L) y Fe
(28.20 mg/L) del efluente Orenas estaban fuera de la norma
ambiental (1.00 mg/L Cu y 10.0 mg/L Fe).
Tabla 4. Concentración de metales en efluentes cianurados y una solución
sintética de 265 mg/L CN- antes y después de la oxidación de CN- (pH 10,0;
5 g/L CAG impr. con Cu0; 1000 mg/L Na2S2O5; 400 RPM y 276 NL/h aire
Efluente
embargo, conforme se fue dando el proceso de oxidación este
contenido disminuyó a 0.36 mg/L Cu y 0.11 mg/L Fe en
90 min. En cuanto a los contenidos de Cd, Zn y Ni se tiene
que desde el inicio del proceso cumplen con la norma
ambiental vigente, sin embargo su contenido también
disminuyó a medida que se dio la oxidación. Por otro lado, se
observa que el contenido de Ag es de 0.54 mg/L y luego de
90 min de oxidación se reduce a 0.06 mg/L, mientras que el
contenido de Au no disminuye con el transcurso del tiempo.
Cabe indicar, que el contenido de Ag y el Au no están
normados en el TULAS pero su contenido es de gran
importancia por su gran valor comercial.
Orenas
Paz
Borja
Solución
Sintética
NaCN
Tiempo
(min)
Au
Ag
Cu
Cd
Zn
Ni
Fe
(mg/L)
0
0.31
0.54
113.00
0.02
2.17
1.25
28.20
45
0.27
0.20
10.01
<0.01
<0.01
0.12
0.41
90
0.27
0.06
0.36
<0.01
<0.01
0.10
0.11
0
0.14
0.81
10.59
<0.01
0.27
0.90
5.20
20
0.14
0.24
20.39
<0.01
0.15
0.74
3.78
40
0.13
0.20
24.08
<0.01
0.07
0.48
3.49
0
--
--
0.00
---
---
---
---
80
--
--
1.22
---
---
---
---
--
--
1.00
0.02
5.00
2.00
10.0
*Límite de
descarga TULAS
Cabe indicar que el costo del tratamiento de efluentes
cianurados por el método presentado en este estudio es de
6.70 USD/m3 de efluente detoxificado. Al comparar el pecio
de este tratamiento con otros procesos de oxidación de
cianuro como el peróxido de hidrógeno y ácido de caro que
tienen un costo promedio de 4 USD/Kg cianuro total, se
tendría un costo de 1.73 USD/m3 de efluente tratado [1].
(a)
(b)
(c)
(d)
Lo cual indica que el método planteado en este estudio es
3.87 veces más caro que otros métodos encontrados en el
mercado. Sin embargo, se debe considerar que el método
INCO modificado con CAG impregnado con Cu0 a diferencia
del ácido de caro y peróxido de hidrógeno permite llegar a
los límites permisible de descarga de cianuro de total y de
metales (Cu, Fe, Zn, Cd y Ni) establecidos en el TULAS, por
lo que no necesita de otros métodos de detoxificación
complementarios.
Figura 9. Oxidación del efluente cianurado Orenas (a) Inicio del proceso,
(b) Final del proceso (precipitación de metales), (c) Sedimentación del
precipitado (d) Precipitado de metales
En cuanto al efluente Paz Borja se observa que al inicio del
proceso todos los metales (Cd, Ni, Zn y Fe) a excepción del
Cu (10.59 mg/L) cumplen con la normativa ambiental. Al
igual que en el caso del efluente Orenas los contenidos de Cd,
Zn, Ni, Fe y Ag disminuyen con el transcurso del proceso de
oxidación, mientras que el Au no se remueve. Sin embargo,
el contenido de Cu aumenta con el pasar del tiempo de
10.59 mg/L a 24.08 mg/L en 40 min.
Esto puede atribuirse al bajo contenido de Fe presente en el
efluente Paz Borja (3.49 mg/L Fe) en comparación al efluente
Orenas (28.2 mg/L Fe), ya que de acuerdo a la información
bibliográfica el método INCO oxida el CNWAD a CNO- y los
metales liberados precipitan en forma de hidróxidos, mientras
que los complejos cianurados de Fe se reducen a estado
ferroso y precipitan como sales metálicas de ferrocianuro de
Cu, Ni o Zn. Por esta razón algunos autores sugieren el
empleo de cloruro férrico (FeCl3) como fuente de Fe, para
precipitar todos los metales del efluente [6].
4. CONCLUSIONES
En el tratamiento de soluciones sintéticas de 500 mg/L NaCN
(265 mg/L CN-) a pH 10.0; 50 mg/L Cu2+; 400 RPM; 276
NL/h aire y una concentración inicial de 3000 mg/L Na2S2O5
se obtuvo el 84 % de remoción de CN - en 480 min. Mientras
que al usar una concentración constante de 1000 mg/L
Na2S2O5 (equivalente a añadir al inicio del proceso 3000
mg/L Na2S2O5) se tuvo el 98 % de remoción de CN- en 210
min, debido a que al ir añadiendo paulatinamente el Na2S2O5
de acuerdo a las necesidades del proceso se minimiza la
reacción directa del
-
con el O2.
Los tiempos de oxidación del 98 % de
de las soluciones
sintéticas de 500 mg/L NaCN bajo las mejores condiciones
de operación del proceso INCO (pH 10.0; 400 RPM; 276
NL/h aire y una concentración constante de 1000 mg/L
Na2S2O5) fueron 210 min con 50 mg/L Cu2+ obtenido a partir
de CuSO4, 40 min con 50 g/L de CAG impregnado con
CuSO4, 8 min con 50 g/L de CAG impregnado con Cu0 y 195
min con 10 g/L Cu0 granular.
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El método INCO permitió oxidar el CNWAD y precipitar el Cu
presente en las soluciones sintéticas de 500 mg/L NaCN. Los
mejores resultados en el tratamiento de detoxificación de
estas soluciones se obtuvieron a pH 10,0; 1000 mg/L
Na2S2O5 (concentración constante); 400 RPM; 276 NL/h aire;
y 5 g/L CAG impregnado con Cu0, llegando a 0.28 mg/L
CNTOTAL y 1.22 mg/L Cu en 80 min. Al emplear
dosificaciones mayores a 5 g/L de CAG impregnado con Cu0,
el contenido de Cu luego de la precipitación fue mayor a
20 mg/L, que es un valor superior al establecido por la
normativa ambiental vigente (1 mg/L Cu).
[10] W. Sacher and A. Acosta. “La minería a gran escala en Ecuador:
Análisis y datos estadísticos sobre la minería industrial en el Ecuador”,
3rd ed, vol. 1. Transmission Systems for Communications, Western
Electric Co., Winston-Salem, NC, 1985, 2012, pp. 44–60.
La detoxificación de los efluentes cianurados industriales
mediante el método INCO modificado (276 NL/h aire;
pH 10.0; concentración constante de 1000 mg/L Na2S2O5 y 5
g/L CAG impregnado con Cu0) permitió remover el CNTOTAL
del efluente Orenas de 432.50 mg/L a 0.06 mg/L CNTOTAL en
90 min y del efluente Paz Borja de 112.50 mg/L a 0.05 mg/L
CNTOTAL en 40 min. Es decir, se alcanzó concentraciones
inferiores a 0.1 mg/L de CNTOTAL que es el límite de descarga
a un cuerpo de agua dulce según lo establecido en el
TULAS.
El proceso INCO modificado con CAG impregnado con Cu0
precipita los metales (Cu, Cd, Zn, Ag, Ni y Fe)
paulatinamente conforme se va dando la oxidación de cianuro
WAD, llegando a los límites establecidos por el TULAS.
El costo del tratamiento de efluentes cianurados por
oxidación con SO2, aire y CAG impregnado con Cu0 es de
6.70 USD/m3 de efluente detoxificado.
REFERENCIAS
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del cianuro libre con aire y carbón activado. Revista
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Recuperación de Níquel, Vanadio y Molibdeno del Catalizador Agotado de la Unidad de Craqueo Catalítico Fluidizado (FCC)
_________________________________________________________________________________________________________________________
Recuperación de Níquel, Vanadio y Molibdeno del Catalizador
Agotado de la Unidad de Craqueo Catalítico Fluidizado (FCC)
Barrera A.*; Endara D.*; De la Torre E.*; Manangón L.*
*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química, Departamento de Metalurgia Extractiva DEMEX, Quito, Ecuador
e-mail: {ana.barrera; diana.endara; ernesto.delatorre; eliana.manangon}@epn.edu.ec
Resumen: Se realizó el estudio de la lixiviación del catalizador agotado de la unidad de Craqueo Catalítico Fluidizado
(FCC) de la Refinería Esmeraldas con el objetivo de recuperar níquel, vanadio y molibdeno. Se caracterizó física,
química y mineralógicamente el catalizador agotado para confirmar la presencia de los metales de interés. Se realizó
ensayos de lixiviación usando ácidos orgánicos: oxálico, cítrico y tartárico; inorgánicos: sulfúrico, clorhídrico,
fluorhídrico y nítrico y bases: hidróxido de sodio y peróxido de hidrógeno. Se varió condiciones como: concentración
del agente lixiviante: 50, 100, 150, 200 y 250 g/L, tamaño de partícula: catalizador 106 µm y pulverizado, calcinación
del catalizador a 700, 800 y 950 °C, porcentaje de sólidos: 1, 10, 20, 30 % y tiempo del proceso 0, 0.5, 1, 3, 6, 12,
24 horas. Las mejores recuperaciones de níquel 70 %, vanadio 67 % y molibdeno 56 % fueron al trabajar con ácido
sulfúrico a 250 g/L, tamaño de partícula de 106 µm, sin calcinación, 10 % de sólidos durante 3 horas. Se realizó
ensayos de extracción por solventes y flotación iónica para separar los metales (Ni, V y Mo) de las soluciones ricas
obtenidas en la lixiviación. El molibdeno se obtuvo mediante extracción por solventes usando tributil fosfato (TBP 0,5
mol/L) diluido en heptano, el metal contenido en la fase orgánica se separó usando ácido clorhídrico 0,1 mol/L. La
flotación iónica se empleó para recuperar níquel y vanadio, metales presentes en la fase acuosa que se obtuvo del
ensayo de extracción por solventes. Se usó como reactivo colector etilxantato de sodio al 5 % y como espumante aceite
de pino al 100 %. Con estos métodos la recuperación de los metales fue más eficiente Ni 86 %, V 80 % y Mo 70 %. La
torta que se obtuvo en los ensayos de lixiviación fue estabilizada mediante encapsulamiento en hormigón sustituyendo
10 % por cemento en la dosificación.
Palabras clave: Catalizador agotado, recuperación, níquel, vanadio y molibdeno.
Abstract: In this research, the recovery of nickel (Ni), vanadium (V) and molybdenum (Mo) from the spent catalyst
originated at the Fluid Catalytic Cracking unit (FCC) of the Esmeraldas refinery was evaluated. The FCC catalyst was
characterized mineralogically, physically and chemically to establish the content of Ni, V, and Mo. Leaching trials were
conducted using organic acids (oxalic, citric, and tartaric), inorganic acids (sulfuric, hydrochloric, and hydrofluoric),
and bases (sodium hydroxide and hydrogen peroxide). The process was studied by working at different conditions
including: leaching agent concentration (50, 100, 150, 200 and 250 g/L), particle size (30 and 106 µm), calcination
temperature (700, 800 and 950 °C), pulp density (1, 10, 20 and 30 %), and processing time (0.0, 0.5, 1.0, 3.0, 6.0, 12.0
and 24.0 h). The highest recovery percentages were 70 % Ni, 67 % V, and 56 % Mo, and the best working conditions
were sulfuric acid 250 g/L as leaching agent, particle size 106 µm, no previous calcination, 10 % pulp density, and
processing time of 3 hours. Solvent extraction and ion flotation trials were performed to recover the metals from the
leach liquors. In the solvent extraction process, tributyl phosphate (0.5 mol/L) was used to recover Mo, which was
stripped by mixing the organic phase with hydrochloric acid (0.1 mol/L). Ni and V were recovered from the aqueous
phase by ion flotation. Sodium ethyl xanthate 5 % was used as a collector and pine oil 100 % as a frother. The
extraction values for these methods were 86 % Ni, 80 % V, and 70 % Mo. The solid residues obtained from the
leaching tests were stabilized to immobilize the toxic components by replacing 10 % of cement in the composition of
concrete.
Keywords: Spent catalyst, recovery, nickel, vanadium and molybdenum.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
59
60
Barrera A.*; Endara D.*; De la Torre E.*; Manangón L.*
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1. INTRODUCCIÓN
1.1. Catalizadores agotados
En muchas industrias químicas especialmente en las
industrias de refinación de petróleo y petroquímica, grandes
cantidades de catalizadores sólidos se utilizan de forma
rutinaria. Los catalizadores sólidos contienen metales, óxidos
metálicos o sulfuros y requieren su reemplazo después de un
corto tiempo de funcionamiento. [3]
En las unidades de craqueo catalítico de lecho fluidizado
(FCC), donde se realiza el proceso de conversión más
importante de la refinación de petróleo se generan
anualmente alrededor de 400 000 toneladas de catalizadores
agotados en el mundo. La eliminación inadecuada de estos
residuos peligrosos puede causar problemas ambientales
debido a su contenido de metales. Metales como el platino,
molibdeno, níquel, vanadio, entre otros se pueden extraer a
partir del catalizador agotado antes de su eliminación. [5]
En el pasado los catalizadores agotados eran depositados en
vertederos sin ningún tipo de tratamiento. Hoy en día, gracias
a regulaciones ambientales algunos de estos residuos se han
catalogado como tóxicos y peligrosos, exigiendo que se les
dé tratamiento antes de su disposición final. Estos residuos
representan una grave amenaza para el medio ambiente
debido a la variedad de materiales utilizados en su
producción, a su vez son también una fuente valiosa de
diversos tipos de metales. [7]
Actualmente, los catalizadores agotados se gestionan
industrialmente a través de la regeneración para extender su
vida útil, el depósito en vertederos para su disposición final y
el reciclado de metales valiosos. Sin embargo, la
regeneración de catalizadores agotados solo puede ser
aplicada un número limitado de veces y en sistemas
catalíticos específicos. [4]
Los metales pesados pueden estar presentes como parte del
catalizador original (por ejemplo, cobalto o níquel en
catalizadores de hidroprocesamiento) o pueden acumularse
sobre el catalizador durante el uso (por ejemplo, níquel o
vanadio en catalizadores de FCC). En efecto, estos materiales
de desecho, que contienen altas concentraciones de metales,
pueden ser considerados como "minerales artificiales" y
pueden servir como materias primas secundarias con la
consiguiente reducción en la demanda de recursos minerales
primarios. [5]
Todos estos metales se pueden recuperar, de este modo, el
reciclaje de catalizadores agotados traería beneficios
tangibles para la ecología y la economía. Además, esto
ayudaría a disminuir la cantidad de residuos tóxicos
depositados en vertederos, con lo que se reduciría el consumo
de energía y la contaminación ambiental que se produciría en
comparación con las tecnologías de obtención de metales a
partir de materias primas (menas). [13]
La recuperación de metales de los catalizadores agotados se
puede lograr a través de dos métodos principalmente:
hidrometalurgia y pirometalurgia. La hidrometalurgia
disuelve los metales presentes en el catalizador por
lixiviación usando ácidos o bases, de esta manera se obtienen
compuestos metálicos comerciales. La pirometalurgia utiliza
tratamientos térmicos tal como calcinación o fundición para
separar los metales de los catalizadores agotados, sin
embargo, esto conlleva altos costos de operación y poca
rentabilidad. [2]
2. METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
2.1. Caracterización del catalizador agotado
Las propiedades físicas del catalizador agotado se
determinaron mediante ensayos de densidad real y aparente.
El análisis granulométrico se realizó en tamices Tyler
compuestos por mallas estándar ajustadas a un vibrotamiz
ATM ARROW siguiendo la norma ASTM C136-05. El área
superficial, tamaño y volumen de poro se determinaron
utilizando el equipo de isotermas de adsorción BET
(Quantachrome NovaWin), se desgasificó durante 3 horas las
muestras con nitrógeno seco como gas de medición, se
trabajó con un rango de P/Po de 0.05 a 0.3.
Para determinar la composición química del catalizador, se
realizó un análisis semi cuantitativo en el microscopio
electrónico de barrido MEB-EDX (Tescan) con analizador de
rayos X Quantax (Bruker), además se realizó una
disgregación ácida en microondas, analizando el contenido
mediante la técnica de absorción atómica en un equipo
AAnalyst 300 marca Perkin Elmer. Para la caracterización
toxicológica (TCLP) se siguió el procedimiento EPA 1311.
La composición mineralógica se determinó usando un
difractómetro de rayos X modelo D8 Advance (Bruker). [10]
2.2. Lixiviación
Se preparó soluciones de 100 mL de volumen con cada
agente lixiviante a las diferentes concentraciones, se colocó 1
gramo de catalizador agotado para tener una pulpa con 1 %
de sólidos. Las pulpas formadas se agitaron durante 24 horas
a 750 rpm. Se evaluó la concentración de los agentes
lixiviantes: ácido oxálico, cítrico, tartárico, sulfúrico, nítrico,
clorhídrico, fluorhídrico, hidróxido de sodio y peróxido de
hidrógeno (50, 100, 150, 200 y 250 g/L), tamaño de partícula
(material entero y pulverizado), temperatura de calcinación
del catalizador agotado (700, 800 y 950 °C), porcentaje de
sólidos (1, 10, 20, 30 %) y tiempo de lixiviación (0.0, 0.5,
1.0, 3.0, 6.0, 12 y 24 h).
Al finalizar cada ensayo se filtró la pulpa, obteniéndose una
solución fuerte y una torta. La torta fue lavada y filtrada
nuevamente, usando 50 mL de agua destilada, obteniéndose
una solución débil. Las soluciones se analizaron mediante
absorción atómica.
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2.3. Extracción por solventes
El molibdeno se obtuvo al realizar ensayos de extracción por
solventes usando el extractante tributil fosfato (TBP) a
diferentes concentraciones: 0.1, 0.5, 1.0 y 3.0 (mol/L), con
una relación fase orgánica-fase acuosa (A/O) de 1, durante 30
minutos. El metal se separó de la fase orgánica añadiendo
ácido clorhídrico diluido (0.1 mol/L). [6]
2.4. Flotación iónica
La flotación iónica se empleó para recuperar níquel y vanadio
presentes en la fase acuosa proveniente de la extracción por
solventes. Para ello se usó una celda Denver de 1 litro de
capacidad, con agitación de 0 a 2800 RPM y con inyección
de aire. Como reactivo colector se usó etilxantato de sodio
(EXNa) a 150 y 300 g/m3 y como espumante aceite de pino a
30 g/m3, el proceso duró 40 minutos.
2.5. Cristalización
En los ensayos de extracción por solventes y flotación iónica
se obtuvieron soluciones cargadas de los metales de interés:
níquel, vanadio y molibdeno. En la fase orgánica formada en
la extracción por solventes se logró recuperar molibdeno. El
concentrado de flotación contenía níquel y el relave vanadio.
Estas tres soluciones fueron cristalizadas obteniéndose
productos secos cuyo contenido se analizó por difracción de
rayos X.
Es importante mencionar que estos análisis son semi
cuantitativos debido a que los sólidos obtenidos presentan
una naturaleza amorfa.
2.6. Tratamiento de la torta lixiviada
La torta que se obtuvo en los ensayos de lixiviación se
estabilizó mediante encapsulamiento en hormigón para
inmovilizar los componentes tóxicos. Se prepararon probetas
de hormigón con porcentajes de sustitución de cemento por
torta lixiviada de 10 y 20 %.
Para la evaluación del hormigón se realizaron ensayos de
resistencia a la compresión a los 7 y 28 días. El hormigón que
se desea obtener es aquel que no requiera de un esfuerzo de
compresión mayor a 210 kg/cm2.
3. RESULTADOS
3.1. Caracterización del catalizador agotado
El catalizador agotado presentó las siguientes propiedades
físicas mostradas en la Tabla 1.
El 80 % del catalizador agotado presentó un tamaño de
partícula menor a 106 µm, la densidad aparente del
catalizador agotado considera los espacios entre las partículas
61
Tabla 1. Propiedades físicas del catalizador agotado
Propiedad física
Valor
Granulometría d80 (µm)
106
Densidad real (g/cm3)
1.01
Densidad aparente (g/cm3)
0.95
Área superficial (m2/g)
187
Tamaño de poro (Å)
7.90
Volumen de poro (cm3/g)
0.08
siendo por tanto menor que la densidad de la propia partícula,
es decir, que la densidad real. [11]
El tamaño de poro es de 7.9 Å por lo que se trata de
microporos, el volumen de poro es de 0.08 cm3/g esto se
determinó usando la metodología de la teoría de la curva –t.
La composición química del catalizador agotado se presenta
en la Tabla 2. Los valores más altos que corresponden a
aluminio y silicio se deben a que la matriz del catalizador es
una masa de sílice SiO2 y alúmina Al2O3. Los valores de
níquel, vanadio y molibdeno son representativos y resultan
atractivos para ser recuperados.
La caracterización mineralógica del catalizador agotado
identificó los siguientes componentes cristalinos: faujasita
alrededor del 80 %, caolinita, bohemita y muscovita
alrededor del 10 %, los metales de interés, están presentes en
forma de sulfuros: millerita, patronita y molibdenita en
cantidades pequeñas por debajo del 2 %.
La caracterización toxicológica reportó que las
concentraciones de mercurio y plomo en 2.7 y 1.6 veces
respectivamente, exceden a los límites permisibles, como
estos metales se consideran peligrosos para el medio
ambiente y la salud de los seres humanos, se considera al
catalizador agotado como un residuo peligroso.
Tabla 2. Composición química del catalizador agotado
Elemento
Contenido (%)
Aluminio
30.4
Silicio
29.7
Vanadio
2.2
Molibdeno
1.6
Titanio
1.4
Níquel
1.2
3.2. Influencia del agente lixiviante y su concentración
En los ensayos realizados usando ácido oxálico, cítrico,
tartárico, hidróxido de sodio y peróxido de hidrógeno a 50,
100 y 150 g/L, los porcentajes de recuperación de níquel,
vanadio y molibdeno no alcanzaron valores mayores al
50 %. Se podría seguir trabajando con soluciones más
concentradas de los ácidos orgánicos pero esto no es posible
debido a que dichas soluciones a altas concentraciones
tienden a saturarse y una vez concluida la lixiviación al
obtener las soluciones fuertes estas se cristalizan
complicando su lectura en el equipo de absorción atómica.
En la Fig. 1 se presentan los resultados de las recuperaciones
de los mestales de interés usando ácido sulfúrico (H2SO4),
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
62
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nítrico (HNO3), clorhídrico (HCl) y fluorhídrico (HF) a 150
g/L. El ácido fluorhídrico es el que posee la mejor afinidad
con todos los metales de interés obteniendo: níquel 88.2 %,
vanadio 87.2 % y molibdeno 85.1 %.
% Recuperación del metal
100
En estudios realizados por Mishra, Chaudhury, Kim y Ahn
(2010) [9] se recomienda realizar ensayos de lixiviación
añadiendo
peróxido
de
hidrógeno
a
diferentes
concentraciones: 10, 20 y 30 g/L a soluciones de ácido
sulfúrico para aumentar la eficiencia en las extracciones de
níquel, vanadio y molibdeno.
Como previamente ya se demostró que los mejores resultados
usando ácido sulfúrico fueron a una concentración de
150 g/L, se prepararon nuevas soluciones añadiendo peróxido
de hidrógeno, obteniéndose los resultados indicados en la
Fig. 2.
También se realizaron ensayos de lixiviación con el
catalizador agotado usando como agente lixiviante una base
(hidróxido de sodio). En la Fig. 3 se muestran los resultados
obtenidos.
Se puede apreciar que en los ensayos realizados se
obtuvieron recuperaciones favorables de níquel y vanadio,
con valores de alrededor del 70 % cuando se trabajó a una
concentración de 150 g/L. El níquel metálico no es soluble en
hidróxido de sodio [12] y por lo tanto se deberían haber
alcanzado recuperaciones bajas
60
Níquel
40
Vanadio
Molibdeno
20
0
Ac. Sulfúrico y Ac. Sulfúrico y Ac. Sulfúrico y
H2O2 10 g/L H2O2 20 g/L
H2O2 30 g/L
Figura 2. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación del catalizador agotado con ácido sulfúrico a 150 g/L y peróxido
de hidrógeno (10, 20 y 30 g/L) y 1 % de sólidos
.
100
80
% Recuperación del metal
Las recuperaciones de los metales de interés son muy
parecidas, en todos los casos se tiene un ligero aumento en
los valores de tan solo 1 o 2 %. Sin embargo son valores
bajos y no se justifica el uso de este reactivo oxidante.
80
60
Níquel
Vanadio
40
Molibdeno
20
100
0
90
Sosa 50 g/L
Sosa 100 g/L
Sosa 150 g/L
% Recuperación del metal
80
Figura 3. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación del catalizador agotado con hidróxido de sodio a 50, 100 y 150
g/L y 1 % de sólidos
70
60
Níquel
50
Vanadio
40
Molibdeno
30
20
10
0
H2SO4
HNO3
HCl
HF
Figura 1. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación usando ácido sulfúrico, nítrico, clorhídrico y fluorhídrico a
150 g/L y 1 % de sólidos
Los resultados mostrados en la Fig. 3 presentan
recuperaciones altas de este metal, esto se logra debido a que
el níquel se encuentra en el gasóleo como un complejo
metalporfirínico, es decir está asociado a las porfirinas que
son un grupo de moléculas orgánicas muy amplio y muy
estudiado, por lo tanto al ponerle en contacto con una base se
logrará un pH alcalino que favorecerá su disolución. [8]
Comparando todos los ensayos de lixiviación realizados con
ácidos orgánicos, inorgánicos y bases, la mejor recuperación
se obtuvo al trabajar con ácido fluorhídrico a una
concentración de 150 g/L.
Sin embargo se eligió como mejor agente lixiviante al ácido
sulfúrico, que presentó los mejores resultados de
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recuperación después del ácido fluorhídrico, ya que su
manipulación a nivel de laboratorio e industrial es más fácil
que cuando se trabaja con los demás ácidos, además su costo
es económicamente aceptable y presenta una selectividad alta
con los metales de interés.
Para aumentar la eficiencia en la recuperación de los metales
se trabajó con soluciones de ácido sulfúrico a
concentraciones de 200 y 250 g/L. Los resultados se
presentan en la Fig. 4.
Las máximas recuperaciones de níquel, vanadio, molibdeno
son: 90 %, 92 %, y 86 % respectivamente, esto se logró al
trabajar con ácido sulfúrico a 250 g/L y 1 % de sólidos.
100
catalizador se procedió a disgregarlo ácidamente para que
mediante un análisis de absorción atómica se puedan
determinar los cambios en su composición.
El catalizador agotado calcinado a 800 °C es el que presenta
los mejores resultados puesto que las concentraciones de
níquel y molibdeno aumentan, sin embargo lo mismo no
sucede con el vanadio esto se debe a que en el catalizador se
encuentra como un sulfuro y a partir de 650 °C se transformó
en óxido y empezó a volatizarse.
Con el catalizador calcinado a 800 °C se realizó ensayos de
lixiviación usando ácido sulfúrico a 200 g/L y 1 % de sólidos,
obteniendo las siguientes recuperaciones: níquel 13 %,
vanadio 55 % y molibdeno 51 %.
La recuperación de níquel es baja debido a que la cantidad de
níquel metálico presente en el mismo se transformó a óxido
de níquel, el cual no es soluble en medio ácido. Con los
resultados obtenidos en los dos ensayos se concluye que no
es necesario darle un tratamiento térmico previo al
catalizador agotado para su posterior lixiviación.
80
% Recuperación del metal
63
60
Niquel
Vanadio
40
Molibdeno
20
0
Acido sulfúrico 200 g/L Acido sulfúrico 250 g/L
3.5. Influencia del porcentaje de sólidos
Los resultados de los ensayos de lixiviación variando el
porcentaje de sólidos, se presentan en la Fig. 5.
El factor más importante y el que limita la lixiviación de los
metales de interés del catalizador agotado es la relación que
existe entre la concentración del agente lixiviante y el
porcentaje de sólidos.
A medida que aumenta el porcentaje de sólidos las
recuperaciones de los metales disminuyen, ya que se tendría
menor cantidad de ácido sulfúrico disponible para lixiviar
una mayor cantidad de catalizador agotado.
Figura 4. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación del catalizador agotado con ácido sulfúrico a 200 y 250 g/L y 1 %
de sólidos
100
Se analizó la influencia del tamaño de partícula usando el
catalizador agotado a 106 y 30 µm, las dos muestras se
lixiviaron en soluciones de ácido sulfúrico a 200 y 250 g/L.
Los porcentajes de recuperación de los metales de interés en
los ensayos realizados son muy parecidos, cuando se trabaja
con el catalizador a 30 µm se logra un pequeño aumento en la
recuperación, mismo que no justifica los costos que se
tendrían al realizar una pulverización tanto a nivel de
laboratorio como a nivel industrial.
% Recuperación del metal
90
3.3. Influencia del tamaño de partícula
80
70
60
50
Níquel
40
Vanadio
30
Molibdeno
20
10
0
1
3.4. Influencia del catalizador agotado
10
20
30
Porcentaje de sólidos
Se calcinó el catalizador agotado a 3 temperaturas: 700, 800
y 950 °C con el fin de remover las impurezas presentes en el
mismo y mejorar los porcentajes de recuperación de los
metales en los ensayos de lixiviación. Una vez calcinado el
Figura 5. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación del catalizador agotado con ácido sulfúrico a 250 g/L, a diferente
porcentaje de sólidos
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3.6. Determinación del tiempo óptimo de lixiviación
En la Fig. 6 se presenta la cinética de lixiviación de níquel,
vanadio y molibdeno trabajando con ácido sulfúrico a 250
g/L, 10 % de sólidos, durante 24 horas.
Las mejores recuperaciones se logran a las tres horas de
iniciado el ensayo de lixiviación y son: 70 % de níquel, 68 %
de vanadio y 56 % de molibdeno.
A partir de las 3 horas las recuperaciones de los metales de
interés tienden a mantenerse en un valor constante, por lo que
no será necesario seguir lixiviando el material debido a que
se tendría un consumo innecesario de energía.
a diferentes concentraciones: 0.1; 0.5; 1 y 3 mol/L, con una
relación fase acuosa-fase orgánica de 1, el proceso se llevó a
cabo en dos etapas: extracción y reextracción. Los resultados
de la etapa de extracción se muestran en la Figura 7.
100
% Recuperación de molibdeno (extracción)
Al trabajar con un porcentaje de sólidos del 1 % las
recuperaciones de los metales alcanzan valores superiores al
80 %, sin embargo cuando se trabaja con 10 % de sólidos las
recuperaciones de los metales disminuyen pero la
concentración de los mismos aumenta porque se ingresa
mayor cantidad de catalizador agotado en el proceso.
80
60
40
20
0
0
3.7. Resultados de los ensayos de extracción por solventes y
flotación iónica empleados para separar níquel, vanadio y
molibdeno
Se realizaron ensayos de extracción por solventes y flotación
iónica con el fin de purificar, concentrar y separar níquel,
vanadio y molibdeno de las soluciones enriquecidas
obtenidas en los ensayos de lixiviación del catalizador
agotado.
100
% Recuperación del metal
90
80
70
60
50
Níquel
40
Vanadio
30
Molibdeno
20
0,5
1
1,5
2
2,5
3
Concentración de tributil fosfato (mol/L)
Figura 7. Recuperación de molibdeno en los ensayos de extracción por
solventes de las soluciones lixiviadas usando TBP a diferente concentración:
etapa de extracción
En la Fig. 7 se muestra la influencia de la concentración del
agente extractante TBP sobre la extracción del molibdeno. A
la concentración de 0.1 mol/L de TBP se logra una
recuperación de 40 % de molibdeno, a 0.5 mol/L de TBP se
obtiene 70 % de recuperación, a partir de esta concentración
se tiene un aumento constante en la recuperación de
molibdeno, logrando el valor más alto 75 % a una
concentración de 3 mol/L de TBP.
En trabajos anteriores se usaron como extractantes TBP,
Cyanex 921, y Alamine 308 [9]. Se demostró que Cyanex
291 extraía la mayor cantidad de molibdeno de las soluciones
lixiviadas alcanzando valores mayores al 90 %. Sin embargo
al realizar la segunda etapa de la extracción por solventes, no
se logró separar el extractante Cyanex 921 de la fase orgánica
que contenía al ión metálico, por lo que se sugirió usar TBP
que también alcanzó recuperaciones altas y su separación es
muy fácil.
10
0
0
3
6
9
12
15
18
21
24
Tiempo (h)
Figura 6. Recuperación de níquel, vanadio y molibdeno en los ensayos de
lixiviación del catalizador agotado con ácido sulfúrico a 250 g/L, 10 % de
sólidos, variando el tiempo
3.7.1. Extracción por solventes
La extracción por solventes se realizó con el fin de separar el
molibdeno, se usó como extractante orgánico Tributil fosfato
La razón por la cual la separación de TBP es eficiente se debe
al hecho de que contiene grupos atractores de electrones que
proporcionan menor basicidad hacia las especies de metal,
mientras que Cyanex 291 contiene grupos donadores de
electrones. [6]
Se empleó ácido clorhídrico a diferentes concentraciones:
0.1; 0.5; 1.0 y 1.5 mol/L para separar el TBP de la solución
orgánica, obteniendo el molibdeno en solución para su
posterior cristalización. Los resultados se presentan en la
Figura 8, se alcanzó una recuperación de molibdeno del 90 %
a una concentración de 0.1 mol/L, a concentraciones más
altas de ácido clorhídrico se tiene recuperaciones constantes.
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100
% Recuperación de Níquel Acumulado
100
80
% Recuperación molibdeno
(re-extracción)
65
60
40
20
80
60
40
20
0
0
0
0,5
1
1,5
0
15
Figura 8. Recuperación de molibdeno en los ensayos de extracción por
solventes de las soluciones lixiviadas usando TBP a diferente concentración:
etapa de reextracción
3.7.2 Flotación iónica
En los ensayos de flotación iónica se usó como reactivo
colector etil xantato de sodio (EXNa 5 %) a dos
concentraciones: 150 y 300 g/m3. Como reactivo espumante
se utilizó aceite de pino 100 % a una sola concentración:
30 g/m3.
Al trabajar con EXNa 150 g/m3 se obtiene una recuperación
acumulada de níquel del 75 % en un volumen acumulado del
60 %, mientras que usando EXNa 300 g/m3 se logró una
recuperación de níquel más eficiente del 86 % en un volumen
acumulado del 70 %, por lo que el relave final tiene un
volumen de tan solo 30 %. Los resultados del ensayo de
flotación iónica se muestran en la Fig. 9.
El lixiviado usado para los ensayos de flotación contenía
níquel y vanadio en solución, al lograr concentrar el níquel,
en el relave quedó disuelto el vanadio.
El reactivo fundamental dentro del proceso de flotación es el
etilxantato de sodio ya que permite que se forme una película
hidrofóbica sobre la partícula del metal de interés.
La afinidad que tiene el colector (EXNa) por el níquel es la
razón por la que se obtiene altas recuperaciones, los iones de
níquel presentes en la solución del lixiviado precipitaron en
forma de complejos al añadir este colector.
30
45
60
75
90
% Volumen acumulado
Concentración ácido clorhídrico (mol/L)
Figura 9. Recuperación de níquel en los ensayos de flotación iónica usando
EXNa 300 g/m3, aceite de pino 30 g/ton, pH=3.5
acondicionamiento se trabajó a 900 RPM y en la etapa de
flotación a 1300 RPM, con esta velocidad de agitación se
formaron burbujas con un tamaño óptimo que mejoró el área
de contacto entre los iones de níquel y la fase gaseosa
logrando colectar de forma eficiente el metal de interés. [1]
3.4. Cristalización
En las soluciones cristalizadas de los procesos de extracción
por solventes y flotación iónica se logró identificar la forma
mineralógica en la que están presentes los metales de interés.
En el concentrado de flotación cristalizado, se identificó que
alrededor del 95 % se encuentra como sulfato de níquel
hexahidratado (NiSO4 6H2O), en el relave de flotación
cristalizado se encontró que más del 90 % está como
pentóxido de vanadio (V2O5) y en la solución orgánica
cristalizada se identificó que alrededor del 70 % está como
trióxido de molibdeno (MoO3). Es importante mencionar que
estos análisis son semi cuantitativos debido a que los sólidos
obtenidos presentan una naturaleza amorfa.
3.5 Tratamiento de la torta lixiviada
La torta obtenida en la lixiviación se logró encapsular en
hormigón sustituyendo en la dosificación 10 % de este sólido
residual por cemento, a los 28 días se alcanzó una resistencia
a la compresión de 194.78 kg/cm2.
4. CONCLUSIONES
El aceite de pino creó una espuma que fue capaz de mantener
las burbujas cargadas del metal de interés (níquel) hasta que
fueron removidas de la celda de flotación.
La composición química elemental del catalizador agotado
determinó que los valores de níquel, vanadio y molibdeno
son representativos y resultan atractivos para ser recuperados.
Un factor fundamental dentro del proceso de flotación fue la
formación de burbujas proporcionada por la inyección de aire
y la agitación dentro de la celda. Por ello en la etapa del
El área superficial, tamaño y volumen de poro presentaron
valores menores a los que tiene un catalizador fresco debido a
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66
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la formación de coque y el depósito de
contaminantes en el catalizador durante su uso.
metales
El análisis toxicológico del catalizador agotado demostró que
es un residuo peligroso porque las concentraciones de
mercurio y plomo exceden en 2.7 y 1.6 veces
respectivamente, a los límites permisibles establecidos por
los estándares U.S EPA 40CFR 261.24.
Las recuperaciones más altas de níquel, vanadio y molibdeno
determinadas en los ensayos de lixiviación son: 70 %, 67 % y
56 % respectivamente, esto se logró trabajando con ácido
sulfúrico como agente lixiviante a una concentración de
250 g/L, con el catalizador agotado sin realizar tratamiento
térmico previo, con un tamaño de partícula de 106 µm, al
10 % de sólidos y durante 3 horas.
REFERENCIAS
[1]
[2]
[3]
[4]
[5]
El factor más importante y el que limita la lixiviación
eficiente de níquel, vanadio y molibdeno es la relación que
existe entre la concentración del agente lixiviante y el
porcentaje de sólidos. A medida que aumenta el porcentaje de
sólidos las recuperaciones de los metales disminuyen, ya que
se tiene menor cantidad de ácido sulfúrico disponible para
lixiviar una mayor cantidad de catalizador agotado.
La recuperación más eficiente de molibdeno mediante la
técnica de extracción por solventes es de 70 %, usando el
extractante tributil fosfato (TBP) a 0,5 mol/L diluido en
heptano, con una relación fase acuosa y fase orgánica de 1.
[6]
[7]
[8]
[9]
La flotación iónica logró recuperar 86 % de níquel y 80 % de
vanadio, usando como reactivo colector etil xantato de sodio
300 g/m3 y como espumante aceite de pino 30 g/m3, a un pH
de 3.5 durante 40 minutos.
En el concentrado de flotación cristalizado, se identificó que
alrededor del 95 % se encuentra como sulfato de níquel
hexahidratado (NiSO4 6H2O), en el relave de flotación
cristalizado se encontró que más del 90 % está como
pentóxido de vanadio (V2O5) y en la solución orgánica
cristalizada se identificó que alrededor del 70 % está como
trióxido de molibdeno (MoO3).
La torta lixiviada fue estabilizada mediante encapsulamiento
en hormigón sustituyendo 10 % de este sólido residual por
cemento en la dosificación para inmovilizar los componentes
tóxicos.
[10]
[11]
[12]
[13]
R. Alcalá, and Y. Cabaleiro, Obtención por flotación iónica del Ni y Co
en licores obtenidos de la lixiviación ácida de las colas de Nicaro.
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RECONOCIMIENTO
Al Departamento de Metalurgia Extractiva DEMEX de la
Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria de la Escuela
Politécnica Nacional del Ecuador.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Extracción y Caracterización de la Fracción No Metálica de las Tarjetas de Circuitos Impresos de Computadoras Desechadas
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Extracción y Caracterización de la Fracción No Metálica de las
Tarjetas de Circuitos Impresos de Computadoras Desechadas
Loyo C.*; Arroyo C.*; Aldás M.*; Montero R. **

