UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERIA QUIMICA E.P. DE INGENIERIA QUIMICA
INFORME DE LA METALURGIA DEL ZINC
CATEDRA: METALURGIA FISICA Y EXTRACTIVA CATEDRÁTICO:
Ing. Villavicencio Ramón, Félix Albert ALUMNA:
Espiritu Bastidas, Ingrid Gabriela SEMESTRE: VIII
Huancayo – Perú 2017
INTRODUCCION
La metalurgia extractiva toma el mineral tal cual viene de la mina. De forma general, entonces, el mineral debe ser tratado para liberar las fases minerales valiosas, mena, de las no valiosas, ganga. Esto se hace a través de una serie de operaciones conocidas como preparación del mineral o metalurgia. Este grupo de operaciones incluye la reducción de tamaño, por trituración y molienda, para permitir una separación fácil de las diferentes fases minerales, seguida por una o más operaciones de clasificación y concentración pensadas para distinguir y separar las partículas minerales valiosas del resto de partículas basándose en alguna propiedad física como densidad, magnetismo, electricidad o energía superficial. En este último caso, cuando se modifica el comportamiento superficial del sólido, la operación se denomina flotación y se aplica a menudo en la concentración de minerales. A las operaciones de concentración les continúan las de extracción propiamente dicha, las cuales conducen al material metálico y se pueden realizar por pirometalurgia o por hidrometalurgia . La pirometalurgia incluye operaciones por vía seca con calentamiento a temperaturas, a veces, muy altas. Entre ellas se pueden mencionar la calcinación y la tostación, que tienen lugar a temperaturas en donde el mineral no funde, y las distintas operaciones de fusión en las que el mineral es fundido completamente separándose en dos o más líquidos, uno de los cuales contiene el metal valioso bien en forma reducida o bien como sulfuro. Posteriormente, pueden ser necesarias otras operaciones metalúrgicas; entre ellas, la conversión de un sulfuro fundido a metal o la del arrabio a acero, ambas por soplado de oxígeno gaseoso el cual consigue oxidar, en el primer caso al azufre o, en el segundo caso, a las impurezas que acompañan al hierro; otra posibilidad es la volatilización que se aplica en las metalurgias del cinc y del mercurio. La extracción por vía húmeda o hidrometalurgia se efectúa generalmente por una secuencia de etapas que contempla: la lixiviación del metal valioso a partir del mineral utilizando un reactivo acuoso, la purificación y/o concentración de la disolución y la precipitación del metal mediante métodos químicos o electroquímicos. La extracción puede continuarse con el afino o refino. Con esta nueva etapa de tratamiento se persigue un ajuste en la concentración de impurezas, lo cual se realiza a través de métodos pirometalúrgicos o electroquímicos. El refino pirometalúrgico es, normalmente, una oxidación de impurezas seguida de una desoxidación cuidadosa del metal puro aunque a través de esta posibilidad de vía seca es difícil alcanzar un grado de pureza elevado. Así, cuando se requiere una pureza extrema es necesario aplicar, algunas veces, técnicas complementarias como las de alto vacío.
OBJETIVOS
OBJETIVO GENERAL
Describir el proceso de la metalurgia del zinc
OBJETIVOS ESPECIFICOS
Determinar las etapas de la metalurgia del zinc
Descripción de cada una de las etapas del zinc
Describir las reacciones que ocurren en cada proceso
MARCO TEORICO
METALURGIA DEL ZINC
Como ocurre normalmente en metalurgia extractiva, las distintas menas, antes de su tratamiento químico extractivo, necesitan de una preparación física y química mediante operaciones de muy distinta naturaleza. Por ello, a continuación, se estudian la
concentración de los minerales y su tratamiento por tostación y sinterización. Concentración de menas
La concentración por flotación ha venido a resolver el problema de las menas mixtas las cuales, por otra parte, son cada vez más comunes. No obstante, antes de esta
operación se hace precisa una molienda que libere los distintos componentes del mineral y que, a veces, exige moler por debajo de 50 µm. Hay que plantearse un proyecto de
molienda-flotación que haga el tratamiento de la mena económico. La práctica normal de la flotación en menas mixtas es flotar primero los minerales de cobre, deprimiendo los de zinc y plomo. A continuación, se flota la galena, luego la blenda y. a veces, finalmente, la pirita. La flotación de minerales de zinc ha evolucionado tanto desde comienzos de siglo que, hoy día, se pueden tratar una gran variedad de menas sulfuradas con un éxito económico asegurado. Se han desarrollado técnicas, por ejemplo, que llegan a flotar carbonato de zinc
activando su superficie con sulfuro sódico y usando colectores, como en Cerdeña. Tostación y sinterización.
