PIROMETALURGIA
CONVERSION DEL COBRE. En la fundición de los minerales de cobre se forma la mata, que para propósitos de cálculos generalmente es considerada como una solución fundida de Cu 2S y FeS en donde el %de cobre en la mata denomina “grado de mata” determina el % del Fe y S; al multiplicar el % de Cu por 160/128 da el porcentaje de Cu 2S y el balance esta constituida constituida por el FeS. FeS. En la practica la mata contiene pequeñas cantidades de otros sulfuros como impu impure reza zass en part partíc ícul ulas as PbS PbS y ZnS ZnS y tamb tambié ién n cant cantid idad ades es impo import rtan ante tess de Fe3O4 acom acompa paña ñado do Fe metá metáli lico co en cier cierta tass ocas ocasio ione nes. s. Al real realiz izar ar cálc cálcul ulos os fund fundic ició ión n y conversión; se tiene en cuenta al hierro en la mata como FeS cuyo es de simplificar la explicación explicación en los problemas problemas introductorios introductorios que se presenta en este resumen; lasmatas de alto grado por lo general contiene Cu metálico. La mata disuelve metales preciosos; en cantidades pequeñas por lo que no afecta al calcu calculo lo siend siendo o el prec precio io desta destacab cable le en los prob proble lema mass relac relacio ionad nados os con con meta metales les preciosos. preciosos. La acción del horno de fusión y del convertidor de cobre se basa en la mayor afinidad del azufre por el cobre que por el hierro. (Aunque el ccalor de formación del FeS es mayor que el del Cu2S, la oxidación del FeS tiene mayor cambio de energía libre que la oxidación del Cu2S y, la reacción 2Cu+FeS = Cu2S+FeO se producirá de izquierda a derecha como como ha sido demostrado). demostrado). El grado de la mata formada depende depende directamente directamente de la cantidad de azufre cargado del cual el cobre de la carga toma suficiente azufre para formar Cu2S, y el resto forma FeS; por lo tanto, a mayor azufre disponible, disponible, tanto mas FeS se forma y menor será el porcentaje de Cu en la mata resultante. El azufre cargado se divide entre la mata y los gases, esta parte se quema principalmente a SO 2. Aunque el reververo se cobre escencialmente es un horno de fusión y se realiza esfuerzos para asegurar la fusión de la carga después que ingresa al horno siempre se produce alguna oxidación con la consecuencia eliminación de azufre. La cantidad oxidada depende de las características de la carga, del método de carguío, diseño del horno y de varios otros factores. El operador del horno puede determinar esta cantidad importante importante para un mejor control el proceso a partir de un estudio de la carga y de los productos. Usualmente se elimina entre 15-30% del azufre cargado como SO 2 y en el horno de cuba, que en la actualidad se usa solo en pocos lugares el porcentaje es mayor. El hierro cargado es reparte entre la mata y la escoria. El hierro que no ingresa a la mata forma FeO, un componente principal de la escoria. En la mayoría de problemas se puede asumir de que todo el cobre forma parte de la mata y su perdida en la escoria, es de suma importancia, importancia, pero demasiado pequeño pequeño para ser considerado en los cálculos principales por lo general menos =0.5% de la escoria.
AFINO PIROMETALURGICO PIROMETALURGICO
PIROMETALURGIA
(COBRE).
MÉTODOS GENERALES DE EXTRACCIÓN Después de los tratamientos preliminares se aplica principalmente la concentración por flotación a los minerales sulfurados. Si el contenido de cobre es superior al 3 %, la extracción se hace por vía seca (piró metalurgia), y si está comprendido entre 0,3, y 3 %, se realiza por vía húmeda (hidrometalurgia).
Extracción por vía seca o piro metalurgia: Es obtiene un cobre bruto, a través de un concentrado denominado mata, El tratamiento de los sulfuros de cobre por vía seca comprende cuatro fases:
Concentración: el 90% de las menas de cobre sulfuradas, extraídas de las minas, se concentran por procedimiento de flotación. Mediante la adición de productos químicos como el isopropil, el cianuro sódico y el cal, que hacen flotar los sulfuros de cobre y deja los sulfuros de hierro en el fondo, debido a que el cal y el cianuro sódico forman la pirita.