* Escuela Politécnica Nacional, Centro de Investigaciones Aplicadas a Polímeros, Facultad de Ingeniería Química y
Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]; [email protected]
** Empresa Pública Yachay, Dirección de Investigación Científica y Transferencia de Tecnología
e-mail: [email protected]
Resumen: Los residuos electrónicos han sido en los último años una de las principales fuentes de contaminación a
nivel mundial, debido principalmente a la gran producción y comercialización de este tipo de equipos. Uno de los
componentes fundamentales y más difíciles de reciclar debido a la complejidad de su mezcla son las tarjetas de
circuitos impresos (PCBs). Este proyecto tiene como objetivo extraer y caracterizar la fracción no metálica (FNM)
de las PCBs con el propósito de determinar una forma práctica de reciclaje de dichos residuos. Primeramente se
retiraron los puertos de salida, baterías y capacitores de las tarjetas, después fueron cizalladas y molidas en un
molino de martillos para ser enviadas a la separación gravimétrica, finalmente se tomaron dos tamaños de partícula
uno entre 0.15 y 0.075 mm y el otro menor a 0.075 mm, con el fin de determinar la influencia del tamaño de
partícula en su composición. Esta fracción fue caracterizada mediante espectroscopía de infrarrojo (FTIR),
calorimetría diferencial de barrido (DSC), termogravimetría (TGA) y análisis para la determinación de lixiviados
(TCLP). Las PCBs están compuestas principalmente por resina epóxica y fibra de vidrio. Además, se determinó que
los residuos de mayor tamaño contiene 67.22 % de fibra de vidrio mientras que la de menor tamaño contiene
78.78 %. Los metales que lixiviaron en mayor concentración fueron el zinc, cobre y plomo y en menores cantidades
el cobalto, plata y níquel. Una manera económica y práctica de reciclar la FNM de PCBs sería mediante la
reutilización física, es decir, como carga en materiales compuestos debido a la gran cantidad de fibra de vidrio
contenida principalmente en el material de menor tamaño. No es recomendable realizar una combustión de los
residuos ya que se obtiene una gran cantidad de cenizas y se necesita una alta temperatura para su descomposición.
Así mismo, no es recomendable su disposición en desechos sanitarios debido a la lixiviación de los metales
pesados.
Palabras clave: Tarjetas de circuitos impresos, fracción no metálica, caracterización, espectroscopía de infrarrojo,
calorimetría diferencial de barrido, termogravimetría, reciclaje físico, reciclaje.
Abstract: Electronic waste has been one of the main sources of pollution worldwide in the last years, due to largescale of production and commercialization of this kind of equipment. One of the most important components and
more difficult to recycle due to the complexity of mixture are the printed circuit boards. The aim of this project is to
extract and characterize the non-metallic fraction (NMF) of the PCBs in order to determine a practical way to
recycle this waste. First, ports, batteries, and capacitors were removed. Then, they were sheared and ground in a
hammer mill in order to do the gravimetric separation. Finally, two particle sizes, one between 0.15 and 0.075 mm
and another less than 0.075 mm, were taken to determine the influence of particle size composition. This fraction
was characterized by infrared spectroscopy (FTIR), differential scanning calorimetry (DSC), thermogravimetry
(TGA) and analysis for determining leachate. The PCBs are mainly composed of epoxy resin and fiberglass. In
addition, it was determined that bigger waste fraction contains 67.22 % fiberglass while smaller contains 78.78 %.
The metals were leached in higher concentration were zinc, copper and lead; and cobalt, silver and nickel in minor
amounts. Physical recycling is an economical and practical way to recycle the PCBs as a filler in composites
because of the amount of fiberglass contained in the NMF. It is not recommended to perform a combustion of waste
due to the big quantity of ash obtained and high temperature needed for decomposition. It is also not recommended
for disposal in landfill due to the leaching of heavy metals.
Keywords: Printed circuit boards, non-metallic fraction, characterization, infrared spectroscopy, differential
scanning calorimetry, thermogravimetry, physical recycling, recycling.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Loyo C.*; Arroyo C.*; Aldás M.*; Montero R. **
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1.
INTRODUCCIÓN
En los últimos años ha existido un gran incremento en la
producción de aparatos eléctricos y electrónicos; los cuales,
una vez terminada su vida útil pasan a formar parte de los
desechos eléctricos y electrónicos. En el año de 1990 se
generaron alrededor de 20 millones de toneladas de desechos
mientras que el año 2015 se estima que existirán 75 millones
de toneladas. Si esta gran cantidad de desechos no son
tratados adecuadamente pueden producir grandes impactos
ambientales [6].
El factor más importante para determinar el tipo de reciclaje
que se debe llevar a cabo para los desechos eléctricos y
electrónicos, es su composición. Sin embargo, el progreso en
cuanto a producción de aparatos eléctricos y electrónicos ha
llevado a las industrias a utilizar una gran variedad de
materiales para su fabricación, provocando de esta manera
que su separación y posterior reciclaje se dificulte [10].
Las tarjetas de circuitos impresos (PCB por sus siglas en
inglés) son la plataforma sobre la cual los componentes
microelectrónicos se montan. Las PCBs proporcionan las
interconexiones eléctricas entre sus componentes. Las PCBs
se encuentran en prácticamente todos los aparatos eléctricos y
electrónicos [4]. Además, se encuentran en todos los sistemas
de armamento y equipos aeroespaciales, siendo así una parte
esencial del funcionamiento de los equipos. Las placas de
circuitos impresos son la base de la industria electrónica,
siendo su producción crucial para la fabricación y venta de
más de un billón de equipos electrónicos al año [9].
Las placas de circuitos impresos son una mezcla compleja de
fibra de vidrio, resina polimérica y múltiples tipos de
metales. Esta mezcla compleja y sus características hacen de
su reciclaje uno de los más difíciles de realizar. Sin embargo,
el reciclaje de estas placas no solo es importante
ambientalmente, sino también es importante económicamente
ya que está compuesta de varios metales valiosos. Entre los
más importantes se encuentran el oro y la plata, los cuales
están en un rango entre 244 a 857 g/t para el oro y entre 520 a
2901 g/t para la plata [2, 3, 5].
ser eliminadas, además de ser peligrosas para la salud y el
medioambiente [6, 11].
Por estos motivos, el presente trabajo pretende extraer y
caracterizar la fracción no metálica de las tarjetas de circuitos
impresos de computadoras desechadas, para poder determinar
el potencial de reciclaje que tienen estos desechos.
2. METODOLOGÍA
2.1 Obtención de la fracción no metálica de las tarjetas de
circuitos impresos de computadoras desechadas
Inicialmente fueron seleccionadas las tarjetas de circuitos
impresos de los residuos electrónicos recolectados por
empresas dedicadas a esta actividad. Se seleccionaron tarjetas
de circuitos impresos de computadoras desechadas.
Posteriormente se retiraron los puertos de salida USB, audio,
videos, serie, paralelo y VGA de las tarjetas y además se
extrajeron las baterías y capacitores.
Mediante la utilización de una cizalla se cortaron las tarjetas
en 8 partes de aproximadamente 6 cm de lado. Estos pedazos
de tarjetas obtenidos fueron molidos a través de un molino de
martillos, el cual está conformado por una tolva de
alimentación, una cámara de trituración, un juego de
cuchillas metálicas y una malla metálica.
Una vez realizada la molienda se separó el producto obtenido
en dos partes de acuerdo a su tamaño mediante un tamiz. El
material con tamaño menor a 1.18 mm fue llevado a una
mesa de separación gravimétrica con el fin de separar la
fracción no metálica de la fracción metálica de las tarjetas de
circuitos impresos. El material con tamaño mayor a 1.18 mm
fue reprocesado en el molino de martillos. Para mejorar la
separación gravimétrica se adicionó agua, por lo cual se tuvo
que realizar un posterior secado tanto de la fracción metálica
como de la fracción no metálica. Del proceso de separación
se obtuvieron tres fracciones: la fracción metálica, la fracción
no metálica y la fracción de mixtos, esta última fue
reprocesada en la mesa de separación gravimétrica con el fin
de obtener una mayor cantidad de fracción no metálica.
El proceso de recuperación de la fracción metálica de las
PCBs a nivel mundial ya está muy avanzado. Sin embargo, la
recuperación y reciclaje de la fracción no metálica no ha sido
aún implementada, pese a que entre el 70 % y 80 % de las
PCBs corresponde a la parte no metálica. Esta fracción está
compuesta por fibra de vidrio (65 %), resina epóxica (32 %),
impurezas (cobre <3 %, soldadura <0.1 %) y retardantes a la
llama bromados. Esta falta de exploración en el reciclaje de
la fracción no metálica se debe a que éste proceso no
constituye un beneficio altamente económico como lo es el
reciclaje de la fracción metálica [4, 5].
Finalmente la fracción no metálica fue tamizada a través de
las mallas número 100 y 200. Se obtuvieron dos tamaños de
partícula: el primero comprendido entre 0.15 y 0.075 mm y el
segundo con tamaño menor a 0.075 mm. Estos dos tamaños
de partícula fueron caracterizados posteriormente por
separado.
La disposición y recuperación de los residuos de aparatos
eléctricos y electrónicos tienen altas implicaciones
ambientales, en especial la fracción no metálica de dichos
residuos, debido a que esta contiene substancias peligrosas
como cadmio, plomo o retardantes a la llama bromados.
Estas sustancias demandan altos costos de producción para
Primero se llevó a cabo la eliminación de la humedad tanto
del material con tamaño de partícula 0.15-0.075 mm como
del material con tamaño <0.075 mm, para lo cual se lo colocó
en la estufa a 100 °C durante dos horas. Debido a que la
muestra es de tamaño de partícula muy fina, se llevó a cabo
2.2 Caracterización de la fracción no metálica de tarjetas de
circuitos impresos
2.2.1 Análisis de Espectroscopia de Infrarrojo (FTIR)
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Extracción y Caracterización de la Fracción No Metálica de las Tarjetas de Circuitos Impresos de Computadoras Desechadas
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la formación de una pastilla de la mezcla del material de
análisis con bromuro de potasio, en una relación 1:100.
Las pastillas formadas de la muestras de la fracción no
metálica de las tarjetas de circuitos impresos fueron
analizadas por transmitancia desde los 4 000 cm-1 hasta los
400 cm-1 con el espectrofotómetro de infrarrojo. Para obtener
una buena resolución de los espectros se llevó a cabo una
normalización, suavizado de los picos y corrección de la línea
base, mediante el software del equipo. Se realizaron un total
de tres ensayos de espectroscopía de infrarrojo.
2.2.2 Análisis de Calorimetría Diferencial de Barrido (DSC)
Con el propósito de determinar las propiedades térmicas de la
fracción no metálica de las tarjetas de circuitos impresos se
llevó a cabo el análisis de Calorimetría Diferencial de
Barrido.
Los ensayos se realizaron en atmósfera de nitrógeno con un
flujo de 20 mL/min con 5 barridos: primer calentamiento
(desde temperatura ambiente hasta 250 °C a una tasa de
calentamiento de 10 °C/min), paso isotermal (a 250 °C
durante 10 minutos), primer enfriamiento (desde 250 °C
hasta temperatura ambiente), segundo calentamiento (desde
temperatura ambiente hasta 250 °C a una tasa de
calentamiento de 10 °C/min), y segundo enfriamiento (desde
250 °C hasta temperatura ambiente). Se realizaron un total de
tres ensayos de calorimetría diferencial de barrido.
2.2.3 Análisis de Termogravimetría (TGA)
Con el propósito de determinar la temperatura de
descomposición y la composición en cuanto a materia
orgánica e inorgánica se realizó el análisis de
termogravimetría.
Para realizar este análisis se tomó aproximadamente 10 mg
de muestra y se lo colocó en el porta muestra del equipo de
termogravimetría. El procedimiento que se llevó a cabo fue
con base en la norma ASTM E2105 [1]. La prueba se llevó a
cabo con una tasa de calentamiento de 10 °C/min hasta
alcanzar los 900 °C y un flujo de nitrógeno de 50 mL/min.
Se realizaron un total de tres ensayos de termogravimetría.
2.2.4 Análisis de determinación de toxicidad de lixiviados
(TCLP)
Para realizar el análisis de toxicidad de lixiviados se tomó
una muestra representativa de ambos tamaños de partícula,
después se procedió a colocar 10 g de muestra con 200 mL de
agua destilada, posteriormente se reguló el pH de la solución
en 4 y se dejó en agitación continua durante 21 horas. Este
ensayo se realizó con referencia al método EPA 1311.
Una vez terminada la agitación se realizó a caracterización de
los metales lixiviados mediante el equipo de
Espectrofotometría de Absorción Atómica.
69
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
3.1 Obtención de la fracción no metálica de las tarjetas de
circuitos impresos de computadoras desechadas
Los puertos de salida, capacitores y batería corresponden a
11.27 % del peso total de las tarjetas de circuitos impresos
seleccionadas. Estos componentes fueron removidos debido a
que los puertos de salida están compuestos en su totalidad por
metales, los cuales ocasionarían daños considerables en los
equipos de molienda; mientras que los capacitores y baterías
contienen sustancias altamente tóxicas que necesitan un
tratamiento diferente.
En la Tabla 1 se presentan los resultados de las dos
fracciones de tamaño obtenidas después de la molienda en el
molino de martillos. Pese a que el molino de martillos no es
el más adecuado para moler este tipo de residuos, se obtuvo
casi la mitad del material con tamaño menor a 1.18 mm, el
cual fue llevado a la separación gravimétrica.
Solo el material que tenía un tamaño menor a 1.18 mm pudo
ser llevado a la separación gravimétrica debido
principalmente a que en el material con mayor tamaño no se
separaba de una manera eficiente su parte metálica de su
parte no metálica. Además, se apreciaron aglomerados
metálicos que tenían un tamaño mayor a 1.18 mm, estos
aglomerados se formaron dentro del molino.
Como muestra la Tabla 1, el material llevado a la separación
gravimétrica correspondía al 43.42 %, mientras que el
restante 58.58 % fue reprocesado en el molino de martillos
para incrementar la extracción de la fracción no metálica de
las tarjetas de circuitos impresos.
En la Tabla 2 se observan los resultados obtenidos de
fracción metálica y fracción no metálica obtenida después de
realizar el proceso de separación gravimétrica
Tabla 1. Resultados de las fracciones obtenidas después de la molienda en el
molino de martillos
Peso de
Peso de
Peso de tarjetas sin
material con material con
capacitores. puertos
tamaño
tamaño
de salida y baterías
mayor 1.18
menor 1.18
(g)
mm (g)
mm (g)
15 303.63
8 659.42
6 644.22
100.00 %
56.58 %
43.42 %
Porcentajes
Tabla 2. Resultados obtenidos después de la separación gravimétrica
Material total
procesado en la
separación
gravimétrica (g)
Fracción
metálica
(g)
Fracción no
metálica (g)
6 17.09
2 092.84
4 324.25
100.00 %
32.61 %
67.39 %
Porcentaje
Según un estudio realizado por [4], entre el 70 % y 80 % del
peso total de las tarjetas de circuitos impresos corresponde a
la fracción no metálica. En la Tabla 2 se puede observar que
se obtuvo un 67.39 % de fracción no metálica. Esta variación
con respecto al estudio citado se debe principalmente a
pérdidas de material no metálico durante la separación
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Loyo C.*; Arroyo C.*; Aldás M.*; Montero R. **
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gravimétrica. Como se puede observar en la Fig. 1, en la
fracción metálica obtenida existe aún una cantidad de
material no metálico que no pudo ser separado. Asimismo, se
perdió una parte del material no metálico que no se
sedimentó en el agua utilizada para mejorar la separación
gravimétrica.
En la Tabla 3 se muestran los porcentajes de las fracciones de
tamaño 0.15-0.075 mm y <0.075 mm obtenidas mediante
tamizado de la fracción no metálica. Se puede observar que la
mayor cantidad de material corresponde al de tamaño mayor
a 0.15 mm. Este material puede ser molido mediante un
molino de discos ya que el contenido de metales es mínimo.
Además, un molino de discos permite obtener un tamaño
deseado mediante el ajuste de la separación de sus discos.
También se obtuvo mayor cantidad de material con tamaño
de partícula <0.075 mm respecto al material con tamaño de
partícula entre 0.15-0.075 mm. Esto es conveniente si se
desea realizar un reciclaje físico ya que, como se discutirá
posteriormente, este material contiene una mayor cantidad de
fibra de vidrio que permite reforzar materiales compuestos.
Figura 1. Fracción metálica obtenida después de la separación gravimétrica
Tabla 3. Resultados de los pesos obtenidos en el tamizado con malla número
100 y 200
Peso de
Material
Material con
Material con
fracción con tamaño
tamaño
tamaño entre
no
mayor a
menor a
0.15 mm y
metálica
0.15 mm
0.075 mm
0.075 mm (g)
(g)
(g)
(g)
4 324.25
2 221.67
960.19
1 142.39
Porcentaje
100.00 %
51.38 %
22.20 %
26.42 %
Porcentaje
100.00 %
51.38 %
Figura 2.Espectro infrarrojo de la fracción no metálica de las tarjetas de
circuitos impresos con tamaño de partícula de tamaño 0.15-0.075 mm
48.62 %
3.2 Caracterización de la fracción no metálica de tarjetas de
circuitos impresos
3.2.1 Análisis de Espectroscopía de Infrarrojo (FTIR)
En la Fig. 2 se muestran un espectro infrarrojo obtenido por
transmitancia, en un rango de 4 000 hasta los 400 cm-1, de la
fracción no metálica de las tarjetas de circuitos impresos. El
espectro infrarrojo obtenido no se logró comparar con un
espectro estándar disponible en la biblioteca del software del
equipo utilizado. Esto sucede porque existe una gran variedad
de componentes en las tarjetas de circuitos impresos. Sin
embargo, se lograron apreciar los principales componentes de
las tarjetas los cuales se señalan en la Fig. 2: resina epóxica y
fibra de vidrio (representada por los grupos silicato).
3.2.2 Análisis de Calorimetría Diferencial de Barrido (DSC)
En la Fig. 3 se muestra el termograma realizado desde
temperatura ambiente hasta 250 °C, para la fracción no
metálica de las tarjetas de circuitos impresos de
computadoras con el fin de determinar la temperatura de
transición vítrea. Se puede observar que la temperatura de
transición vítrea de la fracción no metálica es
aproximadamente 133.4 °C, la cual no difiere
significativamente con la temperatura de transición vítrea
indicada en bibliografía que corresponde a 140 °C [8].
Figura 3. Termograma de la fracción no metálica de las tarjetas de circuitos
impresos
Esta diferencia se debe principalmente a que la temperatura
indicada en bibliografía se realizó de compuestos que
contenía solamente fibra de vidrio y resina epóxica, mientras
que el material analizado en el proyecto puede contener
trazas de metales como cobre, plomo, níquel y compuestos
bromados.
3.2.3 Análisis de Termogravimetría (TGA)
En las Fig. 4 y Fig. 5 se presentan los termogramas obtenidos
de la fracción no metálica de tamaño 0.15-0.075 mm y
<0.075 mm.Los diagramas termogravimétricos nos indican la
estabilidad térmica que tiene la muestra, la cual es muy
importante tanto para el reciclaje físico como para el reciclaje
químico [3, 7]. Para el caso de los residuos utilizados en este
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Extracción y Caracterización de la Fracción No Metálica de las Tarjetas de Circuitos Impresos de Computadoras Desechadas
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proyecto podemos observar que tienen una alta estabilidad
térmica ya que los materiales gruesos y finos empiezan a
descomponerse a los 291 °C y 269 °C respectivamente. Es
decir no hay ningún peligro de descomposición en los
procesos de reciclaje físico que se realizan comúnmente, en
los cuales se trabaja generalmente a temperatura ambiente o
máximo a 100 °C. Además, en las Fig. 4 y Fig. 5 se puede
observar que se alcanzó la mayor degradación para gruesos y
finos a los 346 °C y 351 °C respectivamente.
Figura 4. Diagrama termogravimétrico obtenido de la fracción no metálica
de tarjetas de circuitos impresos con tamaño de partícula de tamaño 0.150.075 mm
Finalmente se puede observar que la descomposición de la
mayor parte de la resina epóxica se obtiene a una temperatura
para gruesos y finos de 464 °C y 443 °C respectivamente. En
la Tabla 4 se presentan los resultados del análisis
termogravimétrico para ambos tamaños de partícula
analizados en cuanto a porcentaje en peso de material
orgánico e inorgánico para las 3 repeticiones realizadas.
Los componentes mayoritarios de la fracción no metálica de
las tarjetas de circuitos impresos son la resina epóxica y la
fibra de vidrio, por lo que se puede observar en la Tabla 4
que existe una mayor cantidad de material inorgánico.
Además, en el material con menor tamaño de partícula se
observa que existe una mayor cantidad de material inorgánico
(que corresponde en su mayoría a la fibra de vidrio). Esto se
debe principalmente a que la fibra se encuentra liberada en
este tamaño de partícula. Es importante determinar el
contenido de material inorgánico, ya que en caso de
realizarse un reciclaje físico de estos residuos como refuerzo,
conviene tener la mayor cantidad de esta fibra para mejor
ciertas propiedades mecánicas del material reforzado, como
las de tracción, flexión o abrasión.
71
3.2.4 Análisis de determinación de toxicidad de lixiviados
(TCLP)
En la Tabla 5 se presentan los resultados obtenidos del
análisis de toxicidad de lixiviados para cada tamaño de
partícula.
Tabla 4. Resultados del análisis termogravimetría para ambos tamaños de
partícula
Material orgánico
Material inorgánico
(%)
(%)
0.15-0.075
<0.075
0.15-0.075
<0.075
mm
mm
mm
mm
M1
40.61
20.55
59.39
79.45
M2
26.92
20.54
73.08
79.46
M3
30.81
22.56
69.19
77.44
Promedio
32.78
21.22
67.22
78.78
Tabla 5. Resultados del análisis de toxicidad de lixiviados
Tamaño de partícula
0.075-0.15 mm
<0.075 mm
Elemento
Concentración (mg/L)
Concentración (mg/L)
2.34
3.79
Zinc
20.43
38.22
Cobre
43.01
27.99
Plomo
0.01
0.01
Cobalto
0.02
0.03
Plata
0.07
0.23
Níquel
<0.01
<0.01
Cromo
<0.01
<0.01
Cadmio
<0.1
<0.1
Bario
<0.1
<0.1
Arsénico
<0.1
<0.1
Mercurio
En la Tabla 5 se puede observar que para ambos tamaños de
partícula las concentraciones más altas de metales obtenidas
en los lixiviados pertenecen al zinc, cobre y plomo. Sin
embargo, el único valor que excede los valores máximos
permitidos para ensayos de lixiviación según la norma
técnica de suelo de la ordenanza metropolitana es la
concentración de plomo, cuyo valor máximo permisible es de
0.2 mg/L.
Se observó además que, en general, para el material con
partículas de tamaño <0.075 mm existe una mayor
concentración de metales. Esto se debe a que a menor tamaño
de partícula los metales se liberan de la matriz polimérica,
por lo que aumenta su facilidad de lixiviación.
4. CONCLUSIONES
Mediante separación gravimétrica se determinó que las
tarjetas de circuitos impresos utilizadas contenían un 32.61 %
de fracción metálica y 67.39 % de fracción no metálica.
Figura 5. Diagrama termogravimétrico obtenido de la fracción no metálica
de tarjetas de circuitos impresos con tamaño de partícula < 0.075 mm
Mediante FTIR se logró determinar que la fracción no
metálica de las tarjetas de circuitos impresos están
compuestas principalmente por resina epóxica y fibra de
vidrio.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Loyo C.*; Arroyo C.*; Aldás M.*; Montero R. **
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Mediante TGA se determinó que la fracción no metálica de
tarjetas de circuitos impresos de tamaño 0.15-0.075 mm tiene
67.22 % de material inorgánico (fibra de vidrio) y 32.78 % de
material orgánico (resina epóxica); y para el material de
tamaño <0.075 mm se obtuvo un 78.78 % de material
inorgánico y 21.22 % de material orgánico.
Mediante el TCLP se determinó que la fracción no metálica
de las tarjetas de circuitos impresos superan los límites
permisibles de lixiviación de plomo por lo tanto no es
recomendable su disposición en rellenos sanitarios.
La fracción no metálica de las tarjetas de circuitos impresos
puede ser utilizada para un reciclaje físico, es decir
incorporarlos como carga dentro de una matriz para formular
un material compuesto.
No es recomendable realizar un reciclaje químico de la
fracción no metálica de las tarjetas de circuitos impresos, ya
que las temperaturas de descomposición son muy altas.
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los Componentes del Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos Fuera de Uso
_________________________________________________________________________________________________________________________
73
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los
Componentes del Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos
Fuera de Uso
Meza I.*; De la Torre E.*