Al comienzo de la producción del zinc metal
(1746 en Europa) se usaron las
calaminas para la obtención del metal. Sólo era precisa una calcinación para descomponer el silicato hidratado, y dejar así un silicato activado del que el óxido de zinc era reducido, en retortas especiales, con carbón. Pero la blenda, que es un sulfuro y, además, el más
abundante, pronto se intentó beneficiar aunque no pueda reducirse directamente con carbón. Pronto se supo que un tratamiento de tostación convertía el mineral en óxido y éste ya se podía reducir, pero no se utilizó este descubrimiento, por lo tedioso del proceso de tostación, hasta que las calaminas se hicieron escazas. Agotados los yacimientos de calamina hubo que recurrir a la blenda siendo necesario desarrollar una técnica adecuada para su tostación. El descubrimiento de la flotación puso en disposición de tratamiento cantidades importantes de blenda y hoy se puede decir que casi la totalidad de la producción mundial de zinc se obtiene a partir de sulfuros
concentrados por flotación.
El primer paso es, hoy en día, es la obtención de un óxido por tostación del sulfuro que, para su reducción por vía térmica en horno de cuba, precisa ser sinterizado
facilitándose así las reacciones en el horno. El proceso de tostación En este proceso, la blenda tiene que oxidarse y convertirse, progresivamente, en óxido a medida que el oxígeno penetra en las partículas sólidas y se evacua hacia su
superficie el SO2. Esta conversión en óxido de la blenda se exige tanto para la vía pirometalúrgica de tratamiento como para la hidrometalúrgica, puesto que el sulfuro no se ataca con facilidad por ácidos o bases y, además, es inerte a la reducción con carbón. No procede tampoco la fusión para mata al ser un metal muy poco noble. La tostación debe efectuarse por encima de los 700ºC, en aire y con continua agitación. El exceso de aire hay que controlarlo con el fin de que no baje del 4,5% el contenido de SO 2 en los gases del horno; esto para el control del pro ceso y para los
requerimientos de la planta de ácido sulfúrico. En la figura 3.1 se puede ver el diagrama de Kellog para el sistema Zn-S-O a 800 y 1200 K. En el diagrama de la figura se ha señalado la zona de trabajo del tostador en la que se garantiza la conversión total del sulfuro en óxido a la mayor temperatura. A la temperatura de 900ºC, la reacción 3.1 se desplaza rápidamente hacia la derecha. Mientras en los antiguos procesos el contenido final de azufre del tostado era del 1%, en la tostación en lecho fluido moderna el contenido es inferior al 0,5%. Este resultado es debido a que aunque el contenido en oxígeno en el lecho es bajo, 3-5% a la salida de
gases, el excelente contacto sólido-gas hace que se lleve a cabo la reacción hasta el extremo indicado; por otra parte, la carga fresca se diluye mucho dentro de la masa de material
calcinado del lecho. En condiciones normales de temperatura, por encima de los 900ºC, el sulfato de
zinc no debería estar en el horno (como se muestra en los diagrama de Kellog de la figura 3.1). Se puede demostrar fácilmente que si bien a 725ºC no existe sulfato en ausencia de SO2, en la atmósfera del horno, con un 6-12% de SO2 se forma un sulfato básico, el 2 ZnSO4∙ZnO, que es estable hasta 850ºC.
Figura 1. Diagrama de Kellog para el sistema Zn-S-O a 800 y 1200 K. Se puede producir una sulfatación del polvo que sale del horno a medida que se enfrían
los gases. La producción de SO 3 se incrementa con la concentración de O 2 en el gas por lo que el exceso de aire debe ser controlado (10-15%). Así el SO 3 es inferior al 1% del azufre total tostado y el peligro de sulfatación disminuye.