PIROMETALURGIA
Tostación previa del mineral: separación parcial del hierro, se elimina parte del azufre. Se hace en horno reverbero y se basa en los dos hechos siguientes: • El azufre tiene mayor afinidad para el cobre que separa el hierro. • El oxígeno tiene mayor afinidad para el hierro que separa el cobre. • Fusión: para obtener una mata, que hace pasar toda la masa metálica a estado liquido, produciendo reacciones químicas. De esta manera se separa la escoria procedente de la ganga y el oxido férrico formado por la tostación. Para obtención de una mata con 35 % de Cu: El producto de la tostación precedente se funde en presencia de sílice, SiO2: • La sílice se combina con el óxido de hierro para dar silicato de hierro. • La ganga pasa al estado liquido. •
La mata es un mineral de cobre enriquecido, con 35 % de Cu, y contiene también los metales preciosos. •Conversión
de la mata en cobre bruto. Conversión de la mata en cobre bruto. La operación tiene dos fases: •Fase:
La mata fundida se introduce en un convertidor que no se envía el viento a través de la masa fundida y se oxida inmediatamente el hierro, transformándose el oxido ferroso en silicato por adición de sílice. •Fase:
Se cuela la escoria y se vuelve a soplar. La temperatura se mantiene. El cobre oxidado reacciona sobre el sulfuro. Los metales preciosos pasan al cobre bruto o cobre negro. El cobre bruto se cuela en placas. Afino: Se realiza en horno de cuba, en horno eléctrico o en horno de reverbero, para los concentrados finos, calentando a una temperatura de 1100ºC con el fin de obtener matas. El horno de cubas se utiliza preferiblemente para obtener cobre negro, que es a partir de de la fusión de chatarra. El afino del cobre bruto en el principio del ánodo soluble. •
PIROMETALURGIA
AFINO. El afino comprende tradicionalmente: afino térmico y afino electroquímico. Los procesos basados exclusivamente en la primera etapa solo son adecuados cuando el cobre afinado tiene ya la pureza necesaria para una determinada aplicación y el contenido de metales preciosos puede despreciarse. Son el afino térmico es difícil conseguir el 99.9% de pureza, por ello generalmente se hará también afino electroquímico en el que puede conseguirse el 99.995%. Cuando es necesaria una pureza en torno al 99.9999% - para investigación o en electrónica fina- se repite la electrolisis o se realiza la fusión por zonas.
AFINO PIROMETALURGICO. En las plantas primarias, el cobre blíster pasa por un proceso de afino térmico antes de ser electrolizado. En otras instalaciones, tales como las de reducción en horno de cuba, precipitación por cementación con chatarra de hierro y plantas de metalurgia secundaria con re fusión de chatarras, también se realiza el afino térmico con el fin de preparar el cobre para su colada en ánodos. El afino térmico, en las plantas primarias, eliminar en la medida de lo posible el contenido en azufre y reducir el de oxido a menos de 0.1% (en la figura adjunta se puede observa el camino de oxidación través del diagrama de fases del sistema Cu-Cu2O), por reducción, hasta alcanzar una superficie libre plana del metal como resultado de la compensación del volumen de los poros de desprendimiento de agua vapor y gases retenidos en el metal por la contratación de enfriamiento del cobre fundido.
PIROMETALURGIA
En el caso de estas instalaciones, la capacidad purificadora del afino térmico para las impurezas volátiles es muy pequeño. Se persigue reducir el azufre a valores de orden de las milésimas de punto porcentual, lo cual plantea problemas de retención de oxigeno. El equilibrio azufre oxigeno en el cobre blíster se puede, en primera aproximación, representar según la reacción. S(dis;metal) + 2O(dis;metal) = SO2(g) Las constantes de este equilibrio, K, se expresa según la ecuación: K = [SO2] [O]2[S] Entre 1200 y 1300°C esta constante puede tener un valor en torno a 25 con lo que, para una presión de SO2 de 0.1 atm, quedaría: [O]2[S] = 4*10 -3 Por lo que para conseguir un contenido en azufre del 0.002%, el contenido de oxigeno correspondiente seria de entorno de 0.5%, y si se quisiera bajar hasta las dos milésimas porcentuales de azufre, el cobre admitiría una cantidad de oxigeno bien por encima del 1%. Si embargo, durante la etapa del soplado, una parte del cobre se oxida a oxido de cobre (I) que se disuelve en el metal liquido. Los contenidos de oxido de cobre llegan a ser elevados y este actúa como un agente oxidante selectivo: S(dis;metal) + 2Cu2O 4Cu + SO2 En realidad, teniendo en cuenta la oxidación anterior, la curva que relaciona los niveles de oxigeno y azufre en el cobre es algo diferente a la anterior y se obtiene de la consideración de los equilibrios: S(dis;metal) + O2 = SO2 O2 = 2O(dis;metal) Y quizás también este otro: Cu + 2O(dis;metal) = Cu2O Los valores finales de 0.01% de S para 0.5 – 0.6% de O que proporciona este modelo parecen bastantes reales (biswas, 1996). Existen dos tipos diferentes de hornos para el afino del cobre: el horno de reverbero (prácticamente en desuso en la metalurgia primaria) y el horno cilíndrico, mas moderno. En el caso de la metalurgia secundaria, podría utilizarse un horno de fusión, por ejemplo, de cuba para refundir los materiales sólidos (chatarra y restos de ánodos). El horno cilíndrico emplea un combustible del tipo gas natural. El refractario del horno es de ladrillos básicos de magnesia o de cromo-magnesia, de mayor resistencia. Después de cargar el cobre blíster y fundirlo, se llevan a cabo las etapas de oxidación y reducción, que se realizan subsecuentemente. Al comienzo del periodo de oxidación, se sopla aire en el fundido y una pequeña parte de las impurezas se escorifican o se volatilizan.