*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]
Resumen: Se efectuaron ensayos termogravimétricos a distintas velocidades de calentamiento y con diferentes
tamaños de partícula con el objeto determinar los parámetros cinéticos y la composición del caucho de llantas. Se
determinó que existen tres zonas de degradación entre 146-549 °C en las cuales se descomponen los distintos
componentes de forma independiente e irreversible. Se encontró que el componente más resistente a la degradación
fue el caucho sintético, seguido del caucho natural y como componente más volátil los plastificantes y aditivos,
manifestando energías de activación de 135.4, 123.9 y 47.7 KJ mol-1 respectivamente. El modelo de deconvolución
empleado, determinó que el caucho sintético se encuentra en mayor proporción con un 60.8 %, seguido por el
caucho natural con un 32.8 % y por último los plastificantes y aditivos comprenden un 6.1 %.
Palabras clave: Neumáticos fuera de uso (NFU’s), deconvolución, pirólisis, caucho natural, caucho sintético.
Abstract: Thermogravimetric tests were conducted under different heating rates and particle sizes in order to
determine the kinetic parameters and the rubber tire composition. Three stages of degradation between 146-549 °C
were found, in which components decompose in an independently and irreversible way. Synthetic rubber is the
toughest component to be degraded, followed by natural rubber; plasticizer and additives were found as the most
volatile components. The mentioned materials have the following activation energies: 135.4, 123.9 and 47.7kJmol-1,
respectively. The employed deconvolution model determined that tires are mainly composed of synthetic rubber in
a greater proportion with 60.8%, followed by natural rubber with 32.8 % and finally plasticizers and additives with
6.1 %.
Keywords: End Life tires (ELTs), deconvolution, pyrolysis, natural rubber (NR), synthetic rubber.
1. INTRODUCCIÓN
Se estima que alrededor de 250 millones de coches y
camiones se desechan cada año en la Unión Europea, lo que
representa alrededor de 2.6 millones de toneladas de
neumáticos. Cantidades comparables son generadas en
Europa del Este, América del Norte, América Latina, Asia y
el Medio Oriente. Por lo tanto, se calcula que en todo el
mundo, más de mil millones de neumáticos de desecho se
generan anualmente [6, 14].
La acumulación de neumáticos usados en un campo abierto
resulta en un desperdicio de un valioso recurso energético,
además de un potencial riesgo para la salud, puesto que son
un medio propicio para la proliferación de plagas que
transmiten enfermedades tropicales tales como dengue,
paludismo, etc.; así como, un peligro latente por la
posibilidad de que se produzca un incendio de grandes
proporciones [1, 4].
Varias soluciones para reducir la disposición final en
vertederos se han desarrollado. Prácticas de reciclaje de
neumáticos, tales como el recauchutado, molienda y el uso de
neumáticos como aditivo para las pistas deportivas o
carreteras de asfalto son algunos de los tratamientos que se
realizan actualmente. Sin embargo, todos ellos tienen
desventajas significativas o limitaciones.
El poder calorífico de los neumáticos oscila entre 2837 MJ/kg, valor comparable al que presentan ciertos carbones
de alto rango, por lo que procesos térmicos, como la
combustión, pirólisis y gasificación han sido considerados
como métodos alternos para la recuperación de energía y
materias primas a partir de llantas de desecho [1].
Varios estudios han demostrado de igual manera que el
residuo solido producto de la pirólisis de los NFU’s, puede
tener aplicaciones, tales como precursor de carbón activado.
Debido a su importante contenido de carbono [7]
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
74
Meza I.*; de la Torre E.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
2. MODELIZACIÓN MATÉMATICA DEL PROCESO DE
DESCOMPOSICIÓN TÉRMICA
Aunque varios estudios fundamentales sobre la pirólisis de
llantas de desecho se han realizado en los últimos años, los
mecanismos implicados en el proceso de pirólisis aún no se
entienden completamente. Modelar la cinética del proceso de
degradación térmica de los neumáticos puede proporcionar
una visión de los mecanismos responsables de la pirólisis de
neumáticos y predecir posibles dificultades en un reactor de
pirólisis [8]. El hecho de que la pirólisis de es un fenómeno
multietapa y multicomponente está ampliamente aceptado
[14].
El modelado de la pirólisis de los neumáticos depende casi
exclusivamente de los datos de TGA (análisis termogravimétrico) y DTG, donde se usan las ecuaciones del
modelo para la deconvolución de los picos en los
termogramas [3]. Un gran número de modelos cinéticos se
han desarrollado para el estudio de mecanismo de pirólisis y
parámetros cinéticos [10].
n
n
dWa
dWi

  k iWi
dt
i 1 dt a
i 1
Donde Wa = Wt - W∞ corresponde a la porción degradable del
peso de llanta a cualquier tiempo; Wt al peso del caucho a
cualquier tiempo; W∞ corresponde al peso del carbón
residual; Wi es el peso del componente degradable i a
cualquier tiempo; ki es la constante cinética correspondiente
al componente i, cabe recalcar que Wa y dWa/dt, pueden ser
directamente obtenidos de las curvas TGA y DTG
respectivamente.
Como se sabe el caucho está compuesto de varios
componentes, y cada uno de ellos exhibe sus propios
parámetros cinéticos característicos. Además, existen zonas
de temperatura propias en las que reflejan la descomposición
única de cada componente. La descripción cinética de las
curvas TGA y DTG para n componentes se muestra a
continuación:

La mayoría de modelos de pirólisis asumen una velocidad de
reacción limitada por la reacción química y no consideran las
limitaciones de transferencia de masa y de calor en un
reactor. Por lo tanto, la velocidad de reacción se describe
mediante la siguiente ecuación:
(1)
r  kC n
Donde:
r
k
C
n
Velocidad de reacción
Constante de reacción
Concentración másica
Orden de la reacción
Referencia [16], afirma que para hacer uso de este modelo
matemático, se debe tomar en cuenta que:
i.
Los componentes mayoritarios como plastificantes,
caucho natural y cauchos sintéticos, se descomponen
térmicamente de forma independiente, sin
interacciones entre ellos.
ii.
Cada reacción de descomposición sigue un solo
mecanismo y es irreversible.
iii.
Solo los datos de la curva DTG son necesarios para
estimar la composición inicial del neumático, así
como la velocidad de volatilización de cada
componente, además de sus parámetros cinéticos
2.1 Modelo cinético para la deconvolución de los
componentes de un NFU’s
El modelo que se explica a continuación es una transcripción
de un modelo previamente desarrollado [16]. La ecuación
general que expresa la velocidad de descomposición o
degradación térmica de los NFU’s es descrita como:
(2)
n
n
dWa
dWi
 E 
 
  Ai exp   i Wi
dT
 RT 
i 1 dT
i 1
(3)
Siendo β igual la velocidad de calentamiento (dT/dt). Se
obtiene (4) dividiendo (3) para –Wa, y luego aplicando
logaritmo natural a ambas partes:
  dWa 
 n
 E W 
  ln  Ai exp   i  i 
ln  
 RT  Wa 
 Wn dT 
 i 1
(4)
Se puede asumir que el caucho de los neumáticos está
compuesto por dos compuestos mayoritarios, los cuales se
descomponen con reacciones independientes y además
poseen diferentes velocidades de degradación con respecto a
la temperatura. El compuesto 1 ha sido considerado como
más difícil de descomponer, sugiriendo su degradación a la
zona de altas temperaturas. Se considera que en la zona de
altas temperaturas solo se descompone el menos volátil
(componente 1), debido a que el componente 2 para esta
etapa ya está totalmente degradado. La región de
temperaturas medias es responsable de la descomposición de
ambos componentes, mientras que en la zona de bajas
temperaturas se considera que solo el componente 2 se
degrada. Para el caso de 2 componentes, (4) puede ser escrita
como:

 E1  W1 

 A1 exp  

  dWa 
 RT  Wa 

  ln 
ln  

 Wa dT 
 A exp   E 2  W2 
2

 RT  Wa 


(5)
Para la zona de altas temperatura el contenido del
componente 2 es despreciable por ende W 2 ≈ 0 y Wa = W1
.Por
lo cual (5) se reescribe:
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los Componentes del Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos Fuera de Uso
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  dW1 
E 1
  ln  A1    1 
ln  
 R T
 W1 dT 
(6)
Por otra parte la ecuación correspondiente a la zona de bajas
temperaturas, la descomposición del componente 1 se
considera despreciable comparándola con respecto al
componente 2. Por ende se considera la tasa de
descomposición despreciable dW1/dT ≈ 0.
  dW2 
E 1
(7)
  ln  A2    2 
ln  
W
dT
R
T


2


Tomando el lado izquierdo de (5) y graficando versus el
reciproco de la temperatura, dos líneas rectas pueden ser
graficadas haciendo uso de (6) y (7), para las zonas de altas y
bajas temperaturas respectivamente. La pendiente de la curva
de alta temperatura permite obtener la energía de activación,
mientras que la intersección con el Eje “y” arroja el valor del
factor de frecuencia para el componente 1. Sin embargo, para
poder obtener los parámetros cinéticos del segundo
componente se requiere del cálculo de W 2 y dW2/dT ya que
su obtención grafica no es posible a través de las curvas TGA
y DTG.
La ecuación cinética del componente 1 puede ser descrito
como:

dW1
 E 
  A1 exp  1 W1
dT
 RT 
(8)
Integrando (8) se tiene:
W1
dW1
A1 T
 E 


exp   1 dT


dT
 0
 RT 
W1.0
(9)
La ecuación (9) se resuelve aproximando el lado derecho de
a:
E1 
A RT


exp  
dT   1
 0
 E1
 RT 
A1
T
2

(10)
2

 RT  
E1 
2 RT


1 
 exp  
 4



E1
E1  
RT 





Así, W1 es expresado como:
W1  W1.0
 A1 RT 2





E
1


2



 RT 
2 RT




exp 1 
 4


 E 
E


1
 1   



E1 
exp 





RT




W1.0
 A1 RTh 2




 E1




2

 RTh 
2 RTh


 Wa exp 1 
 4
 E 
  
E
1
1  



 


E1 
exp 



  RT 


h 



75
(12)
De la misma forma se puede proceder para obtener la
velocidad de descomposición del componente 2, restado
dW1/dT de la curva de DTG dWa/dT y considerar que W2 se
calcula a través de la sustracción de W 1 de Wa. Por tanto el
peso inicial del segundo componente se enuncia como:
W2.0
 A2 RTm 2


E 2


 RTm
2 RTm

 Wa  W1  exp 1 
 4
E2
 E2


 exp   E 2 
 RT 

m 





2 

 
  
  




(13)
Donde Tm corresponde a la temperatura en la zona de
temperaturas medias; W2 puede ser expresado de la siguiente
manera:
2
 A RT 2  2 RT
 RT   
2

  
 1 
 4
E2
E 2   
 E 2


(14)
 
W2  W2.0 exp 
  E2 


exp  

  RT 

3. METODOLOGIA EXPERIMENTAL
En el presente trabajo se desarrollaron ensayos de
termogravimetría para estudiar la influencia de la velocidad
de calentamiento y el tamaño de partícula en el proceso de
pirólisis. Así como, el desarrollo de un modelo matemático
de deconvolución que permita cuantificar los componentes
principales del caucho vulcanizado presente en los
neumáticos de desecho.
3.1 Caracterización de la materia prima y definición del
método de reducción de tamaño de los NFU’s
(11)
Sabiendo que W1 es igual a Wa a las altas temperaturas W1.0
se obtenido de:
En la caracterización se analizaron las siguientes
propiedades: densidad, contenidos de humedad, volátiles,
cenizas y carbón fijo. El análisis elemental de los
componentes químicos de los NFU’s se realizó mediante
microscopía electrónica de barrido (MEB-EDX Tescan con
analizador de rayos X Quantax (Bruker)).
El método de reducción tamaño consistió en separar las
partes del neumático con contenido metálico, de los flancos
zona que posee una malla textil. El caucho presente en la
sección lateral del neumático es aquel que se utilizó dentro de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
76
Meza I.*; de la Torre E.*
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este estudio. Durante esta fase se intentó dividir la llanta en
fracción de menor tamaño con el uso de varios instrumentos
(tijeras, cuchillas, etc.). Sin embargo, la amoladora fue la
herramienta que mostró mejores resultados en el
fraccionamiento de la llanta, posteriormente se siguió
reduciendo de tamaño el material de forma manual hasta
obtener un material de tamaño homogéneo de entre 2-3 cm.
3.2 Evaluación del comportamiento de los NFU’s en el
proceso de pirólisis y deconvolución de sus componentes.
Para el estudio cinético de la pirólisis y la deconvolución de
los componentes presentes en las llantas de desecho, se
empleó el método de termo-gravimetría haciendo uso de una
termobalanza (Shimadzu TGA-50). Todos los ensayos se
realizaron bajo una atmósfera inerte de nitrógeno con un flujo
de gas de 50 mL/min y un peso aproximado de muestra de
18 mg.
Así mismo, para determinar la influencia del tamaño de
partícula y la velocidad de calentamiento dentro del proceso
de pirólisis; se trabajó con dos distintos tamaños de partícula
(polvo < 1mm y trozos entre 2-5 mm) a tres diferentes
velocidades de calentamiento (5, 10 y 20 K/min).
4. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1 Caracterización de la materia prima
La Tabla 1 reporta los elementos químicos existentes en la
muestra de caucho analizada. Este tipo de ensayo es semicuantitativo y realiza una lectura superficial dentro de toda la
muestra.
Los resultados reflejaron un alto contenido de carbono del
92.2 %, porcentaje esperado, debido a que el caucho es una
mezcla de polímeros, donde el carbono es elemento
preponderante. Además es un valor comparable con los
resultados obtenidos por varios autores, que proponen un
contenido de carbono que oscila entre un 80 a 90 % del total
[9, 11, 16, 17]. A pesar de que el análisis reportó valores
similares a los bibliográficos, el contenido de hidrógeno no
fue determinado dentro de la muestra, debido que el método
empleado no permite cuantificar este tipo de elementos.
Asimismo, cabe recalcar que el porcentaje no reportado
dentro de este estudio podría corresponder al hidrógeno
reportado en otros estudios.
En la Tabla 2 se observa que es un material con un alto
contenido de material volátil, el cual posee un 33 % de
material sólido del total del peso del caucho. Por otra parte su
contenido de humedad es bastante bajo lo que demuestra que
es un material con baja permeabilidad. El bajo contenido de
cenizas presente en el residuo sólido permitió considerar a los
neumáticos como una materia prima viable para la
producción de carbón de alta pureza.
La densidad aparente fue calculada para un tamaño de
partícula entre 2-3 cm., mientras que la densidad real se
evaluó con caucho en polvo.
Tabla 1. Análisis químico de trozo de caucho de NFU’s mediante MEBEDX
Elemento
Contenido en peso (%)
Carbono
92.2
Azufre
1.5
Los resultados obtenidos se muestran en la Tabla 3.
Tabla 2. Contenidos de humedad, volátiles, cenizas y carbón fijo
Contenido (%)
Humedad
0.9
Volátiles
66.4
Cenizas
1.9
Carbón fijo
31.6
Tabla 3. Densidad real y densidad aparente de los NFU´s
Densidad real (g/mL)
1.098±0.003
Densidad aparente (2-3 cm) (g/mL)
0.423±0.045
La desviación estándar reportada en los resultados de
densidad real y densidad aparente, demuestra que los ensayos
son reproducible y que el error entre las medidas realizadas
no es representativo, lo que permite definir al caucho de
llanta como un material voluminoso y de baja densidad.
4.2 Influencia de la velocidad de calentamiento y tamaño de
partícula dentro los ensayos de pirólisis.
En la Fig. 1 se exhiben tres zonas de degradación entre
146-549 °C dentro de las cuales se considera que
descomponen, los distintos componentes de forma
independiente e irreversible. Estos resultados son análogos a
los reportados por [16], que establece temperaturas iniciales
de degradación de 120 a 152 °C y temperaturas finales de
proceso entre 455 y 520 °C. Estos rangos de temperatura se
obtuvieron al trabajar con velocidades de calentamiento entre
1 y 40 K/min.
En la Fig. 2 se puede observar que la curva DTG del caucho
en trozos se degrada a mayor temperatura, desplazándose
hacia la derecha. Además los tres picos presentes en la curva
DTG se presentan a mayores temperaturas, lo que constituye
mayores tiempos de residencia a causa de la resistencia a la
transferencia de calor al interior de la partícula.
Referencia [2], asevera que el incremento en el tamaño de
grano genera mayores gradiente de temperatura y por ende
mayores tiempos de residencia para que el material volátil
pueda ser gasificado.
Por otra parte, las curva de la pérdida de peso del caucho en
trozos en la zona de medias y altas temperatura muestra un
ligero desplazamiento hacia la derecha del gráfico con
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
77
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los Componentes del Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos Fuera de Uso
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Figura 1. Análisis TGA y DTG de trozos de caucho (dp=2-5 mm) con β=10
K/min
Figura 2. Análisis comparativo de curvas TGA y DTG del polvo de caucho
y trozos de caucho.
respecto a la curva del caucho en polvo, lo que se traduce
como un incremento en las temperaturas de degradación.
Referencia [16], atribuye este fenómeno al detrimento en la
velocidad de volatilización de los plastificantes.
La influencia de la velocidad de calentamiento se puede
observar en la Fig. 3, donde se obtiene una conversión total
del material volátil a los 20 min de residencia para una
velocidad de calentamiento de β=20 K/min, mientras que se
con una β= 5 K/min se logra obtener la misma conversión
recién a los 90 min trascurridos.
De tal forma se puede aseverar que el incremento en la tasa
de calentamiento acelera el proceso de degradación del
caucho provocando una marcada disminución en los tiempos
de residencia para la generación del residuo sólido
carbonoso.
4.3 Determinación de los parámetros cinéticos de los
principales componentes del caucho vulcanizado de NFU’s.
La Fig. 4 ilustra gráficamente el procedimiento seguido para
determinar los parámetros cinéticos de los componentes.
Los valores de la pendiente de cada una de las linealizaciones
corresponde a las energías de activación de cada componente
Figura 3. Comparación de la conversión del NFU’s en trozos (dp=2-5mm)
para distintas velocidades de calentamiento en ensayo de TGA con flujo de
N2=50 mL/min
Figura 4. Expresión gráfica de la estimación de los parámetros cinéticos de
la pirólisis de NFU’s trozos para β=20 K/min
(-Ea/R), mientras que los valores de los respectivos factores
de frecuencia se obtienen de la intersección de las curvas con
el eje de las abscisas.
Los parámetros cinéticos obtenidos para el caucho en trozos
proveniente de la banda lateral de los NFU’s se detalla en la
Tabla 4. Como se puede observar el componente 1 posee una
mayor energía de activación con respecto a los otros dos
componentes. Es aquel que se degrada en la zona de altas
temperaturas requiriendo de mayor energía para su
degradación. Mientras que el tercer componente presenta el
valor más bajo respecto a la energía de activación requiriendo
de bajas temperatura de degradación correspondiente al
componente más volátil.
Tabla 4. Parámetros cinéticos de los componentes para la pirolisis del
caucho para diferentes velocidades de calentamiento
Componente 1
Componente 2
Componente 3
Velocidad de
calentamiento
Ea
Ax10-9
Ea
Ax10-9
Ea
Ax10-4
5 (K/min)
135.7
1.17
117.4
0.46
45.6
0.31
10 (K/min)
137.7
2.11
124.2
2.79
48.6
1.1
20 (K/min)
132.9
1.17
130.0
11.20
48.9
2.3
Promedio
135.4
1.48
123.9
4.81
47.7
1.3
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
78
Meza I.*; de la Torre E.*
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Ea: Energía de activación (kJ/mol)
A: Coeficiente pre-exponencial (min-1)
con valor de Ea reportados en la bibliografía para cauchos
sintéticos como el BR (194 a 215 KJ/mol) y SBR
(120 a 145 KJ/mol), por lo cual se podría suponer que el
material correspondiente al tercer componente es el SBR
[16]. Que plantea un valor promedio de 63.6 % respecto del
caucho de la banda lateral y un 69.5 % para el caucho
proveniente de la banda de rodadura.
Tabla 5. Contenido inicial en peso de cada componente en el caucho
evaluado para distintas velocidades de calentamiento
Figura 5. Deconvolución de los diferentes componentes que conforman el
caucho de los NFU’s (trozos dp=2-5 mm) para β=20 K/min
Los estudios de termobalanza determinaron que el caucho de
llantas está conformado por tres componentes mayoritarios
que corresponden a los plastificantes y aditivos, al caucho
natural y al caucho sintético. Además se determinó que el
caucho sintético es el compuesto menos volátil, debido a que
se degradó en la zona de altas temperaturas reportando una
energía de activación de 135.4 KJ mol-1, seguido del caucho
natural que se volatiliza en la zona media de temperaturas
con una energía de activación de 123.8 KJ mol-1. Finalmente
los plastificantes y aditivos que son los más volátiles
mostrando la menor energía de activación de 47.7 KJ mol-1.
En la Fig. 5 se puede observar el método de deconvolución
empleado para la determinar la composición de los
componentes mayoritarios del caucho de NFU’s.
Se muestra en color rojo la curva correspondiente al
componente más resistente a la degradación, que corresponde
al caucho sintético. Por otra parte la curva de color amarillo
hace referencia al comportamiento de una mezcla de caucho
natural y sintético dentro de la zona de temperaturas medias.
Finalmente, en color verde se define la curva referente a los
aceites y plastificantes, los cuales presentan su degradación
en la zona de bajas temperaturas.
4.4 Determinación de los componentes principales a través
del modelo de deconvolución
.
A partir de esta modelización se realizó la cuantificación
másica de los componentes mayoritarios presentes en el
caucho de las llantas de desecho. En la Tabla 5 se encuentran
tabulados los datos referentes con el peso inicial calculado
para cada uno de los tres componentes de los NFU’s
mediante la deconvolución.
Se pudo determinar que el caucho sintético es el que se
encuentra presente en mayor proporción con un contenido
promedio de 60.8 % con respecto del peso total del caucho
vulcanizado. Al observar la energía de activación reportada
para el tercer componente de 135.4 kJ/mol, y al compararla
Velocidad de
calentamiento
Componente 1
(%)
Componente 2
(%)
Componente 3
(%)
5 (K/min)
58.1
34.1
7.6
10 (K/min)
60.6
32.9
6.2
20 (K/min)
63.7
31.5
4.4
Promedio
60.8
32.8
6.1
La degradación que sufre el segundo componente se ha
atribuido al comportamiento como una mezcla de NR y SBR.
Sin embargo se estimó que el componente que se degrada
mayoritariamente en esta zona es el caucho natural y que el
aporte del caucho sintético es menor. Por ende el peso inicial
calculado para el segundo componente se lo atribuye al NR
obteniendo un valor promedio de 32.8 %. Al contrastar con
los resultados obtenidos, se observa que el contenido de
caucho natural presente en el caucho de la banda lateral es de
apenas un 22.5 % y de 21.3 % para la banda de rodadura
[16]. Estos resultados reflejan una vez más la complejidad y
limitaciones presentes en la zona de temperaturas medias.
Al comparar los resultados referentes al peso inicial del tercer
componente, respecto a lo expuesto [16], se pudo establecer
que el contenido de plastificantes, aditivos y aceites presentes
en la banda de lateral, en ambos casos es inferior al 10 %.
Planteando una estrecha concordancia entre ambos
resultados. Referencia [16] considera que el componente 3,
está conformado por los aceites de procesamiento de cada
elastómero los cuales exhiben similares parámetros cinéticos.
4.5 Comparación de la curva DTG experimental respecto de
la curva teórica obtenida a través del modelo matemático
A través del desarrollo del modelo matemático para la
determinación de los parámetros cinéticos y la deconvolución
de los componentes mayoritarios de la llantas, se reconstruyó
la curva de la derivada de la pérdida de peso (DTG), dicha
curva teórica se comparó con la curva obtenido
experimentalmente. Lo que permitió validar el ajuste del
modelo con respecto a la experimentación. Se pudo observar
que para bajas velocidades de reacción tanto la curva
calculada como la experimental se ajustan en la mayoría de
su trayectoria como se muestra en la Fig.6. Sin embargo,
respecto del segundo y tercer pico los datos experimentales
muestran cierta dispersión con relación a la curva calculada,
lo cual se vuelve más evidente conforme se incrementa la
velocidad de calentamiento. Dicho fenómeno puede ser
atribuido a la influencia de la velocidad de calentamiento que
genera una degradación del material más acelerada,
produciendo un incremento en las magnitudes de los picos de
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Modelo de Deconvolución para la Cuantificación de los Componentes del Caucho Vulcanizado Presente en los Neumáticos Fuera de Uso
_________________________________________________________________________________________________________________________
las curvas DTG. No obstante, se puede apreciar claramente
que ambas curvas guardan una misma tendencia.
[2]
[3]
[4]
[5]
[6]
Figura 6. Comparación entre la curva DTG experimental y calculada para la
pirólisis de NFU´s en trozos con β=20 K/min
[7]
5. CONCLUSIONES
[8]
Se determinó que el caucho de NFU’s contiene 31.6 % de
carbón fijo, 66.4 % de material volátil, 1.9 % de cenizas y
0.9 % de humedad. Demostrando que es un material con baja
permeabilidad y que posee un gran contenido de material
volátil.
Se demostró que trabajar con tamaños de partícula superiores
produciría mayores tiempos de residencia. Mientras que el
incremento en la tasa de calentamiento acelera el proceso de
degradación del caucho provocando una marcada
disminución en los tiempos de residencia.
Los resultados de los ensayos en TGA y DTG para tres
distintas velocidades de calentamiento, exhibieron tres etapas
de degradación para la pirólisis de caucho. Esto demostró que
la primera etapa se presenta entre 146 y 329 °C con un pico
máximo a 258 °C, la segunda etapa ocurre entre 318 y 439 °C
con un pico máximo a 393 °C y la tercera etapa se encuentra
entre 428 y 549 °C con un pico máximo a 458 °C.
Los estudios de termobalanza determinaron que el caucho
vulcanizado de los NFU’s está conformado por tres
componentes mayoritarios. Además, se mostró que el
componente más resistente a la degradación fue el caucho
sintético, seguido del caucho natural y como componente
más volátil los plastificantes y aditivos, manifestando
energías de activación de 135.4; 123.9 y 47.7 KJ mol-1
respectivamente.
[9]
[10]
[11]
[12]
[13]
[14]
[15]
[16]
[17]
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A partir del modelo matemático se estableció que el caucho
sintético es el que se presenta en mayor proporción con un
porcentaje del 60.8 %, seguido por el caucho natural con un
valor del 32.8 % y por último los plastificantes y aditivos que
conforman un 6.1 %.
REFERENCIAS
[1]
79
A. Aranda, R. Murillo, García, M. Callén, y A. Mastral. Steam
activation of tyrepyrolytic carbon black: Kinetic study in a
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
80
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
_______________________________________________________________________________________________________________________________
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución
Precipitación
Saltos P.*; Chango I.*; Aldás M.*; Quiroz F.*