Figura 3.2. Distribución del SO2 en una máquina de sinterización. Aunque hubo unos primeros hornos, muy antiguos e imperfectos, para tostar, las
técnicas para conseguir un buen tostado no se tuvieron hasta el desarrollo de los hornos de solera Wedge y Herreshof; estos hornos casi funcionaban de forma autógena con ayuda de pequeñas cantidades de combustible. No obstante, presentaban problemas de pegaduras y de altos costos de mantenimiento por lo que, aunque se utilizaron profusamente, hoy están en desuso habiendo sido reemplazados por los hornos de lecho fluido, que son ideales para tostar los finos de flotación. Así pues, se puede decir que en las plantas hidrometalúrgicas actuales (electrolíticas) solamente se instalan tostadores de lecho fluido. Estas unidades tienen una capacidad de producción alta y bajos costos
operativos y de mantenimiento. La tostación no se puede utilizar en plantas con hornos de reducción dado que se
precisan materiales sintetizados con buenas características mecánicas, y con porosidad y tamaño adecuados. La tostación por suspensión fue un paso intermedio entre el horno Wedge y el horno de lec ho fluido. Cuando se vio que el proceso de tostar se producía al caer el material de solera a solera, se pensó en mejorar el contacto gas-sólido mediante un quemador de blenda fina, cayendo el producto en una cámara de combustión que se mantenía a 950ºC. La
blenda se incendia y cae, tostándose rápidamente. La blenda se secaba en las dos soleras superiores, se retiraba del horno para moler y, luego, se enviaba a los quemadores. Aproximadamente, el 40% del producto se retiraba por el condu cto de gases del que se separaba utilizando ciclones y filtros. El calor del gas podía recuperarse en una caldera. Las unidades usadas en Canadá por Consolidated M.S.C. procesaban 300 Mg de blenda diaria y desplazaron a los tostadores giratorios de soleras (Wedge). Pero el proceso que se impuso definitivamente fue la tostación en lecho fluido que había tenido aplicaciones previas para reacciones gas-sólido y que se impuso también, en este caso, para la tostación de blenda. El tamaño de partícula y la velocidad del aire son fundamentales. Al principio, se pretendía tostar para llegar a un producto que, lixiviado, produjera la máxima cantidad de zinc con la mínima cantidad de hierro debido a los problemas que acarreaba este metal al intentar su separación como hidróxido gelatinoso. Se sabe que cuando se calientan a cierta temperatura los óxidos de zinc y de hierro forman un compuesto: la ferrita de zinc, ZnO∙Fe2O3. Si el hierro está en forma sustitucional en la blenda, la formación de la ferrita es inmediata y completa. Incluso si el hierro está como pirita, a la temperatura de tostación de 900ºC, se fija el 90% del Fe como ferrita. Estos hechos hicieron el que, al principio, la lixiviación se llevara a un pH en el cual no se disolviera la
ferrita para no contaminar la disolución. Las capacidades de tratamiento de estos hornos varían entre 500 y 1000 Mg de blenda diaria. Son hornos de bajo coste de mantenimiento y, además, el gas tiene una concentración en SO2 que llega al 10% con lo que el rendimiento de la planta de ácido
sulfúrico es excelente. Energéticamente, son muy eficaces produciendo en una caldera, a la salida de gases, un kilogramo de vapor de alta por cada kilogramo de blenda tostada. Como tostación previa a la lixiviación, el proceso es ideal para la mayoría de los concentrados; solamente, si los contenidos de plomo superan el 3%, pueden producirse aglomeraciones que interfieren la operación del lecho. Este tostado fino sólo podría usarse en procesos de piro-reducción, utilizando un briquetado intermedio. El rendimiento de tostación es de dos toneladas de azufre por metro cuadrado de superficie de parrilla y día. Si se carga la alimentación del horno en forma de papilla, el
rendimiento baja al 70%. Los tiempos de residencia medios en el lecho son de cinco horas,
que disminuyen a una hora para los finos; se considera que el lecho se renueva
completamente después de 20 horas. La eliminación de azufre como sulfuro llega a ser de hasta del 0,1%, estando el azufre