PIROMETALURGIA
En las instalaciones secundarias (las que se refunden chatarra) sigue empleándose una práctica tradicional en los hornos de reverbero; la desoxidación del cobre fundido utilizando troncos de madera. Se sumergen en el metal fundido palo de eucalipto, entre otros, para generar gases reductores y vapor por destilación de la madera. La mezcla de gases generados reacciona con el oxido de cobre (I) del baño fundido y este se desoxida. Esta operación tan rudimentaria ha sido desplazada en los hornos cilíndricos por la introducción en el cobre fundido de gas natural (CH 4), gas reformado (CO,H2 y N2), propano o amoniaco a través de una tobera instalada al efecto. El Cu2O residual en el metal a colar en forma de ánodos produce fragilidad y reducción de la resistencia. Para evitarlo, deben alcanzarse contenidos de oxigeno al final del afino en torno al 0.1%. Puede bajarse hasta el 0.02% si es que no se hace afino electrolítico. Las escorias de afino térmico se reciclan ala fusión por su elevado contenido en cobre. Siguiendo la idea de tratamiento continuo, se han propuesto y desarrollado instalaciones que funden, oxidan y reducen posteriormente en un mismo horno. Este es el caso del sistema Humboldt de afino continuo de cobre. La introducción de gases se practica a través de lanzas verticales en la superficie del fundido. Un proceso continuo pero a través de dos hornos conectados es el denominado contimelt, donde se realiza una fusión y una oxidación seguidas por un proceso en horno reductor. La primera etapa tiene lugar en un horno de cuba en el que se puede controlar la atmosfera oxidante introduciendo oxigeno alcanzan el 0.6% y tras la reducción bajan al 0.15%. Este proceso parece mejorar la economía y el tiempo del afino térmico.
APLICACIÓN DEL DIAGRAMA DE ELLINGHAM A LA PIROMETALURGIA EXTRACCIÓN DE LOS ELEMENTOS.OBTENCIÓN DE ELEMENTOS POR REDUCCIÓN La definición original de oxidación es el proceso por el que el oxígeno se combina con los elementos para producir sus óxidos. Por reducción un óxido se convierte en metal. El oxígeno se hizo un componente abundante en la atmósfera desde hace 10 9 años, cuando las algas azules comenzaron a emitirlo como subproducto de la fotosíntesis. El cobre es extraído de los yacimientos desde 4000 años a. C., calentando la mena del mineral y carbón, en los primitivos hogares; por el procedimiento de fundición. A causa de que muchas menas son sulfuros, estos son convertidos previamente en óxidos (tostación) por calcinación previa 2Cu2S + 3O2 → 2Cu2O + 2SO2 La reducción por corriente eléctrica hizo posible la utilización del aluminio como un metal fundamental en la construcción, cuando antes era raro. Se ha vuelto a recuperar la reducción térmica con carbón actualmente en el proceso Pidgeon para la obtención de magnesio. MgO + C → Mg(l) + CO La temperatura necesaria para cada reducción se puede calcular usando relaciones termodinámicas simples.