* Escuela Politécnica Nacional, Centro de Investigaciones Aplicadas a Polímeros, Facultad de Ingeniería Química y
Agroindustria, Quito, Ecuador
[email protected]; {jose.chango; miguel.aldas; francisco.quiroz}@epn.edu.ec
Resumen: En el presente proyecto se estudió el proceso de reciclaje de poliestireno expandido (EPS) por el método
de disolución – precipitación, como alternativa para minimizar el impacto ambiental posconsumo. Se desarrolló el
reciclaje de empaques de EPS de electrodomésticos variando las condiciones del método con el fin de recuperar
poliestireno. Los residuos de EPS recolectados y fragmentados, se disolvieron en tetrahidrofurano (THF) y se
precipitaron con etilenglicol (EG), bajo agitación mecánica continua. El polímero precipitado se separó por
filtración y posterior secado, molienda y lavado. El producto así tratado se lo caracterizó estructuralmente por
espectroscopía infrarroja, térmicamente por calorimetría diferencial de barrido y termogravimetría. Además, se
determinó el índice de fluidez para estimar su capacidad de procesamiento. De los ensayos realizados se obtuvieron
polímeros estructuralmente semejantes al poliestireno, con un grado de contaminación menor al 1.6 % de agente
precipitante, presentan un índice de fluidez entre 15.56 y 23.60 g/10 min por lo que pueden ser reprocesados por
inyección y extrusión, la temperatura de transición vítrea y el peso molecular son similares a los residuos de EPS.
El ensayo con mejores resultados fue la disolución 30 % EPS y precipitación con una relación volumétrica 1/3
THF/EG, ofreciendo un polímero sin contaminación por el etilenglicol remanente.
Palabras clave: poliestireno expandido; reciclaje; disolución – precipitación; poliestireno reciclado.
Abstract: In this project the recycling process of expanded polystyrene (EPS) was studied by the method of
dissolution - precipitation, as an alternative to minimize the environmental impact post-consumer. Thus, recycling
of EPS packaging was developed varying the conditions of the method in order to recover polystyrene reprocessing.
The EPS waste collected and fragmented were dissolved in tetrahydrofuran (THF) and precipitated with ethylene
glycol (EG) under continuous mechanical stirring. The precipitate polymer was recovered with filtration, through
drying, crushing and washing. The recovered polymers are structural characterized by the infrared spectroscopy,
thermal by differential scanning calorimetry and thermogravimetry. Melt flow index was measured in order to
estimate its processability. The tests performed indicate that the polymers obtained are structural identical to
polystyrene with a lower degree of contamination to 1.6 % of precipitant, they have a melt index between 15.56
and 23.60 g/10 min so can be reprocessed by injection and extrusion, the glass transition temperature and molecular
weight are similar to the waste EPS. The best performing test was 30 % EPS solution and precipitation with a
volume ratio 1/3 THF/EG, offer a polymer free ethylene contamination.
Keywords: expanded polystyrene; recycling; dissolution – precipitation; recycled polystyrene
1. INTRODUCCIÓN
El aumento en el consumo de los plásticos implica la búsqueda
de un tratamiento de reciclaje de sus desechos, que permita
convertirlos de una amenaza ambiental a un recurso para la
industria, solucionando este problema [8, 11].
Uno de los materiales ampliamente usado como empaque es el
poliestireno expandido (EPS). Se trata de un material ligero y
bajo costo. De modo que, el consumo global de EPS ya excede
los 3 millones de toneladas con un incremento del 6 % al año
[1, 14].
El peso ligero del EPS es una ventaja en el ámbito del
empaque; pero este aspecto resulta ser una complicación en el
proceso de reciclaje debido a la dificultad de transporte que
implica este desecho voluminoso. Además, se debe considerar
la necesidad de disponer materiales que puedan ser desechados
con el menor impacto ambiental y no comprometan la salud
humana [7]. Un camión de residuos con una capacidad de 70
m3 sólo podría transportar entre 700 - 1700 kg de EPS [13], lo
que implica un elevado costo de transporte hacia los lugares de
recuperación [4].
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
81
Saltos P.*; Chango I.*; Aldás M.*; Quiroz F.*
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Sin embargo, el EPS tiene gran potencial para ser reciclado
debido a que existe en grandes cantidades y la separación de
otros residuos es simple por su baja densidad y fácil
identificación. Adicionalmente, la industria ha desarrollado
equipos para la compactación y densificación del EPS, de
modo que la ejecución de diferentes técnicas de reciclaje sea
viable con el fin de solucionar el problema ambiental que
representa. Es recomendable que su reprocesamiento se realice
cerca de los sitios de recolección [2, 4].
En el proceso de reciclaje los desechos de EPS pierden su
característica de espuma, una vez compactados se pueden
fabricar juguetes, artículos de oficina, madera plástica,
recipientes y hasta EPS nuevamente. Si los desechos son
fraccionados pueden ser usados en la construcción, procesos
de floculación como sustrato y la obtención de composites de
fibras naturales, carbonatos y nanopartículas con buenas
propiedades mecánicas [9, 11].
El EPS postconsumo puede ser reciclado mecánicamente, que
consiste en la reducción de tamaño de sus desechos por
métodos físicos de pulverización, compactación o
densificación. Una vez que el EPS ha perdido su volumen
puede ser implementado como materia prima para el moldeo
de productos cotidianos hechos con poliestireno o producción
de materiales de construcción. En la industria es considerado
una técnica factible a gran escala, prácticamente limpia y de
bajo costo [2, 13].
El reciclaje químico permite la depolimerización del
monómero o una degradación del poliestireno en otros
materiales secundarios, se realiza en un rango de temperatura
ente 300 – 450 °C en presencia de una atmósfera de nitrógeno,
clorofluorocarbono, propano o similares, con catalizadores
óxidos ácidos o básicos [6, 9].
Existe además el reciclaje energético, visto como una
alternativa al reciclaje mecánico, para aprovechar el alto poder
calórico del EPS y así convertirlo en energía mediante la
combustión de los desechos. Este proceso no es el más
aconsejable por la generación de emisiones gaseosas y al
requerimiento de reactores cónicos de lecho fluidizado [4, 8,
9].
Se han desarrollado otras técnicas como el reciclaje térmico y
el método de disolución. Con esta última técnica se reduce el
tamaño del EPS en más de 100 veces, al eliminar todo el aire
que contiene su estructura sin degradación de las cadenas
poliméricas, por lo que tiene una gran potencialidad [5].
2. MATERIALES Y MÉTODOS
Por medio de espectroscopía infrarroja por HATR (Horizontal
Attenuated Total Reflection) se determinó la estructura y
composición de los desechos de EPS. El peso molecular se
estimó por viscosimetría bajo el procedimiento de la norma
ASTM D2857 – 95 (2007) para soluciones de EPS en metil etil
cetona.
La temperatura de transición vítrea (Tg) se evaluó por medio
de calorimetría diferencial de barrido (DSC) en atmósfera de
nitrógeno y a 20 °C/min. Por análisis termogravimétrico
(TGA) se determinó la descomposición térmica del EPS
recolectado con una velocidad de calentamiento de 20 ºC/min
hasta 800 °C en atmósfera de nitrógeno.
2.2 Desarrollo del proceso de reciclaje de EPS por disoluciónprecipitación
Se utilizó como base la metodología descrita en la patente
inventada por M. Notari y F. Rivetti [10], con la diferencia que
se la realizó a temperatura ambiente y presión atmosférica. Las
condiciones para el proceso fueron establecidas por medio de
pruebas preliminares, que determinaron operaciones
adicionales para mejorar el proceso.
2.2.1 Método de disolución – precipitación
El EPS homogeneizado se disolvió en tetrahidrofurano (THF),
variando el contenido de polímero en las proporciones de 10,
20, 30 y 40 % bajo agitación mecánica constante. En cada
porcentaje de mezcla se recuperó el poliestireno disuelto por
precipitación empleando como agente precipitante al
etilenglicol (EG).
El EG se adicionó lentamente y bajo agitación en las siguientes
relaciones volumétricas: 1/1, 1/2 y 1/3 THF/EG. Al término de
la adición se separó por filtración la solución THF – EG y el
precipitado.
Se secó durante 1 hora a 100 °C y se redujo de tamaño para
deshacer los poros de la estructura del precipitado. Se lavó con
isopropanol durante 1 hora y con agitación magnética para
cada muestra con el fin de que el alcohol arrastre el EG
remanente. Nuevamente, se secó a 100 °C durante 11 horas
para evaporar residuos de la solución alcohol - EG contenidos
en el polímero molido.
2.2.2 Caracterización del polímero recuperado
Con la finalidad de comparar las características estructurales,
nivel de contaminación y propiedades térmicas del
poliestireno recuperado se lo caracterizó con las mismas
técnicas descritas para el material de partida (EPS).
2.1 Caracterización del EPS recolectado
Se recolectaron los desechos de EPS procedentes de empaques
de electrodomésticos y fueron reducidos de tamaño en un
molino de cuchillas. Una vez homogeneizado el material
fragmentado, se lo caracteriza con el fin de establecer
parámetros comparativos entre el material que va a ser
reciclado y el producto de su reciclaje.
Se establecieron ciertas diferencias en la aplicación de la
viscosimetría, se determinó el índice de fluidez (MFI) para
aproximar el peso molecular de los polímeros recolectados
tomando como referencia el peso molecular del EPS
recolectado. El MFI permitió validar las propiedades que tiene
el polímero como materia prima para reprocesamiento.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
82
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
_______________________________________________________________________________________________________________________________
Por medio de TGA no solo se obtuvo la temperatura de
degradación de los productos recuperados, sino también la
pérdida en peso que tiene la muestra en función del avance del
calentamiento.
2.2.3 Recuperación del solvente, agente precipitante y
reactivo de lavado
La recuperación de los reactivos empleados en el proceso es
relevante, no solo por la connotación ambiental, sino también
por la reducción en el consumo de reactivos. Por lo tanto, se
aprovecha la diferencia significativa entre los puntos de
ebullición de los componentes de la solución THF – EG y de
la solución alcohol – EG, para su separación por destilación
fraccionada a 54 °C y 72 °C, respectivamente.
Figura 1.Espectro del EPS recolectado
3.1.3 Termogravimetría (TGA)
Al finalizar las operaciones se midió la cantidad de destilado y
residuo recuperados en cada destilación, lo cual permitió
determinar su rendimiento.
Se evaluó la pureza química de los productos de la destilación
mediante espectroscopía infrarroja por Transformadas de
Fouriere (FTIR) y el índice de refracción. Por FTIR se realizó
el análisis estructural del destilado y el residuo de cada
destilación y a partir del índice de refracción se estimó la
concentración de THF, EG e isopropanol en los reactivos
recuperados.
El termograma en la Fig. 2 indica que la descomposición del
EPS recolectado inicia a 276,44 °C hasta que se registra la
máxima pérdida de peso a los 430,02 °C, punto de la
degradación térmica donde solamente queda materia
inorgánica. El EPS recolectado presenta 0,1 % de materia
inorgánica y de acuerdo con el termograma no existe una
descomposición térmica adicional en el poliestireno.
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
3.1 Caracterización de los residuos de poliestireno expandido
recolectados
3.1.1 Espectroscopía infrarroja por Transformadas de
Fourier (FTIR)
En el espectro de la Fig. 1 se señalan los grupos funcionales
presentes en la estructura de los residuos de EPS. Se observan
las zonas de absorción entre 3100 – 3000 cm-1 y 1600 – 1450
cm-1 típicas del anillo bencénico y la región propia del
poliestireno entre 760 - 700 cm-1 correspondiente al anillo
monosustiuido con sus respectivos sobretonos en la región de
2000 a 1650 cm-1. Además, se evidencia absorción en las
bandas a 2850 y 2919 cm-1 referente a los estiramientos de las
moléculas CH2.
La zona entre 1400 y 400 cm-1 corresponde a la huella dactilar
de la molécula, patrón de frecuencias útil en la comparación
con el espectro bibliográfico, que nos indica que los desechos
de EPS recolectados presentan las bandas características de la
macromolécula de poliestireno.
Figura 2.Termograma correspondiente al análisis termogravimétrico del EPS
recolectado
3.1.4 Calorimetría diferencial de barrido (DSC)
Mediante calorimetría diferencial de barrido (DSC) se
determinó que la temperatura de transición vítrea (Tg) del EPS
recolectado es de 108 °C. Este valor está dentro del rango
bibliográfico [10] que es de 107 °C ± 2 °C; cualquier aumento
sobre los 100 °C que es el valor más conocido de Tg del
poliestireno, puede ser consecuencia del agente expansor u
otros aditivos que se usan en la fabricación del EPS.
3.2 Caracterización del polímero recuperado
3.2.1 Espectroscopía infrarroja por Transformadas de
Fourier (FTIR)
3.1.2 Viscosimetría
Se determinó que el peso molecular viscosimétrico del EPS
recolectado es igual a Mw=107 510 g·mol-1, valor que se
obtiene de la ecuación de Mark – Houwink. Se encontró que
el incremento de la viscosidad de la solución metil etil cetona
– EPS, por molécula de poliestireno es de 0,5879 mL/g [3].
En la Fig. 3 se presentan los espectros de los polímeros
recuperados por los ensayos disolución - precipitación: 10 %
EPS - 1/1 THF/EG, 10 % EPS – 1/2 THF/EG y 10 % EPS –
1/3 THF/EG. Esta figura es un ejemplo del análisis por FTIR
que se hizo a cada producto.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
83
Saltos P.*; Chango I.*; Aldás M.*; Quiroz F.*
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La banda correspondiente al estiramiento entre los enlaces CH y el anillo aromático se localiza en alrededor de 3026 cm-1
para los diferentes espectros. Se evidencian los estiramientos
de la molécula de CH2 cerca de 2918 y 2842 cm-1. La presencia
del anillo bencénico se constata por los modos vibratorios
existentes en 1601, 1492, y 1451 cm-1. Con respecto a las
bandas representativas del polímero se ubican en 747 y 690
cm-1 para los productos recuperados. En los espectros de los
polímeros obtenidos se aprecia la descompensación
atmosférica provocada tanto por la absorción de CO2 cercana
a 2330 cm-1 con una evolución positiva y por la absorción de
agua a 3919 y 3462 cm-1.
En general, todos los polímeros recuperados corresponden al
poliestireno, debido a la presencia de las bandas de absorción
características de la macromolécula. La comparación de cada
grupo de espectros con el estándar bibliográfico del
poliestireno avala este resultado. Por lo tanto, el método de
reciclaje sugerido permite recuperar poliestireno a partir de
EPS, sin registro de otro componente por análisis de FTIR.
En consecuencia, también existe similitud entre los espectros
de los polímeros recuperados y el espectro del EPS
recolectado, debido a que ambos corresponden al poliestireno.
Date: 08/04/2015
100.0
90
80
844.01
70
1744.13
3461.89
2329.96
60
906.16
1363.07
3919.06
1600.72
%T 50
2841.75
1026.90
3026.11
40
1491.83
2917.97
1450.94
30
20
747.37
10
690.44
3.2
4000.0
3600
3200
2800
2400
2000
1800
cm-1
1600
1400
1200
1000
800
630.0
AP0067.s p - 08/04/2015 - AP0067 POLYSTYRENE
DC-OTI0341-2014 precipitado10%1.1 rep.006 - 30/09/2014
DC-OTI0341-2014 Precipitado10%1.2rep.006 - 21/10/2014
DC-OTI0341-2014 Precipitado10%1.3rep.006 - 21/10/2014
Figura 3. Espectros de los polímeros recuperados por los ensayos de disolución 10 % EPS y precipitación al 1/1, 1/2 y 1/3 THF/EG
3.2.2 Termogravimetría (TGA)
remanente y las temperaturas de degradación térmica de los
polímeros reciclados.
En la Fig. 4 se presenta el termograma obtenido del producto
más contaminado por precipitante remanente junto al
termograma del poliestireno libre de EG.
En la investigación, los polímeros que contenían EG
remanente en su estructura presentaron un termograma similar
al gráfico a) de la Fig. 4, donde se visualizan dos desviaciones
con respecto a la línea base, la primera se identificó como la
evaporación del EG remanente debido a su proximidad con la
temperatura de ebullición (185 °C) del componente; y la
segunda desviación representa la descomposición del
poliestireno reciclado.
Aquellos poliestirenos que se encontraron libres de EG
remanente, presentan un termograma similar al gráfico b) de
la Fig. 4, donde sólo se muestra la descomposición del
poliestireno. Existen dos productos que entran en esta
categoría, obtenidos por la disolución del 20 y 30 % de EPS en
THF y la precipitación con una relación volumétrica de 1/3
THF/EG. Sin embargo, entre estos dos, se considera que las
condiciones más adecuadas serán las que permitan reciclar
mayor cantidad de desechos y convertirlos en poliestireno no
contaminado, en este caso 30 % EPS – 1/3 THF/EG.
Acerca de la degradación térmica de los diferentes
poliestirenos se da en un rango de (232 – 261) °C hasta (475 –
483) °C. La cantidad de EG remanente en la estructura de cada
polímero se relaciona con el inicio de la degradación del
mismo, de modo que en cada grupo de disolución existe una
tendencia descendente de la temperatura de descomposición
cuando menor es el contenido de contaminación del
poliestireno.
Con respecto al punto final de la degradación térmica de los
polímeros recuperados, no se aprecia cambios relevantes entre
cada ensayo.
En general, si se compara las temperaturas de inicio y fin de la
degradación térmica de los poliestirenos reciclados con
temperaturas de inicio (276,44 °C) y fin (430,02 °C) de la
degradación del EPS recolectado, se deduce que existe un
adelanto en el inicio y un retardo en el punto final de la
degradación de los productos recuperados. Por tanto, la
presencia de precipitante remanente afecta la descomposición
térmica de los polímeros.
Para conocer los datos obtenidos en cada análisis
termogravimétrico se dispone de la Tabla 1, donde se incluye
el porcentaje en peso identificado como la evaporación del EG
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
84
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
_______________________________________________________________________________________________________________________________
La cantidad de EG presente en la estructura del polímero
recuperado tiende a disminuir cuanto mayor es la cantidad de
agente precipitante utilizado para precipitar el poliestireno en
la disolución; es decir, que usar una porción mayor de EG
favorece la recuperación del poliestireno disuelto.
Tabla 1. Variación de las temperaturas de degradación de los poliestirenos
recuperados en cada ensayo
Ensayo
EPS
(%)
Experimentalmente, sin importar la proporción de EPS
utilizada en la disolución, el fenómeno se repite en cada ensayo
del método disolución – precipitación; los polímeros
recuperados con la relación 1/1 THF/EG, se presentan como
un fluido viscoso lo que dificulta su separación de la solución
THF – EG y por tanto tienden a estar más contaminados;
además, la solución filtrada luce blanquecina, lo que se
presume como poliestireno sin precipitar. Al contrario, los
polímeros recuperados por las relaciones 1/2 y 1/3 THF/EG
son fáciles de separar, lucen como una sola masa compacta y
elástica, la solución THF – EG luce transparente, por tanto es
posible que el poliestireno ha sido precipitado totalmente.
10
20
30
40
a)
Contenido
de
etilenglicol
(%)
Inicio de la
descomposición
térmica
(°C)
Temperatura
de máxima
pérdida de
peso
(°C)
1/1
1.55
261.40
476.41
1/2
1.32
254.79
480.18
1/3
1.07
254.74
476.17
1/1
0.72
254.27
480.66
1/2
0.25
251.72
475.18
1/3
0.00
231.94
479.22
1/1
0.25
240.43
480.35
1/2
0.23
237.27
480.69
1/3
0.00
236.74
477.65
1/1
0.71
237.94
483.10
1/2
0.38
234.70
480.03
Relación
THF/EG
b)
Figura 4.Termogramas correspondientes al análisis por termogravimetría de los poliestirenos recuperados por: a) disolución 10 % EPS y precipitación 1/1
THF/EG, b) disolución 30 % EPS y precipitación 1/3 THF/EG
Es por ello que los poliestirenos reciclados con 1/2 y 1/3
THF/EG, tienen menor contenido de remanente en su
estructura. De lo que se puede inferir que la cantidad necesaria
para precipitar el poliestireno en disolución es tres veces el
volumen del solvente usado, de modo que se obtenga una masa
compacta fácil de separar y aparte una solución THF – EG sin
residuos de polímero, lo cual permitirá una recuperación más
limpia de solvente y precipitante.
3.2.3 Viscosimetría
Los resultados de la medición del MFI para cada poliestireno
reciclado se tabulan en la Tabla 2. Los datos se muestran
atípicos dentro de cada grupo de ensayos; por lo que en general
se infiere que los polímeros obtenidos en las diferentes pruebas
de reciclaje tienen un MFI entre 15.56 y 23.60 (g/10 min),
según las condiciones del proceso.
El MFI se incrementa al usar una cantidad mayor de EG para
precipitar al polímero, por lo que los poliestirenos recuperados
con una relación 1/3 THF/EG tienen un MFI mayor que
aquellos productos precipitados con un relación 1/1 THF/EG.
Tabla 2. Variación del índice de fluidez de los poliestirenos recuperados en
cada ensayo
Ensayo
Índice de fluidez
EPS
Relación
(g/10 min)
(%)
THF/EG
1/1
18.5901 ± 0.22
10
1/2
16.9551 ± 0.13
1/3
19.1386 ± 1.24
1/1
18.7404 ± 0.96
20
1/2
18.1961 ± 1.19
1/3
18.9342 ± 1.20
1/1
15.5615 ± 1.22
30
1/2
18.6357 ± 2.63
1/3
23.6044 ± 1.36
1/1
26.1183 ± 0.75
40
1/2
19.2147 ± 1.62
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Saltos P.*; Chango I.*; Aldás M.*; Quiroz F.*
_______________________________________________________________________________________________________________________________
De acuerdo con la Fig. 5, los valores de MFI entre los
poliestirenos reciclados no son iguales, pero se puede apreciar
que están aproximadamente entre 16 y 21 g/10 min. Esta
desviación es consecuencia de que en la precipitación las
cadenas que precipitan primero son las de mayor tamaño
molecular y conforme se adiciona EG continúan precipitando
el resto de cadenas con tamaños moleculares más pequeños.
De modo que, no en todos los ensayos se habrá conseguido la
misma distribución molecular de acuerdo a la cantidad de
agente precipitante agregado. Los polímeros con una amplia
distribución de tamaños tienden a fluir más [12, 15].
En consecuencia, si el contenido de glicol incide en la Tg de
los poliestirenos recuperados, entonces la relación de THF/EG
utilizada en la precipitación también. Si se usa una cantidad
mayor de agente precipitante, la Tg del polímero es similar
para los grupos de disolución 20, 30 y 40 % EPS ensayados.
No se considera el grupo del 40 % de EPS para la Fig. 5,
porque es la condición menos eficiente, debido a que la
concentración del polímero en la disolución impide una
mezcla apropiada con el agente precipitante.
La pequeña diferencia entre las Tg de los poliestirenos, no solo
se atribuye a la cantidad de EG en su estructura sino también
a que no todos los productos tienen el mismo peso molecular.
Sin embargo, al no existir cambios relevantes en la Tg se
presume que se ha alcanzado un cierto tamaño molecular de
107 510 g·mol-1 y por lo tanto los polímeros recuperados
tienen un peso molecular cercano a éste.
La comparación del MFI de los poliestirenos recuperados con
el MFI de los poliestirenos comerciales indica que el
poliestireno obtenido del reciclaje de EPS por este método
puede ser reprocesado por inyección o extrusión para la
elaboración de distintos productos como producción de EPS o
poliestireno extruido, paneles aislantes y artículos
desechables.
Los valores de la Tg de los poliestirenos se encuentran en el
rango propuesto por investigaciones anteriores [10], que es de
107 °C ± 2 °C. De la misma forma no exceden la Tg del EPS
recolectado a partir del cual fueron recuperados en más de
0,7 °C.
Tabla 3. Temperatura de transición vítrea de los poliestirenos recuperados
del reciclaje de EPS
Ensayo
EPS
(%)
10
20
30
Figura 5. MFI de los poliestirenos reciclados en función de la cantidad de
agente precipitante (1/1, 1/2 y 1/3 THF/EG)
La relación directa de la viscosidad con el peso molecular e
inversa con el MFI implica que, si los poliestirenos
recuperados tienen índices de fluidez altos presentarán una
viscosidad de flujo baja y en consecuencia un peso molecular
bajo y viceversa. Por lo tanto, el peso molecular de los
productos del reciclaje estará alrededor de 107 510 g·mol-1,
que es el peso molecular determinado para el EPS recolectado
[1].
3.2.4 Calorimetría diferencial de barrido (DSC)
Los resultados de los análisis calorimétricos se pueden
apreciar en la Tabla 3. Por medio de los datos tabulados se
infiere que, los productos recuperados por el reciclaje de EPS
tienen una Tg entre 108,3 a 108,7 °C. Con excepción de los
polímeros con mayor contenido de etilengicol en su estructura
que se obtuvieron por las condiciones disolución 10 % EPS y
precipitación 1/1 y 1/2 THF/EG, que tienen una Tg menor e
igual a 107,8 °C.
40
Contenido de
etilenglicol
(%)
Temperatura de
transición vítrea
(°C)
1/1
1.55
107.8
1/2
1.32
107.8
1/3
1.07
108.4
1/1
0.72
108.3
1/2
0.25
108.6
1/3
0.00
108.6
1/1
0.25
108.4
1/2
0.23
108.6
1/3
0.00
108.7
1/1
0.71
108.3
1/2
0.38
108.4
Relación
THF/EG
3.3 Caracterización de los productos de destilación
3.3.1 Espectroscopía infrarroja por Transformadas de
Fourier (FTIR)
a. Infrarrojo del destilado de la solución filtrada del proceso
de disolución – precipitación
En la Fig. 6 se puede observar el espectro del destilado, de
acuerdo con el análisis por espectroscopía infrarroja el
destilado de la solución THF – EG es THF, debido a que
presenta una estrecha similitud con el espectro bibliográfico
del compuesto. Puede contener algunas trazas de EG pero su
presencia no es notoria en el espectro. La banda
correspondiente a 3490 cm-1 es una evidencia de presencia de
grupos OH-; aunque la molécula no presente en su estructura
el hidroxilo aparece en el espectro tanto del destilado como en
el bibliográfico debido a que el THF es un compuesto
altamente higroscópico. Las bandas a 2974 y 2862 cm-1
pertenecen al estiramiento asimétrico y simétrico de los
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
86
Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
_______________________________________________________________________________________________________________________________
enlaces C-H, la flexión que sufre el grupo (CH2)4 en el plano
se observa en 1460 cm-1. El estiramiento del anillo aparece en
1646 y 1365 cm-1.
Con respecto al estiramiento del enlace C-O-C característico
del THF como compuesto heterocíclico, se observa en 1182 y
1063 cm-1 con intensidad más fuerte. Finalmente, en 906 y
661 cm-1 se encuentran las bandas originadas por la flexión que
sufren los enlaces C-H.
b. Infrarrojo del residuo de la solución filtrada del proceso de
disolución – precipitación
En la Fig. 7 se observa el espectro del residuo de la destilación
de la solución THF – EG, el cual registra bandas características
del EG en concordancia con los modos vibratorios de sus
moléculas constitutivas. Con relación al espectro
bibliográfico, el residuo corresponde al EG, dada su semejanza
estructural dada por las bandas características de los grupos
CH2 en 1456 cm-1 con un tijereteo y torsión en 1257 y
1205 cm -1; aleteo a 1315 cm-1 y balanceo en las bandas de 881
y 860 cm-1.
puro, tal como se esperaba. El residuo de isopropanol
encontrado demuestra que no se han separado completamente
los componentes de la solución filtrada en la destilación, de
modo que el residuo recuperado equivale aún a la solución
alcohol isopropílico – EG.
En la Fig. 9, se observa que el espectro del residuo presenta
por un lado las bandas concernientes a los alcoholes
secundarios como la flexión del O-H en 1408 y 679 cm-1 y los
estiramientos del C-C-O en las bandas de 1341, 1306, 1161, y
1129 cm-1. La presencia de los grupos metilo aparece en 2969
y 1463 cm-1 como estiramiento asimétrico, en 1379 cm-1 como
la vibración simétrica en forma de “umbrella” y en 951 cm-1
como el estiramiento entre los enlaces CH3-C-CH3.
Por otro lado, existen bandas propias del EG en el espectro del
residuo, así como la torsión de la molécula de CH2 en
1204 cm1-, el estiramiento del C-C en 1086 cm-1, en 1039 cm1 el estiramiento del C-O y el balanceo del CH2 en las bandas
de 884 y 862 cm-1. Con respecto a los modos vibratorios de
los hidroxilos en la molécula del glicol aparecen en 3306 y
1408 cm-1, de igual forma como lo hacen en el espectro del
isopropanol.
Se visualiza a 3296 cm-1 el estiramiento y a 1415 cm-1 se da
lugar una banda ancha de la flexión de los grupos hidroxilo de
la molécula de EG. Los enlaces C-H del grupo CH2 sufren un
estiramiento a 2936 y 2876 cm-1 y en 1043 cm-1 los enlaces
C-O se estiran.
c. Infrarrojo del destilado de la solución filtrada del proceso
de lavado
El espectro del destilado de la solución alcohol – EG (Fig. 8)
muestra las bandas constitutivas del propanol y en
comparación con el espectro bibliográfico se confirma que el
producto recuperado en la destilación de la solución filtrada
del lavado es isopropanol. No se evidencia contaminación del
producto.
En dicho espectro se aprecia el estiramiento del grupo
hidroxilo en 3327 cm-1. La absorción propia de los alcoholes
secundarios se diferencia en 1408 cm-1 por la flexión en el
plano del O-H y en 679 cm-1 por la flexión fuera del plano del
O-H. Se suman también los modos vibratorios del C-C-O en
las bandas de 1341 y 1307 cm-1, estiramiento asimétrico en
1160 y 1128 cm-1, y en la longitud de 817 cm-1 el estiramiento
simétrico.
Figura 6. Espectro del destilado de la solución filtrada del proceso disolución
– precipitación
Se observa, además, las tensiones asimétricas y simétricas de
las moléculas de CH2 que se encuentran en 2932 y 2882 cm-1,
respectivamente. Los grupos metilo sufren un estiramiento
asimétrico con una intensidad muy fuerte en 2970 y 1467cm-1,
vibración simétrica tipo “umbrella” a 1379 cm-1 y un
estiramiento en 951 cm-1 entre los enlaces CH3-C-CH3.
d. Infrarrojo del residuo de la solución filtrada del proceso
lavado
La espectroscopía infrarroja del residuo recuperado de la
solución alcohol – EG (Fig. 9) no corresponde al etilenglicol
Figura 7. Espectro del residuo de la solución filtrada del proceso disolución –
precipitación
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Saltos P.*; Chango I.*; Aldás M.*; Quiroz F.*
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n: índice de refracción
c: concentración de la solución THF – EG (%v/v)
De acuerdo con dicha expresión y según los valores del índice
de refracción en la Tabla 4, el destilado contiene 97.80 % de
THF y 2.20 % de EG que ha sido arrastrado en la fracción. De
la misma manera, el residuo es 95,60 % EG y retiene 4.40 %
de THF.
Adicionalmente, se encontró que el rendimiento de la
destilación con respecto a la cantidad de solvente recuperado
con base al THF que entra a la destilación, es alrededor del
75 %, por lo tanto existen pérdidas debido a la volatilidad del
compuesto. Con respecto a la cantidad de agente precipitante
el rendimiento es cercano al 99 % con base en la cantidad de
EG que tiene la solución THF – EG destilada.
Figura 8. Espectro del destilado de la solución filtrada del proceso de lavado
Date: 08/10/2014
100.0
90
80
70
b. Pureza de los productos de la destilación de la solución
alcohol – EG
El contenido de isopropanol y EG en el destilado y en el
residuo, productos de la destilación de la solución filtrada del
proceso de lavado se deduce de la relación lineal entre el índice
de refracción y la concentración de isopropanol en soluciones
de EG, dada por (2):
𝑛 = −0.049 𝑐 + 1.4272
Donde
n: índice de refracción
c: concentración de la solución alcohol – EG (%v/v)
60
%T 50
40
30
(2)
20
10
3.1
4000.0
3000
2000
1500
1000
500
cm-1
DC-OTI0341-2014 res iduo_EG2.rev.s p - 08/10/2014
F59310.sp - 08/10/2014 - F59310 ISOPROPYL ALCOHOL
OR0492.s p - 08/10/2014 - OR0492 OR0492.DX 1,2-ETHANEDIOL
Figura 9. Espectro del residuo de la solución filtrada del proceso de lavado
comparado con sus componentes
La banda en 1463 cm-1 que aparece en el espectro del residuo
puede atribuirse a la deformación asimétrica del grupo metilo
presente en el isopropanol o también al tijereteo del CH 2
presente en el EG; el hecho de que sea una banda ancha
superpone al CH3 y al CH2. Este último grupo, se aprecia en el
rango de 2935 y 2877 cm-1 correspondiente a las tensiones
asimétricas y simétricas.
3.3.2 Índice de refracción
a. Pureza de los productos de la destilación
La composición de los productos de la destilación se
determinó por medio de la relación lineal entre el índice de
refracción y la concentración de THF en soluciones de EG,
representada por (1):
𝑛 = −0,0182 𝑐 + 1,4263
Donde
(1)
Sobre la base de esta relación lineal y de los valores del índice
de refracción de la Tabla 5 se tiene que el destilado es alcohol
isopropílico puro y el residuo de la solución filtrada contiene
aún un 28.60 % de isopropanol por destilar y 71.40 % es EG.
De esta manera, se corrobora la información estructural
proporcionada por el análisis de espectroscopía infrarroja.
295.0
Sumada a la pureza, se plantea el rendimiento de la destilación
con respecto a la cantidad del reactivo de lavado recuperado
en base al isopropanol que entra a la destilación, que es
alrededor del 92 %. Con respecto al EG recuperado no se
establece un rendimiento debido a la contaminación que tiene
el residuo de la destilación con alcohol.
Tabla 4. Índice de refracción de los productos obtenidos por destilación de la
solución THF – EG y compuestos puros
Índice de refracción
Destilado
1.4085
Residuo
1.4255
Tetrahidrofurano
1.4070
Etilenglicol
1.4260
Tabla 5. Índice de refracción de los productos obtenidos por destilación de la
solución alcohol – EG y compuestos puros
Índice de refracción
Destilado
1.3775
Residuo
1.4135
Isopropanol
1.3770
Etilenglicol
1.4260
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Reciclaje de Poliestireno Expandido por el Método de Disolución Precipitación
_______________________________________________________________________________________________________________________________
4. CONCLUSIONES
El proceso de reciclaje de poliestireno expandido (EPS) por el
método de disolución – precipitación expuesto en esta
investigación tuvo resultados positivos, se consiguió
polímeros estructuralmente iguales al poliestireno. Es decir,
que la técnica usada permitió obtener un producto para
reprocesamiento a partir de desechos de EPS.
La caracterización de los desechos de EPS recolectados
demostró que el material usado para el reciclaje tiene un peso
molecular aproximadamente de 107 510 g·mol-1, una
temperatura de transición vítrea de 108 °C y se descomponen
térmicamente a 276.44 °C hasta alcanzar los 430.02 °C.
[5] M. García, I. Gracia, G. Duque, A. De Lucas y F. Rodríguez, «Study of the
solubility and stability of polystyrene wastes in a dissolution recycling
process,» Journal Waste Management, 29(6),, vol. 29, nº 6, pp. 1814-1818,
2009.
[6] A. Kan y R. Demirboğa, «A new technique of processing for wasteexpanded polystyrene foams as aggregates,» Journal of Materials Processing
Technology, vol. 209, nº 6, p. 2994–3000, 2009.
[7] F. Layedra, S. Galeas, V. Guerrero. (2015). Estudio de la Biodegradación de
un Material Compuesto Obtenido con Ácido Poliláctico (PLA) Reforzado
con Fibra Corta de Abacá (Musatextilis). Revista Politécnica. [Online].
35(3),
pp.
126-136.
Available:
http://www.revistapolitecnica.epn.edu.ec/revista_archivos/
revista_volumen_35/TOMO_3.pdf
[8] D. López, P. Rhenals, M. Tangarife, K. Vega, L. Rendón, Y. Vélez y M.
Ramírez, «Tratamiento de residuos de Poliestireno expandido utilizando
solventes,» 2013. [En línea]. Available: http://kosmos.upb.edu.co/web/
uploads/articulos/(A)_Ingeniar_2013_Tratami.
El desarrollo del proceso de reciclaje a diferentes condiciones
se llevó a cabalidad, el método sugerido permite procesar hasta
un 30 % de desechos de EPS, concentraciones mayores en la
disolución no son recomendables. La relación volumétrica 1/3
THF/EG fue la más adecuada para conseguir un poliestireno
reciclado sin contenido de etilenglicol remanente.
[9] T. Maharana, Y. Negi y B. Mohanty, «Recycling of Polystyrene,» Journal
Polymer – Plastics Technology and Engineering, vol. 46, nº 7, pp. 729-736,
2007.
Los poliestirenos recuperados por el método de disolución –
precipitación presentaron un porcentaje bajo de
contaminación, el contenido de agente precipitante remanente
no superó el 1.6 % y también se obtuvieron poliestirenos no
contaminados, como es de interés.
[12] J. Rieger, «The glass transition temperature of polystyrene,» Journal of
Thermal Analysis, vol. 46, nº 3-4, pp. 965-972, 1996.
Los poliestirenos reciclados tienen un peso molecular similar
al tamaño molecular de los desechos de EPS recolectados, un
índice de fluidez que varía entre 15.56 y 23.60 g/10 min por lo
que pueden ser reprocesados por inyección o extrusión para la
elaboración de distintos productos.
[10] M. Notari y F. Rivetti, «Patente WO 2005023922 A1,» Diciembre 2005. [En
línea]. Available: http://www.google.st/patents/W O2005023922A1?cl=.
[11] M. Poletto, J. Dettenborn, M. Zeni y J. Zaterra, «Characterization of
composites based on expanded polystyrene wastes and wood flour,» Journal
Waste Management, vol. 31, nº 4, p. 779–784, 2010.
[13] M. Samper, M. Rico, S. Ferrandiz y L. J., «Reducción y Caracterización del
Residuo de Poliestireno Expandido,» de En I Simposio Iberoamericano de
Ingeniería de Residuos, Alcoy, España, 2008.
[14] A. B. T. E. Sekharan R., «Utilization of waste expanded polystyrene: Blends
with silica - filled natural rubber,» Journal Materials and Design , vol. 40,
pp. 221-228, 2012.
[15] T. Instruments, « Understanding Rheology of Thermoplastic Polymers,»
2013.
[En
línea].
Available:
http://www.tainstruments.com/
pdf/literature/AAN013_V_1_U_Thermoplast.pdf .
El análisis por DSC determinó que la temperatura de transición
vítrea de los poliestirenos reciclados fue entre 108,3 a 108,7
°C, a excepción de los polímeros con mayor contenido de
contaminación donde el remanente actúa como plastificante.
Todos se encuentran dentro del rango bibliográfico.
El proceso de reciclaje se complementó con la recuperación
del solvente, agente precipitante y reactivo de lavado; por
medio de destilación se consiguió tetrahidrofurano con pureza
del 97,80 %; etilenglicol al 95,60 % e isopropanol puro. Se
recuperó aproximadamente el 75 % de solvente, 92 % del
reactivo de lavado y alrededor del 99 % de agente precipitante.
REFERENCIAS
[1] D. Achilias, A. Giannoulis y G. Papagergiou, «Recycling of polymers from
plastic packaging materials using the dissolution - reprecipitation
technique,» Polymer Bulletin, vol. 63, nº 3, pp. 449-445, 2009.
[2] S. Acierno, C. Carotenuto y M. Pecce, «Compressive and Thermal
Properties of Recycled EPS Foams,» Polymer - Plastics Technology and
Engineering, vol. 49, nº 1, pp. 13-19, 2009.
[3] ASTM. D2857–95, Standard Practice for Dilute Solution Viscosity of
Polymers, 2007.
[4] A. Barnetson, Expanded Polystyrene: Development, Processing,
Applications and Key Issues, S. Rapra, Ed., Shrewsburry: Handbook of
Polymer Foams, 2004, pp. 37-54.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Desarrollo de un Material Compuesto de Matriz de Poliuretano Rígido Reforzado con Fibra de Raquis De Palma Africana
__________________________________________________________________________________________________________________________
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Desarrollo de un Material Compuesto de Matriz de Poliuretano
Rígido Reforzado con Fibra de Raquis De Palma Africana
Proaño A.*; Bonilla O.**; Aldás M.*

*Escuela Politécnica Nacional, Centro de Investigaciones Aplicadas a Polímeros, Facultad de Ingeniería Química y
Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: {andres.proanof; miguel.aldas}@epn.edu.ec
** Escuela Politécnica Nacional, Centro Textil Politécnico, Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]
Resumen: En el presente artículo se expone el desarrollo de un material compuesto de matriz de poliuretano rígido
con fibra de raquis de palma africana. Como materia prima del poliuretano se utilizó: difenilmetano diisocianato y
poliol polioxipropilénico, fabricados por la empresa Huntsman. La fibra de raquis de palma africana fue recolectada
de una planta extractora de aceite. La fibra fue molida, tamizada y secada. Para mejorar la afinidad matriz-fibra, las
fibras fueron sometidas a un proceso de acetilación con anhídrido acético. Se elaboraron materiales compuestos con
concentraciones de carga en peso de fibra de: 0 %, 5 %, 10 % y 15 %. A los materiales compuestos desarrollados se
realizaron ensayos mecánicos de flexión y tracción. Los materiales compuestos con 15 % en peso de fibra
mostraron propiedades mecánicas iguales o superiores a las del material de poliuretano. Respecto al material
compuesto formulado con fibra acetilada, éste presentó resultados ligeramente mayores en los ensayos mecánicos
en comparación con el material formulado con fibra sin tratamiento químico. Para los materiales compuestos con
15 % en peso de fibra, se determinó el costo de producción y se comparó con el costo de producción del material de
poliuretano.
Palabras clave: Material compuesto, matriz polimérica, poliuretano rígido, fibra natural, raquis de palma africana
Abstract: This article explains the development of a composite made from rigid polyurethane and oil empty fruit
bunch fibre with the objective of reducing production cost. As rigid polyurethane raw material, it was used:
diphenylmethane diisocyanate and polyoxypropylene polyol, manufactured by Huntsman. The oil palm empty fruit
bunch fiber was collected from an oil extract plant. The fiber was milled, sieved and dried. In order to improve the
compatibility between the matrix and the fiber, the fibers were subjected to a process of acetylation using acetic
anhydride. Composites were prepared with different fiber ratios: 0-wt%, 5-wt%, 10-wt% and 15-wt%. The
mechanical properties of the composites were tested, by tensile and flexural tests. The composites with 15-wt% of
fiber showed equal or superior mechanical properties than the rigid polyurethane material. The composite
formulated with acetylated fiber showed slightly higher results in the mechanical tests than the material formulated
with untreated fiber. The cost of production of the composites with 15-wt% of fiber were determined, this cost was
compared with the cost of production of the polyurethane material.
Keywords: Composite, polymer matrix, rigid polyurethane, natural fiber, oil palm empty fruit bunch fiber.
1. INTRODUCCIÓN
Desde las pasadas décadas, las fibras naturales han atraído el
interés de investigadores e industrias debido a sus ventajas
específicas en comparación con las fibras sintéticas (tales
como: resistencia al impacto, tensión, desgaste y fatiga). La
creciente preocupación mundial sobre el medio ambiente está
alentando el uso de materiales de fuente renovable que no
dañan la naturaleza y provienen de una fuente alterna de buen
potencial económico. Actualmente las fibras naturales están
siendo utilizadas para el refuerzo de matrices termoplásticas
y termoestables [6].
Hoy en día, uno de los problemas ambientales que existe es el
poco uso que se les da a los residuos agroindustriales
lignocelulósicos como el tamo de arroz, residuos de cosechas
de cereales, bagazo de caña de azúcar, aserrín, raquis de
palma africana, subproductos del desfibrado de plantas como
la cabuya, abacá, entre otros. Todos estos residuos en su
mayoría son incinerados y devueltos al campo como
fertilizante. Estos materiales pueden ser una fuente
alternativa de materia prima para crear bienes con valor
agregado [8]. La fibra de raquis de palma africana es un
residuo lignocelulósico que se obtiene como desecho de la
extracción de aceite de palma africana. La fibra de raquis de
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Proaño A.*; Bonilla O.**; Aldás M.*
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palma africana se la utiliza como abono y alimento para los
animales, generación de energía, en la fabricación de pulpa y
papel, como relleno en tableros de madera y como refuerzo
de hormigón armado [9].
Para la elaboración del material compuesto se utilizó las
fibras que pasaron la malla #60. Por último, las fibras fueron
secadas en una estufa durante 4 horas a 105 °C.
2.2 Tratamiento químico a las fibras
Por otro lado, los polímeros reforzados con fibra natural han
venido emergiendo en los últimos años como una opción
amigable con el medio ambiente y económica en
comparación con fibras sintéticas como la aramida, fibra de
vidrio o carbono. Las fibras lignocelulósicas poseen factores
que favorecen su uso, como: propiedades aceptables de
esfuerzo, bajo costo, baja densidad, no abrasivos, mayor
recuperación de energía, y biodegradables. Además, poseen
buena estabilidad térmica y proporcionan excelente
aislamiento para el calor y el ruido [2].
Los poliuretanos son ahora utilizados en varias aplicaciones
tecnológicas debido al bajo costo de procesamiento, la
facilidad con la que se puede obtener material en grandes
dimensiones y la variedad de reactivos que conducen a
productos con diferentes propiedades físicas, químicas y
mecánicas. Dependiendo de la materia prima y de la
composición, el poliuretano se puede utilizar para la
fabricación de una amplia gama de productos tales como
adhesivos, recubrimientos, elastómeros y espumas rígidas y
flexibles. La espuma rígida de poliuretano es usada en el
campo del transporte, tecnología de refrigeración y
electrodomésticos, industria de la construcción, industria
automotriz, empaque, refuerzo de alfombras y artículos
deportivos [7]. El uso del poliuretano en aplicaciones que
requieren elevadas propiedades mecánicas es muy limitado,
es por esto que materiales compuestos de poliuretano se
desarrollan con el fin de obtener un material compuesto con
mayores propiedades [12].
De esta manera en este trabajo, se busca conseguir el
reemplazo de materiales importados con materiales locales
naturales, lo cual es una vía para incrementar la
competitividad de los productos ecuatorianos. Con el
objetivo de aprovechar los recursos naturales disponibles en
el Ecuador, y en busca de alternativas que sean
económicamente viables para el refuerzo de matrices
poliméricas, se desarrollaron materiales compuestos con
matrices de poliuretano reforzado con fibras de raquis de
palma africana.
2. MATERIALES Y MÉTODO
2.1 Preparación de la fibra
Se empleó fibra de raquis de palma africana que fue
recolectada de una planta extractora de aceite de la provincia
de Los Ríos. La fibra de raquis de palma africana se obtiene
como resultado del proceso de extracción del aceite de palma,
la fibra fue obtenida en forma de racimos húmedos.
Las impurezas de las fibras fueron limpiadas manualmente.
Primero, las fibras fueron molidas en un molino de cuchillas.
Luego, las fibras fueron tamizadas durante 30 minutos,
utilizando un juego de tamices de mallas #20, #30, #50 y #60.
Se realizó un tratamiento químico de acetilación a las fibras,
con dos objetivos: el primero es aumentar la naturaleza
hidrofóbica de la fibra y el segundo es hacer más lisa la
superficie de la fibra mediante la eliminación de la cera, con
la finalidad de mejorar la interacción entre la matriz
polimérica y las fibras [1].
Se utilizó anhídrido acético con 97 % de pureza, como agente
acetilante. Las fibras fueron colocadas en un reactor de vidrio
de 1 000 ml de capacidad y se añadió anhídrido acético hasta
que las fibras estén totalmente cubiertas. El reactor fue
colocado en un baño de aceite a 110 °C con un reflujo
condensador durante 120 minutos.
Terminado el proceso de acetilación, el reactor fue retirado
del baño de aceite y las fibras fueron extraídas del reactor.
Las fibras fueron lavadas con agua destilada y luego secadas
a 105 °C durante 8 horas
2.3 Preparación del material compuesto
Los constituyentes del material compuesto fueron: matriz de
poliuretano rígido y raquis de palma africana. Se
desarrollaron dos tipos de materiales compuestos: el primero
fue un material de matriz de poliuretano rígido reforzado con
fibra de raquis de palma africana y el segundo fue un
material de matriz de poliuretano rígido reforzado con fibra
de raquis de palma africana químicamente tratada.
Como materia prima del poliuretano rígido se utilizó:
difenilmetano diisocianato y poliol polioxipropilénico,
materiales fabricados por la empresa Huntsman. Se utilizaron
las condiciones de trabajo dadas por la empresa fabricante,
como: relación de mezclado, tiempo de desmolde y
temperatura del molde.
La preparación del material compuesto, se realizó mediante
moldeo manual, donde se añade manualmente las materias
primas en un molde y así el producto toma su respectiva
forma. El molde debe tener un sellado óptimo para asegurar
que no se formen rebabas. Antes de añadir los componentes,
se aplicó desmoldante por todas las paredes internas del
molde, en este proyecto se utilizó parafina líquida.
Primero se pesaron el poliol e isocianato, en distintos
recipientes. La fibra natural, con el respectivo porcentaje en
peso, fue añadida en el recipiente con poliol y se batió la
mezcla. Luego, se añadió el isocianato y con el uso de un
agitador se mezcló para que la fibra se pueda distribuir por
todo el contenedor. La mezcla fue vertida en el molde y se
procedió a cerrarlo. Pasados 15 minutos, se abrió el molde y
se sacó el material compuesto.
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2.4 Caracterización del material compuesto
Para los ensayos mecánicos se utilizó la máquina de ensayos
universales para propiedades mecánicas marca Instron
modelo 1011.
El ensayo de flexión se realizó según la norma ASTM
D7264: Pruebas estándar para propiedades de flexión para
materiales compuestos con matriz polimérica. Se utilizaron
probetas rectangulares de: 200 mm x 12 mm x 10 mm [5].
El ensayo de tracción se realizó según la norma ASTM
D3039: Pruebas estándar para propiedades de tracción para
materiales compuestos con matriz polimérica. Se utilizaron
probetas rectangulares de: 100 mm x 10 mm x 12 mm. [4].
Posteriormente a la determinación de las propiedades
mecánicas, se seleccionó un material compuesto cuyo
porcentaje en peso de fibra presente mayores o iguales
resultados que el material de poliuretano en los parámetros
de resistencia a la flexión y resistencia a la tracción. Al
material seleccionado se realizó el análisis de densidad
según la norma ASTM D1622: Densidad de plásticos
rígidos [3]. Por último se realizó el análisis de costos de
producción del material compuesto.
2.5 Análisis de costos de producción del material compuesto
Se realizó un análisis de costos de producción del material
compuesto con 15 % en peso de fibra. Se realizó dicho
análisis al material compuesto con fibra sin tratamiento
químico. Dado que para el tratamiento químico se utilizó
anhídrido acético, el cual es un reactivo regulado por el
CONSEP y tiene un costo en el mercado de $56 por litro, no
se realizó el análisis de costos para el material compuesto con
fibra químicamente tratada, ya que el presente proyecto busca
disminuir los costos de producción.
Tabla 1. Variables y niveles para el desarrollo del material compuesto
Material
Variable
Niveles
Compuesto
5%
Porcentaje en peso
Material
10 %
de la fibra
compuesto de
15 %
poliuretano con
Sin tratamiento químico
Tratamiento a la
fibra de raquis
fibra
Con tratamiento químico
El análisis de costos de producción tiene como finalidad
establecer el precio de producción de un lote de 1 000 kg de
material compuesto. Para el análisis de costos se consideró: el
precio de preparación de las fibras y, el precio del poliol e
isocianato. Sumados estos dos costos se determinó el costo
real para producir un lote de 1 000 kg de material compuesto
de matriz de poliuretano rígido reforzado con fibras
3. DISCUSIÓN DE RESULTADOS
Al momento de producir el material compuesto se tomó en
cuenta que el material no tenga fallas superficiales como
burbujas o huecos, que el material tenga la forma del molde
utilizado y que no pierda su forma con el pasar del tiempo
(estabilidad dimensional). Además se cuidó de no realizar la
agitación a grandes velocidades y de no aplicar en exceso el
desmoldante.
3.1 Caracterización del material compuesto
3.1.1 Ensayo de flexión
En la Fig. 1 se muestran los resultados obtenidos para el
parámetro de la deformación en el punto de fluencia para el
material compuesto con fibra de raquis de palma africana.
Se puede apreciar que no existe una tendencia lineal, con
5 % en peso la deformación aumenta para ambos casos, con
10 % en peso la deformación disminuye en relación con el
porcentaje de carga anterior. Y para el material con 15 % en
peso se obtuvo la mayor deformación cuando se formuló
con fibra tratada, mientras cuando se formuló con fibra sin
tratar la deformación es ligeramente menor al del material
de puro.
Para este parámetro el material compuesto formulado con
fibra químicamente tratada presenta mayores resultados que
el material compuesto con fibra sin tratar. En cada una de
las concentraciones en peso del material compuesto con
fibra acetilada, la deformación incrementó en todos sus
valores con respecto al material hecho sólo de poliuretano.
Esto probablemente se debe a que el tratamiento químico
influye y mejora la afinidad entre la matriz de poliuretano y
la fibra de raquis de palma africana ya que existe una mayor
transferencia de carga de la matriz a la fibra [6].
Deformación Máxima (%)
Las variables con las que se trabajó en el proyecto fueron: la
concentración de carga en peso de la fibra en el material
compuesto y el tratamiento químico a las fibras. Se
trabajaron con tres valores de concentración de carga en
peso de fibra: 5 %, 10 % y 15 %. Respecto al tratamiento
químico a las fibras se tuvo: material compuesto con fibras
sin tratamiento químico y material compuesto con fibras
químicamente tratadas. En la Tabla 1 se detallan las
variables y sus respectivos niveles para el desarrollo del
material compuesto de matriz de poliuretano rígido.
91
6%
5%
4%
3%
2%
1%
0%
0
5
10
Concentración en Peso (%)
Sin Acetilación
15
Con Acetilación
Figura 1. Deformación en el punto de fluencia en el ensayo de flexión
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Esfuerzo Máximo (MPa)
El aumento en la resistencia a la flexión se debe a la
absorción de esfuerzo por parte de la fibra. Con fibra
químicamente tratada los valores de esfuerzo máximo son
mayores ya que en los materiales con fibra acetilada existe
mayor cantidad de enlaces uretanos. Al existir mayor
cantidad de enlaces, los grupos OH de las fibras con los
isocianatos forman una red cohesiva para que absorba y
distribuya la carga de manera uniforme por todo el material
[10].
0,6
0,5
0,4
Se observa que mayores módulos se obtienen cuando se
formula el material compuesto con raquis de palma africana
sin acetilar. El módulo de flexión indica que tan rígido es un
material, a medida que su módulo aumenta el material se
vuelve más rígido. La tendencia muestra que el módulo
aumenta cuando se incorpora la fibra, esto quiere decir que la
rigidez de la fibra contribuye a la rigidez del material
compuesto. Los materiales compuestos con fibra
químicamente tratada poseen cadenas más largas lo que les
proporciona mayor flexibilidad al material [10].
3.1.2 Ensayo de tracción
10
8
6
4
2
0
0
5
0,3
0,2
Sin Acetilación
0,1
0,0
15
Con Acetilación
Figura 4. Deformación al pico en el ensayo de tracción
5
10
15
Concentración en Peso (%)
Sin Acetilación
Con Acetilación
Figura 2. Esfuerzo máximo en el ensayo de flexión
20
16
12
8
4
0
0
10
Concentración en Peso (%)
0
Módulo (MPa)
acetilada, el módulo de flexión aumenta sólo cuando se
formula con 10 % en peso de fibra ya que para las demás
concentraciones el módulo la variación es mínima.
Deformación Máxima (%)
En la Fig. 2 se muestran los resultados para el esfuerzo
máximo o resistencia a la flexión. La tendencia del esfuerzo
es que aumenta cuando se formula el material con 5 % en
peso de fibra. Se obtuvieron los mayores resultados cuando
se utilizó 10 % en peso de fibra y, cuando se formuló con
15 % en peso de fibra los resultados del esfuerzo máximo
son similares al del material puro. La tendencia es similar
para el material compuesto formulado con fibra tratada
químicamente así como formulado con fibra sin tratar, se
observa que los resultados con fibras tratadas químicamente
son ligeramente mayores que los presentados por los
materiales compuestos formulados con fibras sin tratar.
5
10
15
En la Fig. 4 se observa la deformación al pico en el ensayo de
tracción para el material compuesto. En este parámetro se
observa que la tendencia es decreciente. Todos los materiales
compuestos presentan una disminución en la deformación
con respecto al material puro, excepto por el material
formulado con 5 % en peso con fibra tratada. A medida que
se aumenta el porcentaje de fibra la deformación al pico
tiende a disminuir. Esto quiere decir que la fibra vuelve al
material más rígido y pierde la elasticidad original de
poliuretano. Además, se observa que material compuesto
formulado con raquis de palma africana acetilada tiene mayor
elasticidad y menor rigidez que el material compuesto
formulado con raquis sin tratamiento químico. Esto se debe, a
que el tratamiento químico proporciona mayor deformación
al material ya que se forman cadenas más largas [11].
Concentración en peso (%)
Sin Acetilación
Con Acetilación
Figura 3. Módulo de flexión
En la Fig. 3 se muestran los resultados obtenidos para el
parámetro de módulo de flexión del material compuesto. La
tendencia para el material compuesto con fibra sin acetilar es
el aumento del módulo de flexión cuando se añade 5 % y
10 % en peso de fibra, mientras que cuando se formula con
15 % en peso de fibra el material presenta un módulo similar
al del material puro. Para el material compuesto con fibra
En la Fig. 5 se muestran los resultados que se obtuvieron de
esfuerzo máximo para los materiales compuestos con raquis
de palma africana. La resistencia a la tracción presenta
mayores resultados cuando se formula el material compuesto
con fibra químicamente tratada, esto sucede para todas las
distintas concentraciones en peso de fibra. El aumento del
esfuerzo sucede porque los grupos OH de la lignocelulosa de
la fibra, activados en la acetilación, actúan como poliol para
la correspondiente reacción con el isocianato formándose
más cadenas para absorber el esfuerzo [10].
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Existe un aumento en la resistencia la tracción cuando se
formula al material con una carga en peso del 5 %, la
resistencia a la tracción aumenta porque hubo una buena
dispersión de la fibra a través de la matriz lo que ayudó a la
transferencia y distribución uniforme del esfuerzo por todo el
material. Los valores de esfuerzo máximo decrecen en
relación con el material de poliuretano en consecuencia que
el exceso de fibra ocasiona una pobre adhesión con la matriz
lo que se ve reflejado en la disminución de las propiedades
del material compuesto.
Esfuerzo Máximo (MPa)
0,5
0,4
0,3
3.2 Selección del material compuesto
Para el presente proyecto, con base en los ensayos mecánicos
se seleccionó un material compuesto cuya concentración de
carga en peso de fibra haya presentado mayores o iguales
resultados que el poliuretano en los parámetros de resistencia
a la tracción y resistencia a la flexión.
De los ensayos mecánicos se observa que los materiales
compuestos formulados con fibra químicamente tratada
presentan propiedades de tracción y de flexión superiores
debido a las reacciones adicionales producidas por los grupos
OH de la fibra tratada con el isocianato. A pesar del aumento
en los resultados, el proceso de acetilación no es justificable
por el incremento de costos de producción que representa.
Desde el punto de vista económico, no es conveniente
realizarlo ya que el material compuesto formulado con fibra
sin tratamiento químico presenta propiedades mecánicas
similares.
0,2
0,1
0,0
0
5
10
15
Concentración en Peso (%)
Sin Acetilación
De los ensayos de flexión se seleccionó el material
compuesto cuya concentración de carga en peso de fibra es
del 15 % ya que los resultados de esfuerzo máximo se
encuentran muy cercanos a los valores que presentó el
material de poliuretano. A pesar de que los materiales
compuestos con 10 % de concentración de carga de fibra
presentaron los mayores resultados en el parámetro antes
mencionado, éstos no fueron seleccionados ya que el objetivo
del proyecto es incorporar la mayor cantidad de fibra sin que
las propiedades del poliuretano sean disminuidas, por lo tanto
se seleccionó al material compuesto con 15 % de fibra.
Con Acetilación
Figura 5. Esfuerzo máximo en el ensayo de tracción
Módulo de Young (MPa)
93
15
12
9
6
3
0
0
5
10
15
Concentración en peso (%)
Sin Acetilación
Con Acetilación
Figura 6. Módulo de tracción
En la Fig. 6 se observan los resultados obtenidos del módulo
de Young para el material compuesto. Se observa que en
todas las concentraciones en peso de raquis de palma africana
e independientemente del tratamiento químico a las fibras, el
módulo de Young aumenta en comparación con el material
puro de poliuretano. Esto se debe a la contribución de la
rigidez propia de la fibra de raquis de palma africana. Se
puede apreciar que el incremento del módulo de Young es
mayor cuando se formula el material compuesto con fibra de
raquis no acetilada ya que el tratamiento químico aumenta la
movilidad de las fibras en la matriz, por lo que movilidad se
traduce en mayor flexibilidad para el material compuesto
[10]. El material compuesto cuya concentración en peso es de
15 % con fibra no acetilada presenta un aumento de 28.87 %
mientras que el material compuesto cuya concentración en
peso es de 15 % con raquis de palma africana acetilado
presenta un aumento de 22.65 % en comparación con el
material hecho sólo de poliuretano.
Al igual que en el ensayo de flexión, para el ensayo de
tracción se tomó en cuenta los resultados obtenidos para el
parámetro de esfuerzo máximo. Los materiales compuestos
presentaron la misma tendencia que en los ensayos de
flexión, pero en este caso el material formulado con 5 % de
fibra presentó los mayores resultados. Se seleccionó al
material cuya concentración de carga en peso es del 15 % de
fibra debido a que presenta resultados de esfuerzo máximo
próximos a los resultados presentados por el material hecho
sólo de poliuretano, se considera también que la adición de
una mayor cantidad de fibra favorece a una disminución de
costos de producción del material.
3.3 Ensayo de densidad
La densidad del material rígido de poliuretano tiene un valor
de 42.971 kg/m³ mientras que la hoja técnica del producto
indica un valor de 40 kg/m³, por lo que se demuestra que el
material obtenido en el presente proyecto posee una densidad
muy próxima al valor bibliográfico. Los resultados indican
que los materiales compuestos desarrollados presentan un
aumento de densidad en comparación con el material puro.
Esto se debe a que la fibra de raquis de palma africana es más
densa que el material de poliuretano. La densidad de la fibra
utilizada en el presente proyecto es de 1 100 kg/m³.
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En la Fig. 7 se comparan los resultados cuando se formula el
material con fibra químicamente tratada con respecto al
material formulado con fibra sin tratar, se observa que la
diferencia entre estos materiales es mínima.
Comparando las tablas se observa que para la producción del
material compuesto de raquis de palma africana existe una
disminución de costos del 16 %.
70
Densidad (Kg/m3)
encuentran en fincas alejadas de las ciudades. El análisis de
costos se realizó para la producción de un material
compuesto con 15 % en peso de fibra.
60
50
4. CONCLUSIONES
40
30
20
10
0
Material de
Poliuretano
Material Compuesto Material Compuesto
con Raquis
con Raquis Acetilado
Figura 7. Densidad de los materiales compuestos de poliuretano rígido
reforzado con fibras naturales
3.4 Análisis de costos de producción del material compuesto
Se realizó una comparación del análisis de costos de
producción del material de poliuretano y del material
compuesto con 15 % en peso de fibra. Se tomó como base
una producción de 1 000 kg de material.
En la Tabla 2 se enlistan los costos de la materia prima para
una producción de 1 000 kg de poliuretano rígido.
En la Tabla 3 se detallan los costos de materia prima para la
producción de un lote de 1 000 kg de material compuesto de
matriz de poliuretano rígido reforzado con fibra de raquis de
palma africana.
Tabla 2. Costos de materia prima para la producción de poliuretano rígido
Materia
Costo
Cantidad Materia Costo de Materia
Prima
Unitario
Prima por Lote
Prima por Lote
Poliol (kg)
$ 4.50
500.0
$ 2 250.0
Isocianato (kg)
$ 4.50
500.0
$ 2 250.0
Total
$ 4 500.0
Tabla 3. Costos de materia prima para la producción del material compuesto
de poliuretano rígido con fibra de raquis de palma africana
Materia
Costo
Cantidad Materia Costo de Materia
Prima
Unitario
Prima por Lote
Prima por Lote
Poliol (kg)
$ 4.50
425.0
$ 1 912.50
Isocianato (kg)
$ 4.50
425.0
$ 1 912.50
Fibra (kg)
$ 0.0
150
$ 0.00
Energía
$ 0.10
$ 17.05
$ 1.71
Eléctrica (kW)
Transporte
150
$ 60.00
(kg)
Total
$ 3 886.71
La fibra de raquis de palma africana no tiene costo ya que se
trata de un desecho. Además se enumeran los costos de
preparación de la fibra de raquis de palma africana. Estos
costos se refieren al consumo energético que se gasta para la
molienda, tamizado y secado de 150 kg de fibra. La
recolección de la fibra de raquis de palma africana implicó
costos de traslado, dado que se la debió recolectar de las
plantas extractoras de aceite de palma africana que se
En los ensayos de flexión el material formulado con 10 % en
peso de fibra presentó las mayores propiedades mecánicas.
En los ensayos de tracción el material formulado con 5 % en
peso de fibra presentó las mayores propiedades mecánicas.
En la evaluación de las propiedades mecánicas, tanto de
flexión y tracción, los resultados en el parámetro de esfuerzo
máximo del material formulado con 15 % en peso son
similares a los que presenta el material de poliuretano rígido.
El material formulado con fibra acetilada presenta resultados
ligeramente mayores a los presentados por el material
formulado con fibra sin tratamiento químico en los ensayos
de propiedades mecánicas.
Se presentó una disminución de costos para la producción del
material compuesto de matriz de poliuretano rígido reforzado
con fibra de raquis de palma africana en comparación con el
material hecho sólo de poliuretano. Existió una disminución
de costos del 16 %.
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(pp. 511520). Roorkee, India: Central Building Research Institute
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
96
Synthesis and Characterization of Six Novel Samarium (III) Complexes with L-aspartic Acid, L-glutamic Acid, Glycine and O-phenanthroline, Bipiridile as Ligands
______________________________________________________________________________________________________________________
Synthesis and Characterization of Six Novel Samarium (III)
Complexes with L-aspartic Acid, L-glutamic Acid, Glycine and
O-phenanthroline, Bipiridile as Ligands
Cardozo E.*; Contreras RR.*; Bellandi F.*; Lopez-Rivera A.**; Avendaño J.*; Araque C.*; Vielma J.*
Universidad de Los Andes, Facultad de Ciencias, *Laboratorio de Organometálicos.
**Laboratorio de Física Aplicada.
Núcleo Pedro Rincón Gutiérrez, La Hechicera, Mérida -5101 - Venezuela
e-mail: [email protected]; [email protected]
_____________________________________________________________________________________________
Resumen: Se sintetizaron dos series diferentes de complejos de samario (III): Sm(o-Phen) (Ln)3 y Sm (bipy) (Ln)3 (n
= 1-3; L1 = ácido l-aspártico, L2 = ácido l-glutámico, L3 = glicina) mediante métodos clásicos. Se utilizó una relación
molar 3:1 de los ligandos Ln, de o-fenantrolina o de bipiridilo en cada caso. Los espectros UV-Vis muestran bandas
agudas cerca de los 190 nm que corresponden al enlace Sm-O de alta energía así como transiciones f→f. Los
espectros FT-IR confirman enlaces Sm-O en las señales situadas entre 490 - 450 cm-1. Los análisis de TGA-DTA,
EA y MS revelan una buena correlación con la propuesta estructural. Los cálculos computacionales utilizando
métodos semiempíricos facilitan algunas propiedades que sirven de guía para el desarrollo de aplicaciones
fotoluminiscentes y antibacteriales.
Palabras clave: Complejos de samario, tierras raras, aminoácidos, o-fenantrolina, bipiridilo, cálculo computacional.
Abstract: Two different series of samarium (III) complexes, Sm (o-Phen) (Ln) 3 and Sm (bipy) (Ln) 3 (n = 1-3; L1 =
L-aspartic acid, L2 = L-glutamic acid, L3 = glicine), were synthesized by classic methods. Ligands Ln and ophenanthroline or bipiridile were used on a molar ratio 3:1 for each compound. UV-Vis reveals sharp signals near
190 nm corresponding to a high energy bond Sm-O and f→f transitions. FT-IR spectra shows itself a band between
490 - 450 cm-1 indicative of Sm-O bond. Analytical analysis of TGA-DTA, EA and MS, resolve structural
proposals. Computational calculation using semiempirical methods, show properties as a guide to approach better
applications for these compounds like photoluminescence devices and antibacterial drugs.
Keywords: Samarium complexes, rare earth, amino acid, o-phenanthroline, bipiridile, computational calculations.
1. INTRODUCTION
The number of studies witch implies rare earth complexes
have rapidly increased on last ten years because a wide
capabilities of these metals as a photon receptors via
antenna effects. High coordination numbers favor binding
and catalyst functions. Ligands as o-phenantroline and
bipiridile provide antenna effect [1-3] and L-aspartic, Lglutamic acids are natural proved chromophores [4-6]. In
this paper, alternative synthesis method is used in order to
reduce environmental impact caused by traditional ones
used for this purposes. Characterization was carried out
using UV-Vis, FT-IR, TGA-DTA, EA, MS and
computational calculations using sparkle method [7, 8].
2. MATERIALS AND METHODS
2.1. Materials
All samarium complexes were prepared from samarium
acetate monohydrate (SIGMA-ALDRICH). All reagents
were analytical grade, and used without further purification.
2.2. Measurement of properties of samarium complexes
UV/Vis spectra were recorded on a Shimadzu Mini 1240
UV/Vis Spectrophotometer on 1 x 10-4 M solutions. FT-IR
spectra were measured with a PE Spectrum RX1 on KBr
pellets 5 % w/w. MS data were obtained from a HP GCMS
5988A. TGA/DTA measurements were recorded on TA
INSTRUMENTS SDT–Q600. EA were obtained from a
Thermo Scientific Fison EA-1108 CHNS-O. Computational
calculations were carried out using MOPAC2009 as
interface for AM1, PM3 and PM6 semi-empirical methods.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Cardozo E.*; Contreras RR.*; Bellandi F.*; Lopez-Rivera A.**; Avendaño J.*; Araque C.*; Vielma J.*
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GABEDIT and AVOGADRO were also used for molecular
modeling and visualization.
earth ion. Besides, νas - νs, on complexes are lower than this
difference on the free ligand showing that carboxylate have
a bidentate chelating coordination.
2.3. Preparation of samarium complexes
Accurately weighted each amino acid (L-aspartic, Lglutamic, glycine) with o-phenantroline on different
reaction mixtures on 3:1 molar ratio for the Sm(ophen)(Ln)3 series.
Same way for Sm(bipy)(L1)3 but weighting and mixing
amino acids with bipiridile. A 70 % ethanolic solution (30
mL) was used as solvent heated to 74 °C (reflux
temperature) [9, 10]. Samarium acetate was added to the
mixture and stirred for 24 hours. Resulting solution was
vacuum evaporated. Solid was washed three times with
acetone (5 mL), dried and stored on dark glassware without
light exposure.
3. RESULTS AND DISCUSSION
3.1. Uv/vis spectra
Characteristic absorption band of –NH3+ appears both,
complex and ligands around the 3000 cm-1 suggesting that
the coordination do not proceed this way [12].
Table 1. Resume of most important FT-IR signals of ligands: L1 = aspartic
acid; L2 = glutamic acid and L3 = glycine o-phen = o-phenantroline; bipy =
bipyridyl.
Ligands
Vibration Type
L1
L1
L1
o-phen
bipy
vNH3+
3026 m 2966 m 2898 m
cCOOH
1690 s
1700 s
vasCOO1608 s
1644 s
1612 s
vsCOO1420 s
1422 s
1412 s
vC=C
1504 s
vC=N
1420 s
vC=C
1580 s
vC=N
1454 s
3330 –
3320 –
vO-H
3422 s,b 3428 s,b
Table 2. Resume of most important FT-IR signals of samarium (III)
complexes: Sm (o-phen)(Ln)3 series and Sm(bipy)(L1)3 series.
The shape and intensity of the peaks on the complexes
mainly depends of the ligands [11]. Characteristic
absorption of o-phenantroline is 201, 227 and 267 nm;
bipyridyl is 202, 233, 283 nm. The spectra show some blue
shift indicating coordination of two nitrogens with the
metal ion and a decrement of the conjugacy of benzene.
Samariun (III) complexes
Vibration
Sm
Sm
Sm
Sm
Sm
Sm
Type
(o-phen)
(o-phen)
(o-phen)
(bipy)
(bipy)
(bipy)
(L1)3
(L2)3
(L3)3
(L1)3
(L2)3
(L3)3
vNH3+
3018 m
3078 m
2915 m
3006 m
3077 m
2975 m
1692 s
1704 s
-
1697 s
1700 s
-
cCOOH
vasCOO
-
vsCOO-
1592 s
1618 s
1596 s
1614 s
1588 s
1618 s
1416m,b
1417 m,b
1434 m
1488 m
-
1438 m
-
vC=C
1502 m
1509 m
1518 m
-
-
vC=N
1416m,b
1417 m,b
1416 m
-
-
-
vC=C
-
-
-
1572 w
-
1536 m
1452 s
vC=N
vO-H
vSm-O
-
-
-
1412 m
1412 m
3337 –
3338 –
3116 –
3328 –
3340 –
3354 –
3390 s, b
3388 m, b
3378 s, b
3390 s,b
3400 s,b
3413 s,b
480 w
500 w
470 w
480 w
472 w
482 w
3.3. Mass spectrometry
Figure 1. UV/Vis spectra of two series of samarium (II) complexes: (1)
Sm(o-phen)(Ln)3 series and (2) Sm(bipy)(L1)3 series. L1 = aspartic acid; L2
= glutamic acid and L3 = glycine; o-phen = o-phenantroline; bipy =
bipyridyl.
3.2. FT-IR spectra
Table 1 and 2 shows the IR spectra for which ternary
compound. Two bands between 1600 - 1700 cm-1 and 1450
- 1550 cm-1 can be attributed to symmetric and asymmetric
vibrations of COO- indicating coordination with the rare
Taking into account preliminary structures of complexes
and obtained mass spectra, there is a good compliant with
the initial structural proposals due to a molecular ion (P +)
observed and fragments due to loss of ligands or part of
them. This can lead to propose a fragmentation pattern for
each structure.
Peaks observed on spectra will vary in a range between ±1
uma and ±6 uma due to action of different isotope
13
distributions
on
ligands
C
(1.1122
%),
144
147
( Sm (11.6540 %);
Sm
(56.7670
%);
148
Sm (42.4810 %); 149Sm (52.2560 %); 150Sm (27.8200 %);
152
Sm (100 %); 154Sm (84.9620 %)).
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Table 2 and 3 resumes fragment losses and Fig. 2 show a
fragmentation pattern.
Table 3. Main peaks (uma) observed for complexes Sm (o-phen)(Ln)3. L1