PIROMETALURGIA
ASPECTOS TERMODINÁMICOS Se pueden usar argumentos termodinámicos para saber cuando una reacción es espontánea,es decir tienen una tendencia natural a ocurrir en unas determinadas condiciones. A la vista de estos datos es posible escoger condiciones económicas y fáciles para la reducción. El criterio de espontaneidad es que a una determinada presión y temperatura la energía libre de Gibbs sea negativa, ∆G. En condiciones estándar, 25°C y una atmósfera, esta energía se simboliza por ∆G°. Esta energía se relaciona con la constante de equilibrio, con potencial redox y con la entalpía y entropía; por las expresiones: ∆ G° = -RTlnK (1); ∆G° = ∆H°-T∆S° (2); ∆G° = -nFE° (3) Un valor negativo de ∆G° indica que K>1, es decir, el equilibrio e favorable a la reacción hacia la derecha. La velocidad con la cual transcurre una reacción espontánea también es relevante, pero esto es un aspecto cinético dependiente de la activación necesaria en cada caso. Por regla general, si una reacción es espontánea a alta temperatura, será también rápida. En un proceso comercial raramente se alcanza el equilibrio e incluso para reacciones no espontáneas con K<1, pueden ser viables si se retiran los productos de la reacción. Para la reducción de un óxido metálico con carbón , se consigue una ∆G° negativa cuando una de las siguientes reacciones tiene una energía libre más negativa que la correspondiente energía de formación del óxido: ∆G°(C,CO) a) C + 1/2O2 → CO; b) 1/2C + 1/2O2 → 1/2CO2; ∆G°(C,CO2) c) CO + 1/2O2 → CO2; ∆G°(CO,CO2) d) aM + 1/2O2 → MaO; ∆G°(M,MaO) Si esto es así, una de las siguientes reacciones tendrá energía libre negativa: (a-d) MaO + C → aM + CO; ∆G° = ∆G°(C,CO) - ∆G°(M,MaO) (b-d) MaO + 1/2C → aM + 1/2CO2; ∆G° = ∆G°(C,CO2) - ∆G°(M,MaO) (c-d) MaO + CO → aM + CO2; ∆G° = ∆G°(CO,CO2) - ∆G°(M,MaO) Toda esta información se concentra en los diagramas de Ellingham, que son una representación de la energía libre frente a la temperatura, es decir una representación de la ecuación 2 para cada reacción. Como la entalpía y entropía varían poco con la temperatura, las representaciones son líneas rectas cuya pendiente es la entropía del sistema.
PIROMETALURGIA
Teniendo en cuenta la expresión 2, la ecuación a) se representa por la recta 2, la cual tiene una pendiente negativa en el diagrama, debido al incremento positivo de entropía. El incremento de entropía es positivo porque se produce un aumento neto de moles de gas y, por tanto, del desorden de la reacción, cuyo aumento va parejo con el aumento de entropía; una mol de CO reemplaza a media mol de dioxígeno, por lo que hay un incremento neto de media mol de gas. La reacción b) no tiene variación de moles gaseosas por lo que el cambio de entropía es casi nulo, la pendiente también nula y la representación es la línea recta 3. La ecuación c) tiene un cambio negativo de entropía por lo que la pendiente de la correspondiente recta 1 es positiva. Para temperaturas en las cuales la recta 2, (C,CO) se sitúe por encima de la recta del óxido metálico, la diferencia ∆G°(C,CO)-∆G°(M,MaO) es positiva y por tanto, la reacción de reducción no es espontánea, es decir no tiene lugar. Por el contrario, en aquellas zonas donde la recta 2 se sitúe por debajo de la recta del óxido, la diferencia de energía será negativa y la reacción espontánea; es posible la obtención del metal por reducción de su óxido usando carbono. En general en las regiones donde las líneas 1, 2 o 3 estén por debajo de la línea de un determinado óxido, por lo tanto con energía libre más negativa, será posible la reducción hasta metal. En los diagramas se incluyen muchos óxidos, haluros o sulfuros y ofrecen una idea de la facilidad para obtener un metal. A la vista del diagrama de óxidos se observa que incluso el Mg o Ca pueden obtenerse por pirometalurgia, calentando en presencia de un reductor. El Al no puede ser obtenido así debido que, a las elevadas temperaturas requeridas (2000°C), se pierden cantidades importantes de Al2O3 por volatilidad. Para obtener Ti de TiO2 la dificultad está en la formación del carburo muy estable TiC, en vez del metal. En la práctica el procedimiento pirometalurgico se circunscribe a la obtención de hierro, níquel, cobalto, magnesio cinc y algunas ferroaleaciones. Se pueden utilizar otros reductores. Así, el diagrama puede usarse para averiguar si un óxido de un metal puede ser reducido por otro metal M’. para esto debe averiguarse la temperatura en la cual la línea del óxido de M’, cae por debajo de la línea del oxido de M. Este metal M’ podrá ser utilizado en estas condiciones en vez del carbón. Cuando la energía libre siguiente es negativa, la reacción propuesta transcurrirá hacia la derecha. ∆ G° = ∆G°(M’, óxido)- ∆ G°(M, óxido) MO +M’ → M + M’O La línea del MgO se sitúa por debajo de la del SiO 2 a temperaturas inferiores a 2200°C. Por lo tanto el Mg puede ser usado para obtener Si de baja pureza por debajo de esta temperatura.