= aspartic acid; L2 = glutamic acid and L3 = glycine; o-phen = ophenantroline.
Sm (o-phen)(L1)3
Sm (o-phen)(L2)3
Sm (o-phen)(L3)3
+
+
P
907.05
P
949.85
P+
732.90
P+-(Asp)
774.60
P+-2(Glu)
802.30
P+-2(Gly)
656.85
P+-2(Asp)
+
P -3(Asp)
P+-3(OAc)
P+-(o-phen)
641.35
508.20
730.20
727.96
P+-3( Glu)
+
P -3( Glu)
P+-3(OAc)
P+-(o-phen)
654.95
P+-2(Gly)
582.20
508.15
772.20
769.95
P+-3(Gly)
P+-3(OAc)
P+-(o-phen)
507.50
555.10
552.55
Table 4. Main peaks (uma) observed for complexes Sm(bipy)(Ln)3. L1 =
aspartic acid; L2 = glutamic acid and L3 = glycine; bipy = bipyridyl.
Sm (bipy)(L1)3
Sm (bipy)(L2)3
Sm (bipy)(L2)3
+
P
882.95
P+
925.25
P+
708.55
+
+
+
P -(Asp)
749.20
P -2(Glu)
778.50
P -2(Gly)
633.20
P+-2(Asp)
616.20
P+-3( Glu)
632.85
P+-2(Gly)
556.90
P+-3(Asp)
P+-3(OAc)
P+-(bipy)
483.65
705.40
725.90
P+-3( Glu)
P+-3(OAc)
P+-(bipy)
485.15
748.10
769.45
P+-3(Gly)
P+-3(OAc)
P+-(bipy)
482.85
530.60
551.95
Figure. 2. Fragmentation pattern for Sm (o-phen)(L1)3 complex. (L1 =
aspartic acid)
3.4. TGA-DTA analysis
Table 5. Loss of mass on the compounds and water of hidratation. L1 =
aspartic acid; L2 = glutamic acid and L3 = glycine; o-phen = ophenantroline; bipy = bipyridyl.
%W
Complex
%W
T (°C) Fragment
remaining
8.573
123.42
4 H2O
Sm(o-phen)
38.654
(L1)3
52.773 234.35
Organic
8.735
109.28
5 H2O
Sm(o-phen)
31.179
(L2)3
60.086 185.58
Organic
2.096
60.59
1 H2O
Sm(o-phen)
40.014
(L3)3
57.890 201.27
Organic
9.143
125.87
5 H2O
Sm (bipy)
41.447
(L1)3
49.410 230.01
Organic
11.020 105.20
6 H2O
Sm (bipy)
32.261
(L2)3
56.719 188.29
Organic
10.660
85.94
4 H2O
Sm (bipy)
36.029
(L3)3
53.311 156.26
Organic
3.5 Elemental analysis
Carbon, hydrogen and nitrogen analysis exhibit a good
agreement with initial stoichiometry and all other analysis
specially with TGA-DTA in which it is possible to establish
exactly the same quantity of hydration water on each
molecule:
Sm (o-phen) (L1)3 .4H2O (Calc. SmC30H38N5O18: %C,
36.801 %H, 4.706; %N, 7.15): Found. %C, 36.931; %H,
4.966; %N = 7.879.
Sm (o-phen) (L2)3.5H2O (Calc. SmC33H44N5O18: %C,
41.723; %H = 5.195; %N, 6.744 %): Found. %C, 41.911;
%H, 5.425; %N, 6.948.
Sm (o-phen) (L3)3.H2O (Calc. SmC24H32N5O12: %C,
35.780; %H, 4.973; %N, 8.705): Found. %C, 36.005; %H,
5.333; %N, 9.139.
Sm (bipy) (L1)3.5H2O (Calc. SmC28H38N5O18: %C, 34.530;
%H, 4.945; %N, 7.190): Found. %C, 34.775; H = 5.246 %;
N = 7.503.
Sm (bipy) (L2)3.6H2O (Calc. SmC31H44N5O18: %C, 36.005;
%H, 5.424; %N, 6.777): Found. %C, 36.402; %H, 5.686;
%N, 6.913.
3.6. Computational calculations.
The weightlessness of these compounds exhibited a good
agreement with the stoichiometry. o-Phenantroline losses it
crystal water under the 100 oC. There are two main steps
when complexes being heated. First one correspond to loss
of cristal water on the complexes accompanied by a
endothermic effect. The second refers to a decomposition
of the anhydrous complexes to oxides accompanied by an
exothermic effect with one, (or) two peaks.
The Table 6 shows the methods used for all calculations,
and results are showed on Table 7.
Most relevant result shown on this Table 7 is the COSMO
volume, this can give a clear idea for select the most
affordable complex to have further use as antibacterial
agent. This selection represents a molecule with large
surface that can be surrounded by many molecules of
solvent like water. Sm (o-phen)(L2)3 and Sm(bipy)(L2)3 has
higher volumes.
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Table 6. Methods used for calculations of samarium (III) complexes. L1 =
aspartic acid; L2 = glutamic acid and L3 = glycine; o-phen = ophenantroline; bipy = bipyridyl.
Complex/method
AM1
PM3
PM6
Sm(o-phen) (L1)3
+
+
Sm(o-phen) (L2)3
+
+
Sm(o-phen) (L3)3
+
+
+
Sm (bipy) (L1)3
+
+
Sm (bipy) (L2)3
+
+
Sm (bipy) (L3)3
+
Table 7. Results of computational calculations for samarium (III)
complexes.
COSMO*
=
Solvation
model:
COnductorlikeScreeningMOdel. L1 = aspartic acid; L2 = glutamic acid and L3 =
glycine; o-phen = o-phenantroline; bipy = bipyridyl.
Complex
Method
∆Hf (kJ)
E1 (eV)
COSMO*
area (A2)
Sm(ophen)(L1)3
Sm(ophen)(L2)3
PM3
PM6
AM1
PM6
AM1
PM3
PM6
AM1
PM3
AM1
PM6
-2184.43
-2215.99
-2434.41
-2237.91
-1206.09
-1064.27
-978.29
-2655.46
-2430.72
-2460.02
-2234.28
7.68
9.00
7.59
8.64
8.70
6.81
6.75
9.19
9.30
6.77
7.38
530.08
497.01
581.04
548.52
382.43
403.75
400.32
517.26
536.89
556.72
532.41
PM6
-1017.92
8.55
371.74
Sm(ophen)(L3)3
Sm (bipy)
(L1)3
Sm (bipy)
(L2)3
Sm (bipy)
(L3)3
COSMO*
volumen
(A3)
700.47
686.08
757.83
749.51
495.99
507.07
499.00
681.94
686.08
727.14
728.77
468.48
Analyzing the HOMO-LUMO surface for each complex
(see Fig. 3), it is clearly that only one complex possibly
have a good quantum yield because its HOMO and LUMO
surface distribution around the molecule. Both surfaces are
over the chromosphore ligand on Sm (bipy) (L3)3.
Table 8. Results for catalytic trials. Conditions: substrate catalyst ratio
100/1, 150 °C, 1000 psi and 24 h, a biphasic medium
aqueous/ciclohexane.
Percent (%)
Complex
cistrans1-Hexene
Hexane
2-hexene
2-hexene
Sm (o-phen)(L1)3
70.73
15.23
8.66
5.38
Sm (o-phen)(L2)3
92.62
3.77
2.49
1.05
Sm (o-phen)(L3)3
83.40
8.69
5.02
2.89
Sm (bipy)(L1)3
96.78
2.50
0.53
0.20
Sm (bipy)(L2)3
69.05
15.62
9.17
6.15
Sm (bipy)(L3)3
95.75
2.68
1.06
0.52
4. CONCLUSION
All six complex were successfully synthetized with a
classic method that represent a low cost and low
environmental impact synthesis. UV, IR, MS, EA and
TGA-DTA technics reveals good accuracy with initial
stoichiometry planned showing an effective bonding
between O and N donors and RE(III) metal ion. Two
complex possibly have better behavior as antibacterial
agents: Sm (Glu)3Phen, Sm (Glu)3Bipy.
Sm(Gly)3Bipy could have some photoluminiscent activity
because a close distance between HOMO-LUMO surface
on the chromosphore ligand.
AKNOWLEDGEMENT
To CDCHTA and Universidad de Los Andes, for the
knowledge.
REFERENCES
Figura 3. (a) HOMO surface and (b) LUMO surface for Sm (bipy) (L3)3
complexes.
3.7. Catalytic trials
Proved catalytic activity of samarium (III) salts and
complexes [13 – 15] leads to make some trials as follow.
All six complexes were tested with 1-hexene as substrate in
presence of hydrogen for hydrogenation reactions. The
conditions for all trials were: substrate catalyst ratio 100/1,
150 °C, 1000 psi and 24 h, a biphasic medium
aqueous/ciclohexane was used. All complexes shows
hydrogenation and isomerization capabilities. Results are
shown on the Table 8.
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Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
100
Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido para los Trabajadores del Centro de Generación de Energía de la Empresa Dipor S.A.
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Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido
para los Trabajadores del Centro de Generación de Energía de
la Empresa Dipor S.A.
Villacis W. *; Andrade C.*
* Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química y Agroindustria Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]
Resumen: El presente trabajo tuvo por objeto el diseño e implementación de medidas preventivas y
de control de ruido para el Centro de Generación de Energía de la empresa Dipor S.A., con el fin de
salvaguardar la salud auditiva de los trabajadores.
Se identificaron fuentes de ruido y actividades capaces de causar daño a la audición o molestias
para realizar actividades intelectuales. Con este antecedente se evaluaron los niveles de ruido
mediante un sonómetro calibrado y bajo la norma UNE-EN ISO 9612:2009. Los resultados de la
medición demostraron que los niveles de ruido del generador y oficinas, sobrepasan el límite
permisible de 85 dB(A) y 70 dB(A) respectivamente; límites establecidos por el Decreto Ejecutivo
2393.
Para minimizar el riesgo de pérdida auditiva, se dictaminó el uso obligatorio de protectores
auditivos mediante señales de seguridad; así como un plan de rotación del personal para disminuir
el tiempo de exposición a ruido. En las oficinas se modeló un acondicionamiento acústico para
bajar el nivel de ruido y evitar que las actividades de carácter intelectual se vean interferidas por el
ruido excesivo en el ambiente. Se ejecutó un plan de capacitación para dar a conocer los efectos del
ruido en la salud y las medidas de control implementadas por la empresa.
Para verificar el estado de salud auditiva se realizaron audiometrías a los trabajadores antes y
después de la implementación del proyecto; esto con el fin de constatar si a lo largo del tiempo
sufrieron alteraciones.
Adicional, se implementó un plan de mantenimiento preventivo de los elementos mecánicos
susceptibles de causar ruido dentro del generador.
Palabras clave: Evaluación de ruido, medidas preventivas, medidas correctivas, riesgos físicos,
nivel de potencia sonora.
Abstract: The objective of this work was the design and implementation of preventive measures
and noise control for the Energy Generation Center of the company Dipor S.A., to safeguard the
hearing health of workers. It began with the identification of noise sources and activities that can
cause hearing damage or inconvenience for intellectual activities, to further evaluate the noise levels
using a calibrated sound level meter and under the UNE-EN ISO 9612: 2009. The measurement
results showed that the noise of the generator and offices exceed the permissible limit of 85 dB(A)
and 70 dB(A), respectively; limits established by Executive Order 2393.
To minimize the risk of hearing loss, the use of hearing protectors was established by safety signals;
and a plan to reduce the noise exposure time of workers.
An acoustic conditioning was modeled inside the office to reduce the noise level and prevent the
intellectual activities being interfered by excessive noise in the environment. A training plan was
implemented to show the effects of noise on health and control measures implemented by the
company. Audiograms were performed to workers before and after implementation of the project to
check the status of hearing health and determine whether over time suffered hearing impairment.
Additional, a plan of preventive maintenance of mechanical elements capable of causing noise
inside the generator was implemented.
Keywords: Noise assessment, preventive measures, corrective measures, physical hazard, sound
power level.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
101
102
Villacis W.*; Andrade C.*
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1.
INTRODUCCIÓN
Entre los factores de riesgo a los que un trabajador está
expuesto, en áreas industriales, el ruido es uno de los más
comunes. Sus efectos en el trabajador van “desde un
deterioro temporal de la audición con recuperación parcial o
total al cesar la exposición, hasta la pérdida permanente e
irreversible de la audición” [1]. Existen también otros efectos
fisiológicos como afectaciones en los aparatos circulatorio,
muscular, digestivo, respiratorio; y
efectos a nivel
psicológico, como disminución de la concentración, la
efectividad, la productividad, interferencias en las
conversaciones y aumento en la frecuencia de accidentes [1].
En el Ecuador se han expedido normativas como el
Reglamento de Seguridad y Salud de los Trabajadores y
Mejoramiento del Medio Ambiente de Trabajo 2393, que
regula los límites máximos de exposición a los que un
trabajador puede estar sometido durante su jornada laboral.
En este contexto legal, es obligación de las empresas,
controlar regularmente los niveles de ruido a los que están
expuestos los trabajadores e implementar medidas de
prevención.
DIPOR S.A. preocupada por la salud y seguridad de sus
trabajadores busca, preservar la salud auditiva y capacidad de
concentración de quienes laboran en el Centro de Generación
de Energía, a través de la implementación de medidas de
prevención y control de ruido en sus puestos de trabajo, que
cumplan con esta normativa legal de salud y seguridad.
2. PARTE EXPERIMENTAL
Para facilitar la implementación de medidas correctivas y
preventivas con el fin de controlar los niveles de ruido
existentes dentro del centro de Generación de Energía de la
Empresa Dipor S.A. y minimizar al máximo el riesgo de
pérdida de la audición de los trabajadores, se comenzó con la
identificación de fuentes de ruido y puestos de trabajo. El
objetivo de esta etapa previa fue conseguir la mayor
información posible sobre todas las condiciones de trabajo.
El análisis de esta información ayudó a decidir si es necesario
o no la medición de los niveles de ruido en todos los puestos
de trabajo [2].
trabajo. Este método se basa en hacer mediciones en los
puestos de trabajo críticos, los mismos que, según la
identificación de fuentes de ruido y puestos de trabajo previa
arrojó que era necesaria una medición y evaluación de ruido
[2].
Figura 1. Esquema conceptual sobre la identificación de fuentes de ruido y
puestos de trabajo
El esquema adoptado para el inicio de este trabajo se lo
describe en la Fig. 1, donde se indican las fases de la
identificación de fuentes de ruido y puestos de trabajo [3].
Una vez que se obtuvieron los datos de las mediciones
realizadas tanto en el horario matutino como vespertino, fue
necesario garantizar que la diferencia de las medias
poblacionales sea insignificante para cada una de las
mediciones; esto se prueba a través de la diferencia de medias
para lo que se aplicó la “Prueba t de Student” [4]. El
resultado debió estar dentro del rango de aceptación de
hipótesis nula de varianzas iguales.
Los resultados obtenidos fueron comparados con los valores
mínimos indicados en el Capítulo V, artículo 55 referente a
Ruidos y Vibraciones del Reglamento de Seguridad y Salud
de los Trabajadores y Mejoramiento del Medio Ambiente de
Trabajo 2393 [1, 5]. En la Fig. 2 se presenta un esquema
general sobre la medición y evaluación de ruido.
Se resalta la toma de datos sobre las fuentes generadoras de
ruido, características inherentes del puesto de trabajo,
características de los trabajadores y la ubicación física de los
diferentes puestos.
Una vez que se obtuvo toda la información acerca de la
identificación de fuentes de ruido y puestos de trabajo, se
definió una estrategia de medición para que con un número
mínimo de mediciones garantice la representatividad de las
condiciones de trabajo del puesto a evaluar [2].
Para realizar la medición de ruido laboral, se utilizó el
procedimiento específico DP.PEE.MAS.5.4.04, cumpliendo
la norma UNE-EN ISO 9612:2009 título Acústica, que
refiere sobre la determinación de la exposición al ruido en el
Figura 2. Esquema conceptual sobre la medición de ruido
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido para los Trabajadores del Centro de Generación de Energía de la Empresa Dipor S.A.
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Después de la evaluación de los niveles de ruido en los
distintos puestos de trabajo, se diseñaron e implementaron
medidas de prevención y control de ruido con el fin de
garantizar que los trabajadores no tengan daños en su salud a
causa de este riesgo físico. Adicional, el diseño permite que
los trabajadores ejecuten tareas que requieran cierto grado de
concentración sin que se vean afectadas por causa del nivel
de ruido elevado que existe en el ambiente [6].
Dentro de las medidas determinadas e implementadas se
destacan controles de ingeniería, administrativo y equipos de
protección personal:
1.
Diseño de un acondicionamiento acústico en la oficina
ubicada en el segundo piso.
2.
Plan de mantenimiento preventivo del generador.
3.
Plan de rotación de turnos del personal que trabaja en
los puestos de electricista, mecánico y supervisión del
tablero de control y que por sus actividades tienen que
permanecer en el área del generador por un lapso de
tiempo.
4.
Plan de capacitación sobre los efectos del ruido en la
salud para los trabajadores del Centro de Generación de
Energía y trabajadores que visitan periódicamente el
lugar.
5.
Protectores auditivos acordes al tipo de ruido existente
dentro del área donde se encuentra el generador.
6.
Señalización de obligatoriedad de utilizar equipos de
protección personal ubicados en lugares estratégicos a
lo largo del Centro de Generación de Energía.
7.
Realización de audiometrías a los trabajadores con
prolongados tiempo de exposición.
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
Una vez obtenidos los valores de nivel de presión sonora en
los puestos de trabajo críticos, éstos se analizaron y
compararon con valores de referencia que sirvieron para
poder implementar medidas de prevención y control de ruido
y así prevenir una posible pérdida de la audición de los
trabajadores expuestos así como el normal desenvolvimiento
de las tareas en ambientes donde se requiere un grado de
concentración.
103
Tabla 1. Análisis de los puestos de trabajo
Puesto de Trabajo
Núm Personal
Expuesto
Tiempo
Exposición
Conclusión
7.5 h
Supervisión de
tablero de control
2
Electricista
2
Medir y Evaluar
0.5 h
7.5 h
Medir y Evaluar
0.5 h
7.5 h
Mecánico
2
Medir y Evaluar
0.5 h
Cuarto
transformadores
1
0.12 h por
persona
No evaluar
Bodega de
repuestos
1
1 h al mes
No Evaluar
Área generador
6
0.5 h por
persona
Medir y Evaluar
3.2 Medición de ruido en los puestos de trabajo de Centro de
Generación de Energía de la empresa DIPOR S.A.
Las
tomas
se
basaron
en
el
procedimiento
DP.PEE.MAS.5.4.04, cumpliendo la norma UNE-EN ISO
9612:2009; la mismas que se basa en hacer mediciones en los
puestos de trabajo críticos; previo a la medición se debió
hacer una verificación en terreno del instrumento ya que
condiciones ambientales como temperatura, velocidad del
aire y humedad relativa, pueden afectar parcialmente la
respuesta del instrumento. Además, fue indispensable la
calibración mediante el pistófono en áreas donde no exista
ruido ya que este interfiere en la calibración [7]. Una vez que
se comprobó y calibró el sonómetro se realizaron las
mediciones; las mismas que se efectuaron en 2 horarios,
matutino y vespertino, con el fin de garantizar que se
representen los valores de nivel de presión sonora tanto para
el turno de la mañana como para el turno de la tarde y noche.
El sonómetro, específicamente el micrófono, fue ubicado en
una posición orientada hacia la fuente, a la altura del oído del
trabajador cuando se encuentra sentado (1.35 m), además se
verificó que no se entorpezcan las tareas realizadas por el
trabajador. En el caso del generador de energía, se colocó el
sonómetro a una distancia de 1 m de la fuente y a una altura
de 1.55 m. Cabe recalcar que el tiempo de medición fue de 10
minutos por puesto de trabajo. A continuación la Tabla 2
muestra los resultados de las mediciones de ruido realizadas
en los diferentes puestos de trabajo dentro del Centro de
Generación de Energía.
3.1. Identificación de fuentes de ruido y puestos de trabajo
En esta etapa, se identificaron las distintas fuentes de ruido
existentes en los lugares de trabajo, se caracterizó el tipo de
ruido proveniente de las máquinas y se analizaron los puestos
de trabajo. El análisis de esta información ayudó a decidir si
era necesaria o no la medición de los niveles de ruido de cada
área. Estos puntos relevantes se pueden apreciar en la Tabla
1.
Tabla 2. Valor promedio nivel de presión sonora equivalente en dB(A)
Ubicación
Nivel de Presión Sonora
Prueba
Límite
dB(A)
“T”
permisible
dB(A)
Leq
Lmax
Lmin
Sup. tablero
73.6
75.4
52.9
0.05
70.0
de control
Electricista
74.4
76.1
55.3
0.05
70.0
Mecánico
75.0
76.2
54.1
0.02
70.0
Cuarto
106.8
107.3
99.4
0.01
85.0
Generador
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
104
Villacis W.*; Andrade C.*
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Para poder representar en un plano los niveles medidos, la
Fig. 3 detalla mediante un mapa de ruido los valores Leq de
cada puesto de trabajo.
materiales propuestos en el diseño del acondicionamiento
acústico.
SUPERVISOR
TABLERO CONTROL
73,8
BODEGA
REPUESTOS
MECÁNICO
75,0
ELECTRICISTA
74,4
PARED
HORMIGÓN
CUARTO
TRANSFORMADOR
106,9
GENERADOR
PARED
Figura 3. Mapa de ruido distributivo del Centro de Generación de Energía
3.3 Determinación de medidas preventivas y correctivas para
el control de ruido
Figura 5. Cortina 0.475 kg/m2 fruncida al 50 % dispuesta para las ventanas
Se tiene como base que la prioridad de actuación para el
control de ruido es en la fuente, luego en el medio de
transmisión y por último en el receptor; bajo este concepto se
diseñaron e implementaron una serie de medidas de
prevención y control de ruido.
3.3.1 Acondicionamiento acústico
En la oficina ubicada en el segundo piso fue indispensable
modelar matemáticamente un diseño y acondicionamiento
acústico.
Esto se lo hizo con el fin de aumentar el coeficiente de
absorción de la sala, de tal manera que se disminuya el
tiempo de reverberación de la sala (T60) y así aumentar el
valor de la reducción del nivel sonoro (R).
Figura 6. Sonex de 35 mm dispuesto como material absorbente entre el
techo y el cielorraso
La Fig. 4, Fig. 5, Fig. 6 y Fig. 7 muestran las fotografías de
los diferentes materiales elegidos para el diseño y
acondicionamiento acústico referentes a las posibles vías de
transmisión del ruido proveniente del generador.
Figura 7. Panel cielorraso de gypsum dispuesto para el techo
Figura 4. Alfombra de lana de 1.2 kg/m2 dispuesta para el piso
Una vez que se seleccionaron los materiales que se van a
utilizar en el diseño acústico, fue importante calcular el
aporte en la reducción de ruido en la oficina. En la Fig. 8,
Fig. 9 y Fig. 10 se comparan de manera general los
coeficientes de absorción por banda de frecuencias de cada
uno de los materiales existentes en la oficina versus los
Figura 8. Comparación de coeficientes de absorción de los materiales
existentes y propuestos en el diseño acústico para el piso de la oficina.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido para los Trabajadores del Centro de Generación de Energía de la Empresa Dipor S.A.
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105
Tabla 3. Reducción del nivel sonoro de los puestos de trabajo ubicados en la
oficina del segundo piso después del diseño acústico
REDUCCIÓN DEL NIVEL SONORO
Nivel
de
Leq sin
Leq con
reducción
A.C.
A.C.
sonoro por el
dB(A)
dB(A)
A.C. dB(A)
Límite
máx
permisible
dB(A)
Cumple
Norma
Supervisor
tablero
control
73.8
15.4
66.5
70.0
Si
Mecánico
75.0
15.4
68.0
70.0
Si
Electricista
74.4
15.4
67.4
70.0
Si
Puesto
trabajo
Figura 9. Comparación de coeficientes de absorción de los materiales
existentes y propuestos en el diseño acústico para el techo de la oficina.
de
3.3.2 Plan de mantenimiento preventivo del generador
El plan de mantenimiento preventivo del generador debe
asegurar el correcto funcionamiento de la máquina con el fin
de evitar problemas eléctricos y/o mecánicos que aumenten el
nivel de ruido emitido. La empresa Dipor S.A. por medio del
Departamento de Seguridad y Salud Ocupacional implementó
un formato para el registro de mantenimiento del generador,
en el mismo consta el control y verificación del
mantenimiento de los elementos susceptibles de provocar
ruido; así como el responsable del seguimiento. Las imágenes
del mantenimiento se muestran en la Fig. 12.
Figura 10. Comparación de coeficientes de absorción de los materiales
existentes y propuestos en el diseño acústico para las ventanas de la oficina.
De igual manera, se representaron gráficamente los niveles
de ruido mediante un Mapa de ruido Distributivo, el mismo
que denota los niveles de ruido después del
acondicionamiento acústico propuesto.
En la Fig. 11 se puede apreciar el mapa con los diferentes
valores.
SUPERVISOR
TABLERO CONTROL
73,8 --> 66,5
BODEGA
REPUESTOS
MECÁNICO
75 --> 68
ELECTRICISTA
74,4 --> 67,4
PARED
HORMIGÓN
CUARTO
TRANSFORMADOR
Figura 12. Personal en mantenimiento del generador
La manera de controlar si el mantenimiento es efectivo fue
mediante el formato de control, el mismo que fue diseñado
para verificar que los elementos sensibles de provocar ruido
dentro del generador han recibido un correcto mantenimiento.
La Fig. 13 muestra el porcentaje de cumplimiento de los
trabajos efectuados a los elementos sensibles de provocar
ruido antes y después de la implementación del plan.
106,9
GENERADOR
PARED
Figura 11. Reducción de los niveles de ruido en los puestos de trabajo
acondicionados acústicamente.
La Tabla 3 detalla los resultados obtenidos donde se puede
apreciar que la atenuación del nivel de ruido del diseño del
acondicionamiento acústico llegó hasta valores inferiores a
70 dB(A) con lo que se cumple con el límite máximo
permisible dispuesto en el Reglamento de Seguridad y Salud
de los Trabajadores y Mejoramiento del Medio Ambiente de
Trabajo 2393.
Figura 13. Porcentaje de cumplimiento del mantenimiento a los elementos
sensibles de provocar ruido del generador antes y después de la
implementación del plan.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
106
Villacis W.*; Andrade C.*
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3.3.3 Plan de rotación del personal
El objetivo del plan de rotación de personal en el Centro de
Generación de Energía fue no sobrepasar los valores
dictaminados en la norma que dispone 30 min como el
tiempo máximo permitido de exposición para un nivel de
106.9 dB(A).
Los trabajadores del Centro de Generación de Energía deben
ejecutar actividades cotidianas mandatorias en el área del
generador por un corto lapso de tiempo, razón por la cual se
diseñó un plan de rotación mensual con el fin de disminuir el
tiempo de exposición a ruido de cada trabajador a máximo 30
min.
La Fig. 14 muestra la comparación entre las horas trabajadas
antes y después de la implementación del plan de rotación
por cada uno de los colaboradores.
Figura 14. Comparación de las horas trabajadas dentro del área del
generador para cada uno de los empleados del Centro de Generación de
Energía.
3.3.4 Plan de capacitación del personal
La capacitación es fundamental para obtener los resultados
esperados en el proyecto ya que ayuda a sensibilizar al
personal sobre el riesgo físico al que están expuestos y los
roles que desempeñan, tanto la empresa como cada uno de
los colaboradores para minimizar el riesgo a niveles
tolerables.
Tabla 4. Cronograma de capacitación
MESES
TEMAS
Nov Dic Ene Feb
Efectos físicos y psicológicos
del ruido en la salud
Hipoacusia y trauma acústico
Medidas de control de ruido
implementadas por la empresa
Mar
X
X
X
Protectores auditivos
Exposición a ruido fuera de la
jornada laboral
X
X
La Fig. 15 muestra el promedio general de los participantes
en cada curso y hace énfasis en el puntaje mínimo para
aprobar cada curso.
Figura 15. Comparación del promedio de calificaciones de los cursos sobre
ruido del personal del Centro de Generación de Energía con la nota mínima
para aprobar los cursos.
3.3.5 Implementación de protectores auditivos
Debido a que el nivel de ruido en el área del generador es
alto, resulta necesario que todas las personas que ingresan a
esta área deben utilizar equipos de protección personal de
manera obligatoria.
Una vez que se decidió el tipo, se analizó la atenuación por
banda de octava que ofrecen ciertos protectores auditivos que
existen en el mercado, con el fin de verificar si son idóneos o
no para el tipo de ruido existente en el ambiente.
La implementación del plan de capacitación continua de
seguridad industrial y salud ocupacional para el personal del
Centro de Generación de Energía, tuvo como base evitar
enfermedades profesionales a causa del ruido y las diferentes
técnicas de control implementadas por parte de la empresa
para brindar seguridad y enfatizar el compromiso de la
empresa con los trabajadores.
Para poder garantizar que el nivel de ruido emitido por el
generador y que le llega al trabajador se ha visto atenuado
por el protector auditivo elegido, fue indispensable realizar
un análisis espectral del ruido versus el nivel de atenuación
del protector.
La Tabla 4 muestra el cronograma de capacitación diseñado
desde noviembre hasta marzo.
La Tabla 5 muestra los resultados donde se puedo evaluar la
atenuación del protector auditivo por banda de octava en el
área evaluada.
El requisito para aprobar el plan fue alcanzar un promedio
igual o mayor a 7 puntos sobre 10, caso contrario, tenían que
repetir los cursos no aprobados.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
107
Implementación de Medidas de Prevención y Control de Ruido para los Trabajadores del Centro de Generación de Energía de la Empresa Dipor S.A.
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Tabla 5. Análisis espectral de los protectores auditivos Peltor Optime 101
MÉTODO DE ANÁLISIS ESPECTRAL PARA SELECCIÓN DE
PROTECTORES AUDITIVOS
Frec (Hz)
63.5
125
250
500
1k
2k
3.1 k
4k
6.3 k
8k
NPS
dB(A)
61.1
75.8
94.8
101.5
103
95.8
93.0
90.2
87.0
82.1
Att
orejeras
(Peltor)
18.5
20.8
27.6
31.5
35.6
34.7
34.3
33.4
30.2
2
Desviació
n Standard
6.0
4.0
4.8
5.6
5.2
5.6
6.4
5.4
7.8
60.3
76.0
76.3
75.2
62.8
61.1
59.1
56.3
55.8
Leq bajo
el
protector
dB(A)
61.1
Leq Ruido emitido por el
generador dB(A)
Figura 17. Comparación del porcentaje de entendimiento del tipo de señal
con el mínimo requerido para aceptar los resultados de la encuesta
3.4 Audiometrías
106.9
Nivel de ruido estimado bajo el
80.9
protector dB(A)
3.3.6 Señales de seguridad
Una medida complementaria para el control de ruido fue la
implementación de señales de seguridad, las mismas que
fueron realizadas y colocadas según lo dispuesto en la norma
INEN 439 que hace referencia a las señales y símbolos de
seguridad.
Las señales se instalaron a una altura promedio de 1.9 m y en
una posición apropiada en relación al ángulo visual de los
trabajadores que ingresan a las diferentes áreas. La Fig. 16
muestra el diseño implementado.
Para verificar el estado de la salud auditiva de los
trabajadores que realizan actividades en el Centro de
Generación de Energía, se realizaron audiometrías en el mes
de noviembre previo a la implementación de medidas de
prevención y control de ruido.
Los resultados obtenidos como los índices ELI (Early Loss
Index) y SAL (Speech Average Loss), permitieron cuantificar
si los trabajadores tenían o no pérdida auditiva.
La Tabla 6 muestra los resultados de las audiometrías de cada
uno de los trabajadores.
Tabla 6. Resultados de las audiometrías de los trabajadores
Trabajadores
Índices
1
2
3
4
5
6
Eearly
Loss
Index
(ELI)
C
Normal
C
Normal
C
Normal
C
Normal
Speech
Average
Loss
(SAL)
B Casi A
Normal
Normal
A
Normal
B Casi B Casi B Casi
Normal
Normal
Normal
Pérdida
Binaural
1.60 %
0.00 %
0.00 %
0.00 %
C
Normal
0.00 %
C
Normal
0.00 %
4. CONCLUSIONES
Figura 16. Pictograma de la señal de obligatoriedad utilizado
Para poder evaluar y verificar el entendimiento correcto de
dichas señales, se pidió, aleatoriamente, a gente de distintas
áreas de la empresa que se acerquen a observar las señales y
describan el significado de la señal observada y mencionen si
ese tipo de señal era de obligatoriedad o advertencia.
Para poder garantizar que el resultado de la encuesta es
válido, al menos el 70 % de los entrevistados debían definir
correctamente a la señal; es así que la Fig. 17 muestra los
resultados obtenidos.
Se identificó al generador de energía como la principal fuente
de ruido a lo largo del Centro de Generación de Energía, el
nivel de presión sonora que emite la máquina es de 106.8
dB(A).
Las actividades que realizan los trabajadores dentro del área
administrativa del Centro de Generación de Energía demanda
cierto grado de concentración, la misma que se ve afectada
por el excesivo nivel de ruido en el ambiente proveniente del
generador de energía.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Villacis W.*; Andrade C.*
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La medición y evaluación del nivel de ruido efectuada en
cada uno de los puestos de trabajo evidenció que tanto en el
área del generador como en el área administrativa del Centro
de Generación de Energía no se cumple con el límite máximo
permisible de 85 dB(A) y 70 dB(A) respectivamente;
establecidos por el Reglamento de Seguridad y Salud de los
Trabajadores y Mejoramiento del Medio Ambiente de
Trabajo 2393.
Una de las medidas de control implantadas para la
prevención y control de ruido, que permitió minimizar el
riesgo de pérdida auditiva dentro del área del generador fue la
selección con criterio técnico e implementación de
protectores auditivos, los mismo que permitieron reducir el
nivel del ruido que le llega al trabajador hasta un valor menor
a 85 dB(A), tal como lo indica el Reglamento de Seguridad y
Salud de los Trabajadores y Mejoramiento del Medio
Ambiente de Trabajo 2393.
REFERENCIAS
[1] Henao, F., Riesgos Físicos I: Ruido, Vibraciones y Presiones Anormales.
Bogotá, Colombia: ECOE ediciones, 2007, p. 24, 48.
[2] Cortés, J., Seguridad e Higiene del Trabajo, Madrid, España: Tébar,
2007, p. 441.
[3] Harris, C., Manual de Medidas Acústicas y Control de Ruido, New York,
Estados Unidos: McGraw-Hill, 1991, p. 22.2.
[4] Lind, D., Marchal, W. y Mason, R., Estadística para Administración y
Economía, New York, Estados Unidos: McGraw-Hill, 2004, p. 384.
[5] Gobierno del Ecuador, Reglamento de Seguridad y Salud de los
Trabajadores Mejoramiento del Medio Ambiente de Trabajo. Decreto
Ejecutivo 2393, Quito, Ecuador: Talleres de la Corporación de Estudios,
1986, p.34.
[6] Gómez, G., Manual para la Formación en Prevención de Riesgos
Laborales, 2006, p. 270.
[7] Quest, J., Manual de Usuario Sonómetro tipo II. New York, Estados
Unidos, 2004, p. 7.
Una medida de prevención complementaria fue la
implementación de un plan de mantenimiento preventivo de
los elementos mecánicos del generador propensos a causar
ruido, con esta medida se pudo garantizar que dichos
elementos van a recibir un mantenimiento mensual por parte
de la empresa proveedora.
Para disminuir el tiempo de exposición a ruido por parte de
los trabajadores, se implementó un plan de rotación, el
mismo que permitió bajar el número de horas de exposición
dentro del área del generador, especialmente para el turno de
la mañana.
La ejecución del plan de capacitación para los trabajadores
expuestos, permitió formar a los trabajadores en temas
referentes al ruido y sus efectos en la salud así como exponer
las medidas de prevención que implementó la empresa para
salvaguardar la integridad de los trabajadores.
La evaluación de la salud auditiva mediante audiometrías,
tanto al inicio como luego de haber implementado las
medidas de prevención y control de ruido, determinaron que
no hubo cambios significativos en la audición de cada uno de
los trabajadores
Bajo el criterio del médico ocupacional de la empresa, se
verificó que todos los empleados se encontraban aptos para
trabajar en ambientes ruidosos siempre y cuando se les
proteja de una manera adecuada.
Debido a que el nivel de ruido en el área administrativa se
encontraba fuera del límite permisible, se modeló y diseñó un
acondicionamiento acústico específico para el área, el mismo
que fue evaluado matemáticamente y los resultados
determinaron que si se implementa el diseño, el nivel de
ruido bajaría a un valor menor a 70 dB(A) en cada uno de los
puestos de trabajo
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Obtención de Bioetanol Anhidro a Partir de Paja (Stipa ichu)
109
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Obtención de Bioetanol Anhidro a Partir de Paja (Stipa ichu)
Albarracín K.*; Jaramillo L.*; Albuja M.*

Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Química, Laboratorio de Operaciones Unitarias Quito, Ecuador
*e-mail: {katty.albarracin; lorena.jaramillo; marcelo.albuja} @epn.edu.ec
Resumen: En vista de la existencia de una dependencia energética mundial hacia los combustibles fósiles se han
desarrollado fuentes alternativas de energía; una de estas alternativas es el bioetanol. El bioetanol se produce a
partir de varios tipos de residuos y varias materias primas renovables como plantas. La secuencia de operaciones
unitarias empleadas para la obtención de bioetanol a partir de biomasa consiste en cinco etapas principales:
pretratamiento, hidrólisis, fermentación, filtración o decantación y recuperación o purificación del etanol.
En el presente proyecto tiene como finalidad obtener bioetanol de concentración igual al 99.6 % v/v a partir de paja
Stipa ichu. Se caracterizó la materia prima obteniéndose como resultado la siguiente composición en base seca:
45.9 % celulosa, 18.2 % lignina, 5.5 % pentosanos y 5.6 % cenizas. La humedad en base seca es igual a 57.7 % y el
contenido de ceras, resinas y grasas igual a 6.7 %. Para obtener un sustrato rico en azúcares, la materia prima se
sometió a hidrólisis ácida, como resultado de estos ensayos se determinaron las mejores condiciones de la
hidrólisis: concentración de ácido sulfúrico de 8 % w/w y tiempo de reacción de 6 horas. Estos parámetros
permitieron alcanzar un rendimiento de 0.41 gramos de azúcares reductores por cada gramo de paja hidrolizada,
empleando una relación sólido/líquido de 50 g de paja por cada litro de solución ácida. El producto de la hidrólisis
se sometió a fermentación alcohólica, se obtuvo en rendimiento de 0.46 g etanol/g azúcares reductores. El
fermentado se destiló y rectificó hasta alcanzar una concentración cercana al 85 % de etanol w/w; luego fue
sometido a destilación extractiva empleando glicerina como agente de separación. Se logró obtener bioetanol
anhidro en los ensayos de destilación extractiva empleando una relación molar glicerina:etanol igual a 3:1.
Palabras clave: Bioetanol; biomasa; hidrólisis; fermentación; destilación extractiva.
Abstract: Because of the existence of a global energy dependence on fossil fuels, alternative energy sources have
been developed; one of these alternatives is bioethanol. Bioethanol is produced from various types of wastes and
renewable raw materials. The sequence of unit operations used to obtain bioethanol from biomass consists of five
steps: pretreatment, hydrolysis, fermentation, filtration and recovery of ethanol or purification. The present project
aims to obtain bioethanol (99.6 % v/v) from straw Stipa ichu. The composition of the material was analyzed, the
cellulose content was determinated to be 45.9 %; lignin 18.2 %, pentosans 5.5% and the ash to be 5.6 % of the dry
weight material. Dry basis moisture is equal to 57.7 % and the content of waxes, resins and fats equal to 6.7 %.
Hydrolysis of the straw was studied in order to find suitable conditions for hydrolysis of the cellulose parts. The
highest yield of hydrolysis (0.41 grams of reducing sugar per gram of straw) were found at a sulfuric acid
concentration of 8 % w/w and reaction time of 6 hours using a solid / liquid ratio of 50 g straw/L of acid solution.
The hydrolysis product was subjected to alcoholic fermentation, the fermentation yield obtained is of 0.46 g ethanol
/ g reducing sugars. The fermentation product was rectified to an ethanol concentration around 85 % w/w; then was
subjected to extractive distillation using glycerine as separating agent. It was possible to obtain anhydrous ethanol
by distillation assays employing a molar ratio glycerol: ethanol of 3:1.
Keywords: Bioethanol; biomass; hydrolysis; fermentation; extractive distillation
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Albarracín K.*; Jaramillo L.*; Albuja M.*
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1. INTRODUCCIÓN
El bioetanol puede emplearse como combustible o como
aditivo en la gasolina. La producción mundial de
bioetanol alcanza los 100 billones de litros anuales,
convirtiéndose en el biocombustible más utilizado.
Estados Unidos es el país que posee mayor producción
de etanol, generando alrededor de 50 billones de litros
anuales de etanol a partir de maíz; seguido por Brasil que
produce 35 billones de litros de bioetanol empleando
caña de azúcar como materia prima [1, 2, 11, 19].
El uso de combustibles fósiles y el aumento de las
emisiones de los gases de efecto invernadero ha dado
lugar a un creciente interés en la producción y uso de
combustibles alternativos, lo que a nivel nacional se
refleja en el Reglamento Ambiental para las Operaciones
Hidrocarburíferas en Ecuador, artículo 67, que cita: “Se
preferirá y fomentará la producción y uso de aditivos
oxigenados, tal como el etanol carburante, a partir de
materia prima renovable”. Además en el Decreto
Ejecutivo No. 2332, artículo 1, se cita: “Se declara de
interés nacional la producción, comercialización y uso de
los biocombustibles” [7, 17].
La producción actual de bioetanol en Ecuador
corresponde a 100 mil L/día, para el año 2020 se
pretende alcanzar una producción de 800 millones L/año,
empleando principalmente caña de azúcar como materia
prima [7].
El proceso de obtención de bioetanol comprende
principalmente un pretratamiento seguido por la
hidrólisis de la estructura lignocelulósica de la biomasa
para la obtención de azúcares fermentables, la
fermentación y finalmente la destilación del producto
fermentado [20].
Una mezcla típica obtenida en un proceso de
fermentación alcohólica tiene alrededor de 10 % en peso
de etanol y esta mezcla se puede concentrar hasta alcohol
de alta pureza. El etanol forma una mezcla azeotrópica
con el agua por lo que no es posible la obtención de
etanol anhidro mediante procesos de destilación simple,
por esta razón, se requiere la implementación de
procesos de separación no convencionales como la
destilación extractiva, en la que se añade un tercer
componente a la mezcla con el fin de desplazar el
azeótropo formado por el etanol y el agua [22].
Por otra parte, la importancia de la etapa de hidrólisis del
material lignocelulósico hacia azúcares fermentables
radica en que este proceso determina la eficiencia global
del proceso. Para la obtención de azúcares a partir de
biomasa se emplean también varios métodos enzimáticos
[20].
La biomasa amilácea, como el maíz, trigo, arroz y otros
cereales, contiene almidón en sus granos, tallos y raíces a
partir de los que se pueden obtener azúcares. El bioetanol
producido a partir de este tipo de biomasa es conocido
como bioetanol de primera generación; mientras que el
bioetanol de segunda generación se obtiene a partir de la
estructura vegetal completa de los materiales
lignocelulósicos [4].
El uso de biomasa azucarada como materia prima en la
producción de bioetanol ha generado controversias
respecto a su competencia con el mercado alimentario. El
bioetanol
producido
a
partir
de
materiales
lignocelulósicos como la paja Stipa ichu se muestra
como una alternativa que no afecta la disponibilidad de
productos comestibles [18].
Ecuador posee 12 500 km2 de páramo. Tres cuartas
partes de todos los páramos sufren algún grado de
intervención humana y dentro la intervención se incluye
principalmente la quema de los pajonales. Si la paja
Stipa ichu se emplea como materia prima para la
obtención de bioetanol, se convierte en un recurso
aprovechable. El uso de este recurso es de relevancia
para el cumplimiento de las metas establecidas por
organismos estatales, de forma que contribuya a los
objetivos presentados en el ámbito del desarrollo
energético, sostenibilidad y demanda de bioetanol en el
país [7].
La importancia de este trabajo radica en que se
determinaron las condiciones bajo las que se puede
obtener bioetanol a partir de la paja Stipa ichu,
otorgándole un uso a un material lignocelulósico
abundante en el país que no tiene utilidad productiva.
2. PROCEDIMIENTO
2.1 Caracterización de la Paja de Páramo (Stipa ichu)
Se determinaron las siguientes características de la paja
de páramo de acuerdo con los métodos estandarizados en
las normas TAPPI (Technical association of the pulp and
paper industry): Contenido de celulosa, lignina,
pentosanos, humedad, ceras y grasas y cenizas [24].
2.2 Evaluación del Efecto de la Concentración de Ácido
y del Tiempo de Reacción en la Hidrólisis Ácida de la
Paja de Páramo (Stipa ichu)
2.2.1 Hidrólisis
El material vegetal seco se trituró en un molino de
martillos perteneciente al Laboratorio de Operaciones
Unitarias de la Escuela Politécnica Nacional. Luego se
tamizó la paja triturada para obtener un producto con
diámetro de partícula promedio menor a 2 mm
correspondiente a la malla estándar ASTM E-1195
número 10, con el que se realizaron los ensayos de
hidrólisis.
El material vegetal seco se sometió a hidrólisis ácida
mediante ebullición a reflujo a presión atmosférica.
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
111
Obtención de Bioetanol Anhidro a Partir de Paja (Stipa ichu)
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segunda de hidróxido de sodio y tartrato doble de sodio y
potasio (solución de Fehling B). La mezcla de soluciones
de Fehling A y B se mantiene a ebullición, se añade
como indicador azul de metileno y se titula con la
muestra de hidrolizado obtenida experimentalmente que
ha sido clarificada con crema de alúmina.
2.3 Estudio de la Cinética de Producción de Etanol en la
Fermentación Alcohólica del Hidrolizado de Paja (Stipa
ichu)
2.3.1 Fermentación
Figura 1. Hidrólisis Ácida de Paja de Mediante Ebullición a Reflujo
El equipo se muestra en la Fig. 1.
Para evaluar la influencia de la concentración de ácido
sulfúrico y del tiempo de reacción en los ensayos de
hidrólisis, se experimentó con ácido sulfúrico a
diferentes concentraciones: 2, 4, 6, 8 y 10 % en peso y
con distintos tiempos de reacción: 2, 4, 6 y 8 horas de
reacción; generando un ensayo 5x4 del que se realizaron
tres repeticiones.
Se definió como variable de respuesta la concentración
de azúcares reductores obtenida en cada experimento.
Los resultados obtenidos se examinaron mediante el
análisis de varianza (ANOVA) en el programa
STATGRAPHICS Centurion XVI. Para determinar
diferencias estadísticamente significativas entre pares de
medias se realizó una prueba de rangos múltiples LSD.
La hidrólisis se realizó en un balón de vidrio de tres
bocas y de 1 L de capacidad, equipado con una camisa
de calentamiento, un agitador y un refrigerante para
condensación de vapores como se observa en la Fig. 1.
El reactor se cargó con 800 mL de solución ácida a
distintas concentraciones (2, 4, 6, 8 y 10 % en peso) y se
utilizó una relación de 1 g de paja/20 mL de solución.
Las soluciones ácidas se prepararon con agua destilada y
ácido sulfúrico grado técnico de densidad igual a
1.8063 g/mL y de pureza igual al 88 % en peso. La
temperatura de ebullición en cada experimento
corresponde a 92 °C y se tomaron muestras líquidas de
hidrolizado a las 2, 4, 6 y 8 horas de hidrólisis.
2.2.2 Cuantificación de Azúcares Reductores
Se determinó el contenido de azúcares reductores en las
muestras tomadas durante el proceso de hidrólisis. Las
muestras fueron clarificadas empleando crema de
alúmina acorde a lo indicado en el Método Oficial
925.46 de la AOAC (Association of Official Analytical
Chemists) para la “Preparación y uso de agentes
clarificadores”. La determinación de azúcares reductores
se realizó según el procedimiento descrito en el Método
Oficial 923.09 de la AOAC [3]. Este método consiste en
la valoración volumétrica de una mezcla de soluciones,
la primera de sulfato cúprico (solución de Fehling A) y la
Como sustrato para la fermentación se usó el hidrolizado
con mayor concentración de azúcares obtenido en la
hidrólisis de la paja. El sustrato se esterilizó a 121 °C
durante 15 minutos en un autoclave. En la etapa de
preparación del inóculo, se añadieron 5 g de levadura a
100 mL de sustrato, el inóculo permaneció bajo agitación
durante 4 horas y luego se añadió a 900 mL de sustrato;
la fermentación se realizó en matraces Erlenmeyer de 1 L
que se sellaron con silicona para asegurar condiciones
anaerobias, el CO2 producido se recogió en agua
destilada.
La fermentación se desarrolló a una temperatura de
30 ± 0.5 °C, sin aireación y sin agitación durante
72 horas; el sustrato se ajustó a pH 4.5 con ácido
sulfúrico al 72 % en peso y amoniaco concentrado; se
utilizó como microorganismo levadura comercial
Saccharomyces cerevisiae [14].
2.3.2 Cuantificación de Metanol, Etanol y Acetaldehído
por Cromatografía de Gases
Se tomaron asépticamente 10 mL de sustrato a las 12, 24,
36, 48, 60 y 72 horas de fermentación. Las muestras se
recolectaron en frascos estériles donde se añadieron
2 mL de sorbato de potasio 0.01 M para inhibir la
fermentación [16].
Las muestras se refrigeraron a 4 °C y luego se
centrifugaron a 3 000 rpm durante 20 minutos en una
centrífuga marca THERMO ELECTRON. Los
sobrenadantes obtenidos en la centrifugación se filtraron
a través de filtros CROMAFIL XTRA de tamaño de poro
de 0.45 μm, para su posterior análisis por cromatografía
de gases. Se empleó un cromatógrafo de gases marca
AGILENT 7890 A. Se realizaron curvas de calibración
con estándares de concentraciones de 1, 2, 4, 6 y 8 g/L de
metanol, etanol y acetaldehído. Los reactivos utilizados
en la preparación de los estándares se señalan a
continuación:
-Metanol, grado CROMASOLV HPLC,
ALDRICH
-Etanol absoluto, grado HPLC, PANREAC
-Acetaldehído, 99.5 %, BHD Chemicals
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
SIGMA
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En la Tabla 1 se observan las condiciones de operación
del cromatógrafo de gases AGILENT 7890 A. La
inyección de las muestras se efectuó en una torre de
inyección automática.
El control del instrumento, adquisición de datos y reporte
de resultados se llevaron a cabo utilizando el
software ChemStation.
Tabla 1. Condiciones de Operación del Cromatógrafo de Gases
AGILENT 7890 A
VF-WAXms 30 m, 0.25 mm,
Columna
0.25 um
0.5 μL
Volumen de inyección
35 ºC (4 minutos)
Temperatura del horno
250 ºC
Temperatura de inyección
FID
Detector
300 ºC
Temperatura del detector
Nitrógeno
Gas portador
160 mL/min 1:80
Split
2.4.1 Evaluación del Efecto de la Glicerina Como
Agente de Separación en la Obtención de Etanol
Anhidro por Destilación Extractiva
Se realizaron ensayos de destilación extractiva con
relaciones molares de glicerina:etanol 85 % en peso de
3:1, 4:1 y 5:1. El etanol rectificado se sometió a
destilación extractiva con glicerina como agente de
separación. Se empleó el sistema indicado en la Fig. 2.
El balón se cargó con 25 mL de etanol rectificado y la
cantidad requerida de glicerina acorde cada relación
molar. Se utilizó glicerina, grado PA, marca Panreac. En
los ensayos de destilación extractiva se siguió el
procedimiento empleado para la rectificación indicado
anteriormente. La composición de los productos de la
destilación extractiva se determinó por cromatografía de
gases donde se cuantificó etanol, metanol y acetaldehído.
3. RESULTADOS
2.4 Destilación Simple y Rectificación
El producto obtenido en la fermentación se sometió a
destilación simple. Se realizaron destilaciones sucesivas
en lotes de 1 L en un rotavapor perteneciente al
Laboratorio de Investigaciones Aplicadas de la Escuela
Politécnica Nacional, se recolectó el destilado mientras
la temperatura de destilación se mantuvo constante.
El producto de la destilación simple se rectificó en un
equipo conformado por un balón con chaqueta de
calentamiento, una columna de fraccionamiento tipo
Vigreux marca NORMSCHIFF GLASGERATE de
24 cm de longitud y 2 cm de diámetro con una llave de
tres vías acoplada en la cabeza y un refrigerante de agua;
el esquema del equipo se muestra en la Fig. 2.
Figura 2. Sistema de Rectificación
El procedimiento empleado en la rectificación es el
siguiente: Se inició el calentamiento y se ajustó la llave
de tres vías de la cabeza de la columna para que todo el
destilado se revierta al balón hasta que el sistema estuvo
en equilibrio, dicho equilibrio se alcanzó cuando no se
registraron variaciones de temperatura en la cabeza de la
columna de destilación. Se recolectó el destilado
mientras la temperatura de destilación se mantuvo
constante. Se cuantificó metanol, etanol y acetaldehído
en el producto de destilación y rectificación por
cromatografía de gases.
3.1 Caracterización de la Paja (Stipa ichu)
La composición de la paja Stipa ichu en base seca que se
determinó experimentalmente se indica en la Tabla 2.
La paja Stipa ichu posee un contenido de celulosa de
45.9 % y su contenido de lignina es de 18.2 %. Estos
resultados coinciden con lo enunciado por
Sims et al. [21] quienes señalan que la celulosa
representa entre 40 y 50 % del peso seco del material
vegetal y la lignina representa entre el 15 y 20 %.
El contenido de lignina presenta una variación entre los
resultados obtenidos en este trabajo (18.2 % de lignina) y
los resultados de Coûteaux et al. La composición de
lignina presentada por Coûteaux et al. corresponde al
6.64 %, siendo este valor menor al obtenido en este
proyecto. En cuanto al contenido de cenizas, existe una
diferencia entre los resultados de Coûteaux et al y los
indicados en este trabajo; el contenido de cenizas
señalado por Coûteaux et al. es igual a 16.1 %; este valor
es mayor al contenido de cenizas encontrado en este
trabajo que corresponde a 5.6 % [15].
La composición de la paja Stipa ichu no puede ser
determinada con total exactitud debido a que depende de
la parte de la planta que se analiza, de su localización
geográfica y condiciones de crecimiento [10, 15].
La paja caracterizada por otros autores pertenece al
Antiplano Bolviano, mientras que la materia prima
utilizada en este proyecto corresponde a los páramos
ecuatorianos; posiblemente esta es una de las razones por
las que existe una variación entre los resultados
encontrados en diferentes trabajos [10, 15].
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
113
Obtención de Bioetanol Anhidro a Partir de Paja (Stipa ichu)
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3.2 Evaluación del Efecto de la Concentración de Ácido
y del Tiempo de Reacción en la Hidrólisis Ácida de la
Paja de Páramo (Stipa ichu)
Una vez conocido el contenido de azúcares reductores
(AR) (g/L) obtenido en cada ensayo de hidrólisis, se
determinó la conversión de celulosa a azúcares. En la
Fig. 3 se puede observar la variación de la conversión de
celulosa a azúcares reductores respecto al tiempo para
cada una de las concentraciones de ácido usadas
experimentalmente.
Tabla 2. Composición de la Paja Stipa ichu como Porcentaje del Peso
Seco
Parámetro
Composición promedio (%)
Humedad
57.7
Celulosa
45.9
Lignina
18.2
Pentosanos
5.5
Cenizas
5.6
Resinas, ceras y grasas
6.7
Para el tratamiento con ácido al 8 % en peso con 6 horas
de reacción, se obtienen alrededor de 20 g/L de azúcares
reductores lo que equivale a un rendimiento de 0.41 g de
Figura 3. Conversión de Celulosa a Azúcares Reductores en Función del Tiempo para Distintas Concentraciones de Ácido
AR/ g de paja, la fermentación se realizó con el sustrato
obtenido bajo estas condiciones ya que esta es la mejor
combinación de tiempo y concentración de ácido
sulfúrico.
Se realizó un análisis de varianza ANOVA, para
determinar la existencia de diferencias estadísticamente
significativas entre los grupos de datos obtenidos
experimentalmente. La hipótesis nula se planteó de la
siguiente forma: el tiempo de reacción y la concentración
de ácido no tienen efecto en la producción de azúcares
reductores. Como resultado del análisis se obtuvieron
valores P menores que 0.05 por lo que se rechaza la
hipótesis nula y se acepta la hipótesis alternativa, por
tanto, se dice que los valores obtenidos como resultados
no son producto del azar, sino que dichos resultados se
deben a que el tiempo y la concentración de ácido tienen
un efecto estadísticamente significativo sobre la
conversión de paja a azúcares reductores.
El efecto del tiempo de reacción y la concentración de
ácido se observa en el diagrama de Pareto que se muestra
en la Fig. 4, donde la longitud de las barras es
proporcional al efecto de cada factor sobre la variable de
respuesta. La barra de mayor longitud corresponde a la
concentración de ácido, por tanto este es el factor que
tiene mayor influencia en la conversión, obteniéndose
mayores conversiones con el aumento de dicha
concentración del ácido. El tiempo de reacción también
presenta un efecto significativo sobre la variable de
respuesta, de la misma manera, la conversión aumenta
con el tiempo de reacción. Las mejores condiciones de
hidrólisis ácida obtenidas experimentalmente se resumen
en la Tabla 3 indicada a continuación. Existen estudios
de hidrólisis de materias primas similares a la paja Stipa
ichu, por ejemplo, para la paja de arroz se ha conseguido
el mejor rendimiento en la obtención de azúcares con
hidrólisis a una temperatura de 100 °C, 10 % H2SO4 y
4 horas de reacción; estos resultados se asemejan a las
mejores condiciones de hidrólisis encontradas en este
trabajo [13].
3.3 Estudio de la Cinética de Producción de Etanol en la
Fermentación Alcohólica del Hidrolizado de Paja (Stipa
ichu)
En los análisis por cromatografía de gases no se
identificaron metanol ni acetaldehído como subproductos
aunque en ensayos de fermentación donde se emplean
sustratos azucarados provenientes de papel se ha
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
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Albarracín K.*; Jaramillo L.*; Albuja M.*
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obtenido alrededor de 0.20 g/L de metanol y 1.23 g/L de
acetaldehído [5]. En la Figura 5 se observa la producción
Diagrama de
Pareto Estandarizada
CONVERSIÓN durante la
promedio de etanol
respecto
al paratiempo
fermentación alcohólica del hidrolizado de paja Stipa
ichu
+
-
B:CONCENTRACIÓN DE ÁCIDO
Tabla 3. Mejores Condiciones de Hidrólisis Ácida de Paja Stipa ichu
Parámetro
Valor
Unidad
92
(°C)
Temperatura de reacción
6
(Horas)
Tiempo de reacción
Relación sólido / Líquido
Concentración de ácido
sulfúrico
A:TIEMPO DE REACCIÓN
(
8
(% en peso)
0.41
Rendimiento
g paja
50
)
L solución ácida
(
g AR
g paja
)
AB
0
2
4
6
8
10
12
EFECTO ESTANDARIZADO
Figura 4. Diagrama de Pareto
Figura 5. Producción Promedio de Etanol Durante la Fermentación Alcohólica del Hidrolizado de Paja Stipa ichu (20 g/L de Azúcares Reductores)
En el gráfico se puede identificar una disminución en la
concentración de etanol entre las 48 y 72 horas de
fermentación. Esta disminución pudo ser causada por
una ligera volatilización de etanol ocurrida a la
temperatura de 30 °C bajo la que se desarrolló la
fermentación. En la Figura 5 también se puede observar
que la producción de etanol se detiene a las 48 horas de
fermentación.
La finalización de la producción de etanol se debe a que
las levaduras consumieron los azúcares presentes en el
sustrato y no por un efecto inhibitorio del etanol sobre la
fermentación; ya que la inhibición de la fermentación
alcohólica por etanol se produce con concentraciones de
alcohol etílico de alrededor de 55 g/L [8].
Los resultados del rendimiento de azúcares reductores a
etanol se indican en la Tabla 4, en esta tabla se observan
también los valores de rendimiento de paja a etanol. El
máximo rendimiento obtenido experimentalmente es
igual 0.46 g etanol / g azúcares reductores, lo que
corresponde al 89.78 % del máximo rendimiento teórico,
por lo que se ratifica que los resultados obtenidos son
coherentes con lo estipulado en bibliografía y se
encuentran en el rango esperado. El máximo rendimiento
alcanzado es igual a 0,18 g etanol /g paja hidrolizada,
como se observa en la Tabla 4.
Tabla 4. Rendimientos del Proceso de Fermentación
Tiempo de
fermentación
(horas)
Rendimiento
promedio
(g etanol/g
azúcares
reductores)
Eficiencia
(%)
Rendimiento
promedio
(g etanol/g paja)
12
24
36
48
60
72
0.13
0.20
0.35
0.46
0.46
0.45
26.24
40.00
68.48
89.78
89.78
87.51
0.05
0.08
0.14
0.18
0.18
0.18
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___________________________________________________________________________________________________________________________
3.3.1 Productos de la Destilación
Los resultados de la cuantificación de metanol, etanol y
acetaldehído por cromatografía de gases en los productos
de la destilación de fermentado alcohólico y de la
rectificación se indican en la Tabla 5 aquí también se
presenta la cantidad de producto obtenido en cada ensayo
de destilación.
Tabla 5. Resultados de la Cuantificación de Etanol por Cromatografía
de Gases para el Destilado
Ensayo
Concentración de
etanol
(g/L)
%
Etanol
(w/w)
%
Etanol
(v/v)
Destilación
Rectificación
473.22
707.50
51.78
84.59
59.63
89.15
3.4 Evaluación del Efecto de la Glicerina Como Agente
de Separación en la Obtención de Etanol Anhidro por
Destilación Extractiva
En la Tabla 6 se señalan los resultados del análisis de
cromatografía de los productos de la destilación
extractiva.
Tabla 6. Contenido de Etanol en los Productos de Destilación
Extractiva para Diferentes Relaciones Molares Etanol:Glicerina
Relación
molar
Contenido de etanol
promedio (g/L)
% Etanol
w/w
(promedio)
% Etanol v/v
(promedio)
3:1
4:1
5:1
790.55 ± 1.55
721.16 ± 4.13
535.90 ± 1.69
99.40
86.81
59.84
99.63
90.87
67.54
Como se observa en la Tabla 6, en este trabajo se logra
obtener bioetanol de una concentración igual a 99.63 %
en volumen como producto de la destilación extractiva
que se realizó con una relación molar de glicerina:etanol
igual a 3:1 [9, 12]. El etanol y la gasolina son miscibles
entre sí, pero la presencia de pequeñas cantidades de
agua en el etanol promueven la separación de fases lo
que puede provocar un rendimiento deficiente del
vehículo y dañar el motor, por esta razón el etanol
combustible debe tener una pureza mínima de 99.6 % en
volumen de acuerdo a lo requerido en la Norma Técnica
Ecuatoriana INEN 2478 [9, 19].
En la Fig. 6 se observa la concentración de etanol
alcanzada en los experimentos de destilación extractiva
con relaciones molares de glicerina:etanol de 3:1, 4:1 y
5:1; la composición de etanol en el producto de la
destilación extractiva se representa con las barras del
gráfico, mientras que la composición del azeótropo es
indicada por una línea horizontal.
Se consigue una concentración de etanol superior a la del
azeótropo solamente con una relación molar de
glicerina:etanol igual a 3:1.
Mediante este resultado se puede considerar que la
glicerina es un agente útil para la ruptura del azeótropo
formado por el etanol y el agua, además de ser una
alternativa económica frente a otros agentes de mayor
costo comercial como el etilén glicol y las sales iónicas
[23].
Navarrete et al. [23] deshidrataron etanol por destilación
extractiva utilizando glicerina como agente de
separación; en este estudio se emplearon relaciones
molares de glicerina:etanol de 0.4:1 y 0.9:1 y se
alcanzaron composiciones de destilado mayores a 98 %
en peso de etanol para ambas proporciones, las
cantidades de glicerina empleadas por Navarrete et al.
son evidentemente menores a las empleadas en este
trabajo; cabe aclarar que durante esta investigación se
emplearon relaciones de glicerina:etanol mayores a 3:1
debido a que según Treybal la relación entre el agente de
separación y la alimentación debe ser mayor a 3:1, de
esta forma es posible obtener separaciones efectivas que
no se vean afectadas por las pérdidas del agente de
separación durante su recirculación al proceso [22].
En la Tabla 7 se indica el volumen de producto obtenido
en cada ensayo de destilación extractiva siendo evidente
que a medida que aumenta la relación molar
glicerina:etanol disminuye la cantidad de producto
obtenido. Respecto al tiempo de calentamiento,
conforme se aumenta la cantidad de glicerina alimentada
a la destilación existe un ligero incremento en el tiempo
de destilación lo que era deesperarse, ya que se requiere
aumentar la temperatura de una mayor cantidad de
mezcla de glicerina y etanol.
Los procesos de obtención de biocombustibles generan
grandes cantidades de glicerina como subproducto que
pueden constituirse como materia prima valiosa para la
industria. Actualmente se encuentran en estudio varios
procesos para la obtención de biocombustibles que
emplean glicerina como materia prima, uno de estas
técnicas consiste en la producción de bioetanol por
fermentación del glicerol [6]. Pese a esto, en este trabajo
se propone emplear glicerina como agente de separación
en la destilación extractiva por ser una sustancia
accesible respecto a su costo, no tóxica ni corrosiva y
estable químicamente; esto permite sureutilización: una
vez empleada en el proceso de destilación extractiva es
retirada como un producto de fondo y se envía a una
columna de regeneración para luego ser recirculada al
proceso [22]. Entre las diferentes alternativas para la
obtención de biocombustibles, se considera que los
procesos de menor coste e impacto ambiental serán los
que tengan preferencia en el mercado.
4. CONCLUSIONES
La paja Stipa ichu tiene un contenido en base seca de
45.9 % celulosa, 18.2 % lignina, 5.5 % pentosanos y
5.6 % cenizas. Su base en base seca es igual a 57.7 %
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
116
Albarracín K.*; Jaramillo L.**; Albuja M.***
_______________________________________________________________________________________________________________________________
Figura 6. Concentración de Etanol (% w/w) en el Producto de la Destilación Extractiva para cada Relación Molar Glicerina:Etanol
Tabla 7. Volúmenes de Productos, Tiempos y Temperaturas de Destilación
Extractiva
Relación molar
glicerina:etanol
Volumen
producto
(mL)
Temperatura
de
destilación
(°C)
Tiempo de
destilación
(min)
3:1
4:1
5:1
21
19
18
70
70
70
20
23
25
Es posible obtener bioetanol anhidro mediante destilación
extractiva empleando una relación molar glicerina:etanol
igual a 3:1. En los ensayos experimentales de destilación
extractiva donde se empleó relaciones molares de
glicerina:etanol de 4:1 y 5:1 no se consiguió desplazar el
azeótropo formado por el etanol y el agua.
AGRADECIMIENTOS
y su contenido de ceras, resinas y grasas igual a 6.7 %.
Las mejores condiciones de hidrólisis ácida de la paja Stipa
ichu corresponden a una concentración de ácido sulfúrico de
8 % en peso y tiempo de reacción de 6 horas. Bajo estos
parámetros se obtiene un rendimiento de 0.41 gramos de
azúcares reductores por cada gramo de paja hidrolizada
cuando el proceso de hidrólisis se realiza bajo una relación
sólido/líquido de 50 g de paja por litro de solución ácida.
El rendimiento del proceso de hidrólisis ácida si se ve
influenciado por la concentración del ácido, el tiempo de
reacción y la interacción entre ambas variables.
No existe diferencia representativa entre los resultados
obtenidos al hidrolizar paja Stipa ichu con ácido sulfúrico de
concentración igual a 4 y 6 % en peso. Tampoco existe una
diferencia entre los resultados obtenidos en la hidrólisis con
ácido sulfúrico de concentración igual a 8 y 10 % en peso.
El máximo rendimiento obtenido experimentalmente en los
ensayos de fermentación alcohólica es igual a 0.46 g etanol/g
azúcares reductores, lo que corresponde al 89.78 % del
máximo rendimiento teórico. Este resultado se obtiene al
fermentar el hidrolizado de paja con un pH de 4.5 y bajo una
temperatura de 30 °C.
El rendimiento de paja Stipa ichu a etanol es igual a 0.18 g
etanol/g paja hidrolizada.
Los autores dejan constancia de su agradecimiento a
la Escuela Politécnica Nacional y a la Facultad de Ingeniería
Química y Agroindustria por el apoyo brindado a este trabajo
de investigación y al personal del Departamento de Ingeniería
Química por su colaboración profesional.
REFERENCIAS
[1] A. Demirbas. (2005). Bioethanol from Cellulosic Materials: A
Renewable Motor Fuel from Biomass. Energy Sources, 27(1), pp. 327,
Available: doi 10.1080/00908310390266643
[2] A. Faik, “Plant Cell Wall Structure-Pretreatment the Critical
Relationship in Biomass Conversion to Fermentable Sugars”, en Green
Biomass Pretreatment for Biofuels Production, G. Tingyue, Ed.
Ohio:Athens, 2013, pp. 2.
[3] AOAC INTERNATIONAL, Official Methods of Analysis, 18va. ed.,
Maryland:AOAC International, 2005, pp. 9-4.
[4] D. Rutz y R. Janssen, BioFuel Technology Handbook, 1ra. edición,
München:WIP Renewable Energies, 2013, pp. 40.
[5] E. Palacios, “Obtención de etanol a partir de papel bond de desecho”,
Tesis previa a la obtención del título de Ingeniero Químico, Escuela
Politécnica Nacional, Quito, Ecuador, p. 65.
[6] F. Bauer y C. Hulteberg. (2013, Nov.). Is there a future in glycerol as a
feedstock in the production of biofuels and biochemicals?. Biofuels,
Bioprod,. Bioref., 7(2013), pp. 43-51. Available: doi: 10.1002/bbb.l370
[7] F. Figueroa. (2008). "Tablero de comando para la promoción de los
biocombustibles en Ecuador”, Available:
http://www.eclac.org/publicacion es /xml/9/33219/lcw189e.pdf
[8] G. Moulin, H. Boze y P. Galzy. (1984). Inhibition of alcoholic
fermentation. Biotechnology and Genetic Engineering Reviews,
2(Octubre), pp. 365. Available:
http://www.nottingham.ac.uk/ncmh/BGER/pdf/Volume%20 2/B GER2pdf (Agosto, 2014).
Revista Politécnica - Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Obtención de Bioetanol a Partir de Paja (Stipa ichu)
_________________________________________________________________________________________________________________________
[9] Instituto Ecuatoriano de Normalización. (2009). “Etanol anhidro.
Requisitos”, Available:
https://law.resource.org/pub/ec/ibr/ec.ne.2478.2009.pdf
[10] J. Brigham, W. Adney y M. Himme, “Hemicellulases: diversity and
applications”, en Wyman, C.E., Handbook on Bioethanol: Production
and utilization, Washington DC:Taylor & Francis, 1989, pp. 119.
[11] J. Sánchez y C. Cardona. (2008). Trends in biotechnological of fuel
ethanol from different feedstocks. Bioresource Technology. 99(13). pp.
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[12] . Saucedo, A. Castro, M. Martínez y J. Campos. (2010). Diseño de un
bioproceso para la obtención de etanol carburante a partir de bagazo del
agave tequilana weber. Ciencia Nicolaita, Especial, 1, Available:
http://www.cic.umich.mx/documento/ciencia_nicolaita/2010/especial/A
25.pdf
[13] K. Karimi, S. Kheradmandinia y M. Taherzadehb. (2006). Conversion
of rice straw to sugars by dilute-acid hydrolysis. BIOMASS AND
BIOENERGY, 30(3), pp. 247, Available:
doi: 0.1016/j.biombioe.2005.11.015
[14] L. Serna, D. Mera, J. López y A. Gómez. (2011). “Cinética de
fermentación alcohólica utilizando como fuente de nitrógeno harina de
semilla de guayaba Psidium guajava”, Ponencia presentada en V
Congreso Internacional de Biofáfricas, Palmira, Colombia. Available:
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ocelulosicos/Cinetica_fermentacion_alcoholica.pdf
[15] M. Coûteaux, D. Hervé y S. Beck. (2006). Descomposición de
hojarasca y raíces en un sistema de descanso largo (Altiplano de
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[17] M. Mora, M. Albuja, O. Proaño. (2014, Ene.). Evaluación de la
pirólisis térmica de aceite vegetal de desecho en un reactor batch.
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http://www.google.com/url?sa=t&rct=j&q=&esrc=s&source=web&cd=
1&cad=rja&uact=8&ved=0CB4QFjAA&url=http%3A%2F%2Fwww.re
vistapolitecnica.epn.edu.ec%2Fojs2%2Findex.php%2Frevista_politecni
ca2%2Farticle%2Fdownload%2F137%2Fpdf&ei=6l2PVfmVJYzbggSw
xIGgAg&usg=AFQjCNF80eMAIj_vazcG86tdpckzjswwWg&bvm=bv.9
6783405,d.eXY
[18] M. Tomás. (2010). “Bioetanol de paja de trigo: estrategias de
integración de las etapas del Proceso”, Memoria para optar al grado de
doctor, Recuperado de la base de datos E-Prints Complutense. (Código
ID 10802).
[19] M. Walker. (2010). “Bioethanol: Science and Technology of fuel
alcohol”. Available: http://bookboon.com/es/bioethanol-science-andtechnology-of-fuel-alcohol-ebook
[20] P. Binod, K. Janu, R. Sindhu, y A. Pandey, “Hydrolysis of
Lignocellulosic Biomass for Bioethanol Production”, en Biofuels:
alternative feedstocks and conversion processes, A. Pandey, C.
Larroche, S. Ricke, C.O Dussap y E. Gnansounou, Ed. Burlington:
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[21] R. Sims y M. Taylor, International Energy Agency, J. Saddler y E.
Mabee. From 1st. To 2nd. Generation Biofuel Technology. 1ra. edición,
París:Editorial OECD/IEA, París, München, 2008, pp. 35.
[22] R. Treybal, Operaciones de transferencia de masa. México, México:
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[23] S. Navarrete, M. Sánchez, F. Barroso, S. Hernández y A. Castro.
(2014). Use of glicerol as entrainer in the dehydration of bioetanol using
extractive batch distillation: Simulation and experimental studies.
Chemical Engineering and Processing: Process Intensification,
77(Marzo), pp. 38. Available: doi:10.1016/j.cep.2014.01.003
[24] Technical association of the pulp and paper industry. (2013). “Fibrous
materials and pulp testing”, Available:
http://www.tappi.org/content/pdf/stan dards/ numeric_index_tms.pdf
Revista Politécnica-Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
117
Preparación de Artículos para la Revista Politécnica
_________________________________________________________________________________________________________________________
Preparación de Artículos para la Revista Politécnica Utilizar
Mayúsculas en Cada Palabra en el Caso del Título
Apellido A.*; Apellido B.**; Apellido C.**;Apellido D.***; Apellido E.***