VISIÓN GENERAL DE LAS REDUCCIONES QUÍMICAS Un importante factor es que la reacción es entre sólidos (óxidos o sulfuros y carbón), por lo que la cinética no será favorecido, es decir la reacción es lenta aunque termodinámicamenteposible o espontánea. Por eso los procesos deben ser realizados con fases sólido-gas o sólido-líquido, con objeto de hacer más rápida la reacción. Las reducciones más fáciles incluyen aquellos metales usados ya en la prehistoria. Aquí se incluyen los metales de acuñar y joyería. Estos están en la parte alta del diagrama de Ellingham y, en muchos casos, es posible la obtención del metal con moderado calentamiento de sus óxidos, hasta penetrar en regiones de energía libre positiva en las que el óxido es inestable. Aquí se encontraría la extracción pirometalurgica del cobre.
PIROMETALURGIA
Para evitar la emisión de SO2. Hay un método alternativo reduciendo la disolución acuosa de cobre con H2 o chatarra de hierro, evitando daños medioambientales y pudiendo ser aplicado a yacimientos de bajo contenido en cobre. Cu2+ +H2 → 2H+ + Cu Cu2+ +Fe → Fe2+ + Cu Ejemplo de extracción por reducción que entraña una dificultad de grado medio está la extracción del hierro. Esto va parejo al hecho de que la Edad del Bronce precedió a la del Hierro. Es la aplicación pirometalurgica de carbón más importante y se realiza en un alto horno. Se carga el horno con la mena de hierro que puede ser hematita (Fe2O3), limonita (2Fe2O3·3H2O), magnetita (Fe3O4) o siderita (FeCO3), carbón de coque y calcita (CaCO3); al mismo tiempo se le insufla por la parte inferior un chorro de aire caliente. La combustión del coque en esta parte inferior alcanza los 2000°C y se quema a CO. El óxido férrico se reúne con el CO y re reduce a magnetita (Fe 3O4) primero; y luego a wüstita (FeO) entre 500-700°C a la vez que el CO pasa a CO 2 y la caliza pasa a CaO y dióxido de carbono. La reducción final a Fe ocurre en la parte central del horno entre 1000 y 1200°C. FeO + CO → Fe +CO2 Una cantidad supletoria de CO es suministrada por el C añadido que reacciona así C+CO2 → 2CO. Esta serie de reacciones gas-sólido posibilitan la reacción global entre sólidos metálicos y el coque. La caliza posibilita la reacción con la sílice, un óxido ácido, que acompaña a la mena y produce en la parte más caliente del horno una capa fundida de escoria El hierro formado funde a 400°C por debajo de su punto de fusión, debido a que contiene carbono disuelto y desciende por gravedad debido a su alta densidad hasta el fondo del horno de donde se extrae con un contenido del 4% en C. Es conocido como ‘pig iron’, lingotes de hierro o piezas fundidas.
PIROMETALURGIA
La manufactura de los distintos aceros son procesos en los cuales se disminuye el contenido en carbono y se añaden otros metales. Mayor dificultad presenta la extracción del silicio de su óxido. en efecto el silicio es un Elemento propio del siglo XX. Con una pureza del 96-99% puede obtenerse por reducción de la arena (SiO2) con coque de alta pureza. El diagrama de Ellingham indica que tal reducción es sólo posible a partir de los 1500°C. Se consigue esta temperatura con un horno eléctrico y utilizando un exceso de sílice para prevenir la formación o acumulación de SiC. El SiC o carborundum es un abrasivo de dureza similar a la del diamante. SiO2 + 2C → Si(l) + 2CO; 1500°C SiO2 + 2SiC → 3Si(l) + 2CO Si de mayor pureza puede conseguirse convirtiendo el Si en tetracloruro, destilarlo y reducirlo con hidrógeno a silicio ya puro. Este silicio se funde y se hacen crecer en grandes cristales desde el líquido, que son sometidos al refinamiento por zonas pasando varias veces la barra de silicio por el interior un horno eléctrico anular, hasta conseguir acumular las impurezas en un extremo de la barra. Este silicio tiene una pureza elevada (1 parte en 109) y ya es adecuado para la industria de semiconductores. La reducción directa del óxido de aluminio por C sólo es posible a partir de 2000°C lo que hace que el proceso sea complicado y no económico. Se emplea el método electrolítico conocido como proceso Hall-Héroult .. Consiste en acoplar una reacción a un circuito externo que le proporcione una ∆G lo suficientemente negativa para llevar a cabo la reducción. Se puede ajustar esta energía mediante la diferencia de potencial necesaria E entre los electrodos. ∆G = -nFE Con una diferencia de potencial entre los electrodos no menor que la establecida por la relación E ≥ ∆ G/nF, la reacción será espontánea. ∆G + ∆G(circuito externo) = ∆G -nFE ≤ 0 La bauxita utilizada es Al2O3 impurificado con Fe2O3, SiO2 y trazas de TiO2. En medio NaOH acuoso se disuelve el óxido anfótero Al 2O3 que se separa por filtración y se precipita mediante una corriente de CO2. Este Al2O3 puro se disuelve en criolita fundida Na3AlF6. La mezcla se reduce electrolíticamente utilizando un cátodo de acero y ánodo de grafito. Este último participa en la reacción global: 2Al2O3 + 3C → 3CO2 + 4Al Por esto el ánodo debe ser reemplazado continuamente. Se usa un potencial de 4,5 V y una densidad de corriente de 1A·cm -2. Teniendo en cuenta la superficie de los electrodos, la densidad requerida es enorme. La potencia necesaria, IV en vatios, es enorme y sólo donde la electricidad sea barata podrá ser rentable el procedimiento.
OBTENCIÓN DE ELEMENTOS POR OXIDACIÓN Los más importantes son los halógenos. Para la oxidación del cloruro en agua es necesario suministrar una gran cantidad de energía libre positiva, lo que sugiere la conveniencia de utilizar un método electrolítico. 2Cl- + 2H2O → 2OH- + H2 +Cl2; ∆G° +422kJ Tal como está escrita la reacción es necesario quitar dos electrones a los dos cloruros, por lo que se requiere un potencial mínimo de 2,2 V: E = ∆G/nF = 422000J/96500 x2C = 2,2V Aparentemente existe una reacción que puede presentar competencia ya que exige un potencial menor:
PIROMETALURGIA
2H2O → 2H2 +O2; ∆G° = + 414kJ, E° = 1,2V La velocidad de reacción de esta segunda reacción es muy lenta, a pesar de estar termodinámicamente favorecida sobre de la primera. Esta lentitud de la reacción se expresa diciendo que la reacción en cuestión precisa de un sobrepotencial para que transcurra a Velocidad apreciable. Así la electrólisis de la salmuera produce cloro hidrógeno poco dioxígeno y disolución acuosa de NaOH. Cuando no se precisen cantidades grandes de cloro es necesario obtener hidróxido sódico por un método alternativo: Na2CO3 + Ca(OH)2 → 2NaOH + CaCO3 El F 2 se obtiene por electrólisis de una mezcla fundida de KF y HF (pf = 72°C). Br 2 y I2 se obtienen por oxidación con cloro. El S se puede extraer como tal u obtener de H 2S que se obtiene del gas natural fijándolo enetanolamina (OHCH2CH2 NH2). La oxidación se hace por el proceso Claus, que tiene dos etapas. En una primera etapa parte del sulfhídrico es oxidado con aire. 2H2S + 3O2 → 2SO2 +2H2O En la segunda etapa y en presencia de óxidos de hierro(III) o aluminio, reacciona con más sulfhídrico. 2H2S + SO2 → 3S +2H2O (Al2O3, Fe2O3; 300°C). Mediante este proceso se pueden eliminar dos gases ambientalmente nocivos. Similar reacción tiene lugar en las solfataras y fumarolas de los volcanes. El único metal obtenido por oxidación, es el Au que se encuentra nativo en la Naturaleza. El oro está en pequeños gránulos o pepitas de ahí la dificultad para su extracción. Sin embargo, es fácil de oxidar a Au(I), formando un complejo cianurado muy estable, [Au(CN)2]-, que es reducido con cinc: 4Au + 8CN- + O2 + 2H2O → 4[Au(CN)2]- + 4OH2[Au(CN)2]- + Zn → [Zn(CN)4]2- + 2Au