*Escuela Politécnica Nacional, Facultad de Ingeniería Mecatrónica, Quito, Ecuador
e-mail: [email protected]
** Escuela Politécnica del Litoral, Facultad de Ingeniería Industrial, Guayaquil, Ecuador
e-mail: {autorB; authorC}@espol.edu.ec
*** Universidad de Cuenca, Facultad de Ciencias Exactas, Cuenca, Ecuador
e-mail: [email protected]; [email protected]
Resumen: Las siguientes instrucciones establecen las pautas para la preparación de artículos para la Revista
Politécnica. Los artículos pueden ser escritos en español o en inglés, pero tendrán un resumen en ambos idiomas.
Los autores pueden hacer uso de este documento como una plantilla para componer su artículo si están utilizando
Microsoft Word 6.0 o superior. Caso contrario, este documento puede ser utilizado como una guía de instrucciones.
El número máximo de páginas será 10. La versión completa del formato así como para el envío de los artículos, los
autores deben ingresar al sitio web de la Revista Politécnica (www.revistapolitecnica.epn.edu.ec).
Palabras clave: Incluir una lista de 5-10 palabras clave.
Abstract: These instructions give you guidelines for preparing papers for EPN Journal. Papers can be written in
Spanish or English; however, an abstract in both languages is required. Use this document as a template to compose
your paper if you are using Microsoft Word 6.0 or later. Otherwise, use this document as an instruction set. The
maximum number of pages will be 10. For submission guidelines, follow instructions on paper submission system
from the EPN Journal website(www.revistapolitecnica.epn.edu.ec).
Keywords: Include a list of 5-10 keywords.
Artículo recibido el XX, 2013; revisado XX julio de 2013. (Escriba la fecha en que
presentó su documento para su revisión).
Esta sección puede ser utilizada para colocar información adicional de los autores. Esta
99.9
98
Weibull Breakdown Probability (%)
11. INTRODUCCION
Este documento es una plantilla para versiones Microsoft
Word 6.0 o posteriores. Si está leyendo una versión impresa
de este documento, por favor descargue el archivo
electrónico, revistapolitécnicaplantilla.doc. Por favor, no
coloque ningún número consecutivo, encabezado / pie de
páginaen el documento presentado.
Puede
escribir
sobre
las
secciones
de
la
revistapolitécnicaplantilla.doc o cortar y pegar de otro
documento y, luego usar estilos de marcado. El menú
desplegable de estilo está a la izquierda de la barra de
herramientas de formato, en la parte superior de la ventana de
Word (por ejemplo, el estilo en este punto del documento es
"Texto"). Resalte una sección que usted quiera designar con
un cierto estilo, y luego seleccione el nombre apropiado en el
menú de estilo. El estilo ajustará los tipos de letra y espaciado
de línea. No cambie los tamaños de fuente o espaciado de
renglones para ajustar el texto a un número limitado de
páginas. Utilice cursiva o negrita para dar énfasis a un texto,
no subrayado.
90
70
50
30
20
10
5
2
1
0.5
0.2
0.1
100
101
102
Breakdown Voltage (kV)
Figura 1. Distribución Weibull de 60 Hz voltajes de ruptura11 cables α =
45.9 kV picoβ = 5.08.Intervalo de Confidencia 95%
Las figuras y tablas deben estar en la parte superior e inferior
de las columnas. Evite colocarlas en medio de las columnas.
Las figuras y tablas grandes pueden extenderse a lo largo de
ambas columnas. Las leyendas de las figuras deben estar
centradas debajo de las figuras, los títulos de las tablas deben
estar centrados arriba. Evite colocar figuras y tablas antes de
su primera mención en el texto. Use la abreviación "Fig. 1",
incluso al principio de una frase.
Revista Politécnica – Septiembre 2015, Vol. 36, No. 2
Preparación de Artículos para la Revista Politécnica
_________________________________________________________________________________________________________________________
1.2 Acerca de los Autores
Formato básico para libros:
Como sugerencia, es importante tomar en cuenta que, el
primer autor es el investigador que hizo la mayor parte
del trabajo, y probablemente va a colocar esto en su tesis y
destacarlo en su CV, mientras que el último autor suele ser el
profesor quien es el líder intelectual y, a menudo edita y
presenta el borrador final del documento.
[1]
W.K.Chen,LinearNetworksandSystems.Belmont,
1993, pp. 123–135.
[2]
G.O.Young,―Syntheticstructureofindustrial plastics,‖in Plastics, 2nd
ed., vol. 3, J. Peters, Ed. New York: McGraw-Hill,1964,pp.15–64.
Formato básico para periódicos:
[3]
J. U. Duncombe, ―Infrared navigation—Part I: An assessment
of feasibility,‖ IEEE Trans. Electron Devices, vol. ED-11, no. 1, pp.
34–39, Jan. 1959.
[4]
E. H. Miller, ―A note on reflector arrays,‖ IEEE Trans. Antennas
Propagat., to be published.
E. P. Wigner, ―Theory of traveling-wave optical laser,‖Phys. Rev.,
vol. 134, pp. A635–A646, Dec. 1965.
2. PROCEDIMIENTO PARA LA PRESENTACIÓN DEL
ARTÍCULO
2.1Etapa de Revisión
Por favor, utilice este documento como una "plantilla" para
preparar el manuscrito. Para las pautas de presentación, siga
las instrucciones emitidas por el sistema del sitio web de la
revista de la EPN.
La presentación inicial debe tomar en cuenta todas las
indicaciones que se presentan en esta plantilla, para de esta
manera tener una buena estimación de la longitud del artículo
a publicarse. Además, de esta manera el esfuerzo necesario
para la presentación final del manuscrito será mínimo.
CA:Wadsworth,
[5]
Formato básico para manuales:
[6]
Motorola Semiconductor Data Manual, Motorola Semiconductor
Products Inc., Phoenix, AZ, 1989.
[7]
Transmission Systems for Communications, 3rd ed., Western Electric
Co., Winston-Salem, NC, 1985, pp. 44–60.
Formato básico para libros (cuando están habilitados en
línea):
2.2 Etapa Final
[8]
Los autores deben trabajar activamente con los márgenes
solicitados. Los documentos de la revista serán marcados con
los datos del registro de la revista y paginados para su
inclusión en la edición final. Si la sangría de los márgenes en
su manuscrito no es correcta, se le pedirá que lo vuelva a
presentar y esto, podría retrasar la preparación final durante
el proceso de edición.
J.
Jones.(1991,
May
Available:http://www.atm.com
10).
Networks.(2ndEd.)[Online].
Formato básico para revistas (cuando estén habilitadas en
línea):
[9]
R. J. Vidmar. (1992, Aug.). On the
use of atmospheric
plasmasaselectromagneticreflectors.
IEEETrans.
PlasmaSci.[Online].21(3),pp.
876–880.
Available:
http://www.halcyon.com/pub/journals/21ps03-vidmar
Formato básico para artículos presentados en conferencias
(cuando estén habilitadas en línea):
3. CONCLUSIONES
Una sección de conclusiones es requerida. Aunque una
conclusión puede repasar los puntos principales del
documento, no repita lo escrito en el resumen como
conclusión. Una conclusión podría extender la importancia
del trabajo o podría hacer pensar en aplicaciones y
extensiones futuras.
REFERENCIAS
La lista de referencias deben estar ordenadas
alfabéticamente de acuerdo con el primer autor de la lista de
referencia, las siguiente líneas deben tener sangría. No debe
existir números de referencia de la publicación por los
mismos autores, deben estar listadas en orden del año de la
publicación si hay más de un artículo del mismo autor(es) y
con la misma fecha se organiza a,b, etc., por ejemplo Morris
et al. (1990a, b). Por favor nótese que todas las referencias
listadas aquí deben estar directamente citadas en el cuerpo
del texto usando [].
[10] PROCESS
Corp.,
MA.
Intranets:
Internet
deployedbehindthefirewall
forcorporateproductivity.
INET96AnnualMeeting.[Online].
http://home.process.com/Intranets/wp2.htp
technologies
Presentedat
Available:
Formato básico para las actas de congresos (publicadas):
[11] D. B. Payne and J. R. Stern, ―Wavelength-switched passivelycoupledsingle-mode
opticalnetwork,‖in
Proc.
IOOCECOC,1985,
pp.585–590.
Basic format for theses (M.S.) and dissertations (Ph.D.):
[12] G. Brandli and M. Dick, ―Alternatingcurrent fed power supply,‖
U.S.Patent 4 084 217,Nov.4,1978.
Formato básico de las tesis (MS) y disertaciones (Ph.D.):
[13] N. Kawasaki, ―Parametric study of thermal and chemical
nonequilibrium nozzle flow,‖ M.S. thesis, Dept. Electron. Eng., Osaka
Univ., Osaka, Japan, 1993.
[14] J. O. Williams, ―Narrow-band analyzer,‖ Ph.D. dissertation, Dept.
Elect. Eng., Harvard Univ., Cambridge, MA, 1993.
Formato básico para los tipos más comunes de referencias
no publicadas:
Revista Politécnica – Septiembre 2015, Vol. 36, No. 1
Preparación de Artículos para la Revista Politécnica
_________________________________________________________________________________________________________________________
[15] A. Brahms, ―Representation error for real numbers in binary computer
arithmetic,‖ IEEE Computer Group Repository, Paper R-67-85.
[18] IEEE Criteria for Class IE Electric Systems, IEEE Standard 308, 1969.
[19] Letter Symbols for Quantities, ANSI Standard Y10.5-1968.
[16] A. Harrison, private communication, May 1995.
[17] B. Smith, ―An approach to graphs of linear forms,‖ unpublished.
Formato básico de las normas:
Apéndice A. PRIMER APÉNDICE
Apéndice B. SEGUNDO APÉNDICE
INFORMACIÓN ADICIONAL
Fecha Límite de Recepción de Artículos: Diciembre 2015
Fecha Límite de Aceptación de Originales: Enero 2016
Sistema de Arbitraje:
Todos los artículos cumple con una revisión por pares, la cual consiste en:
 Selección de dos o tres árbitros, actualmente la Revista Politécnica cuenta con revisores internos, externos e
internacionales, quienes envían al editor su evaluación del artículo y sus sugerencias acerca de cómo mejorarlo.
 El editor reúne los comentarios y los envía al autor
 Con base en los comentarios de los árbitros, el editor decide si se publica el manuscrito.
 Cuando un artículo recibe al mismo tiempo evaluaciones tanto muy positivas como muy negativas, para romper un
empate, el editor puede solicitar evaluaciones adicionales, obviamente a otros árbitros.
Otra manera de desempate consiste en que los editores soliciten a los autores que respondan a
las críticas de
los
árbitros, a fin de refutar una mala evaluación. En esos casos el editor
generalmente solicita al árbitro que comente la
respuesta del autor.
Toda la evaluación se realiza en un proceso ciego, es decir los autores no conocen quienes son sus revisores, ni los
revisores conocen los autores del artículo.
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El texto tiene interlineado simple; el tamaño de fuente es 10 puntos; se usa cursiva en vez de subrayado
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Revista Politécnica – Septiembre 2015, Vol. 36, No. 1
Preparación de Artículos para la Revista Politécnica
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de la obra publicada en la revista (por ejemplo, situarlo en un repositorio institucional o publicarlo en un libro),
con un reconocimiento de su publicación inicial en esta revista.
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Se permite y se anima a los autores a difundir sus trabajos electrónicamente (por ejemplo, en repositorios
institucionales o en su propio sitio web) antes y durante el proceso de envío, ya que puede dar lugar a
intercambios productivos, así como a una citación más temprana y mayor de los trabajos publicados (Véase The
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Revista Politécnica – Septiembre 2015, Vol. 36, No. 1