también presente como sulfato en cantidades todavía mayores que varían entre el 0.5 y el 2,5%. Este sulfato es beneficioso pues sirve para paliar las pérdidas de ácido en el circuito, eso sí, siempre que no sea una cantidad excesiva ya que exigiría descargas periódicas. La altura del lecho en los tostadores es de 1-1,5 m. La carga del horno es en sólido, por cinta o en papilla. El control de la temperatura es importante, fijándose en 900-980ºC para evitar aglomeraciones. La exotermicidad de la oxidación de la blenda es tal que hace que sea preciso refrigerar mediante pulverizadores de agua cuando la carga es seca. El tamaño de partícula de las blendas tostadas está entre 50 y 300 µm (media 200 µm). El volumen de hueco es del 0,6 al 0,8 y la velocidad es de 30-35 m/s con un exceso de aire del 10% sobre el teórico para tostar. E l SO2 del gas está entre el 8 y el 10%. Las
partículas finas se arrastran y el 40% de la blenda tostada se recoge por los rebosaderos. El gas se enfría en las calderas a 350ºC y se precisa limpiar los tubos y paredes pues en ellos se producen pegaduras. El gas se limpia en ciclones y, finalmente, en separadores electrostáticos. Así pues, el material calcinado se recoge, por ejemplo, de esta manera: 40% en los rebosaderos del horno; 20% en las calderas; 35% en los ciclones; y 5% en los
precipitadores electrostáticos. Estas cantidades varían en función de la granulometría de la alimentación. Sinterización
La sinterización de los concentrados de blenda se lleva a cabo en una cinta máquina Dwight-Lloyd (D.LL.). Se carga automáticamente con una capa de 15-18 cm de mineral que se enciende, en su parte alta, en la primera caja horizontal, comenzando la aspiración hacia abajo de los gases de combustión. La zona de reacción se mueve, por tanto, hacia abajo a una velocidad de 0,25 mm/s siendo la velocidad del gas a través del lecho 1000
veces superior. La temperatura en la zona de reacción puede llegar a alcanzar los 1450ºC. Aproximadamente, en unos veinte minutos el lecho ha reaccionado por completo ajustándose la aspiración y la velocidad de avance. El contenido de azufre del product o sinterizado se ha reducido por debajo del 1% y se somete a tratamiento de machacado y clasificación. Es esencial disponer, para producir un buen sínter, de una distribución
granulométrica con las condiciones adecuadas y de una buena mezcla de los ingredientes. El proceso depende, fundamentalmente, de la consecución de una zona de combustión estrecha que viaje a través del lecho. Si no hay uniformidad, el producto sinterizado puede estar tostado de forma incompleta. En cuanto al contenido de azufre de la carga, éste debe ser suficiente para conseguir
el combustible necesario, pues si hay azufre en defecto, la sinterización y tostación será parcial, y si lo hay en exceso, la zona caliente fundirá y se perderá porosidad dando un producto imperfecto. Un 6% de azufre se considera óptimo para la sinterización con
aspiración inferior. Como la blenda tiene un 30% de azufre, no se puede sinterizar directamente exigiéndose bien una tostación parcial previa o bien recircular los cinco sextos de la carga sinterizada con moliendas intermedias para diluir el material. A pesar de que éste pasa cinco veces por el sínter, esta práctica se usa en bastantes plantas. La porosidad del lecho es otro aspecto determinante para producir un flujo uniforme de gases. La operación fundamental para controlar el tamaño del sólido es la criba de los materiales ya que son el constituyente mayoritario de la carga. Se realiza tamizando por debajo de 4 mm. La humedad debe estar entre el 6 y el 7% para asegurar un buen contacto de la carga pero si la humedad es excesiva se pierde porosidad. La carga se debe dosificar de la mejor manera posible; el material de retorno, y los minerales y fundentes que se almacenan en las tolvas, se pesan y dosifican en forma
continua y se mezclan para producir una carga con la composición adecuada. Estas operaciones de mezcla se hacen en mezcladores de naturaleza diversa. La
mezcla se hace humedeciendo la carga de forma simultánea. Hay también dispositivos para alimentar a la máquina D.L.L. la cantidad exacta de lecho sobre las parrillas, lo cual se hace controlando su altura. El contenido en SO 2 de los gases debe de ser suficiente para que funcionen bien las plantas de ácido. Para ello, se evitan las entradas de aire por juntas o agujeros en la carga. La distribución del SO 2 en los gases se representa en la figura 3.2 tanto para una máquina con aspiración superior como con inferior. La máxima concentración se obtiene en la parte central: 10-12%. Para conseguir enriquecer el gas se utiliza la recirculación del mismo
pasándolo de parte de las cajas aspirantes de nuevo por el lecho en la zona anterior. Así, el gas recirculado pasa del 2,5 al 7% de SO 2. El cadmio y el plomo sufren m ovilizaciones en la carga del sínter durante el proceso. El 70% del cadmio se volatiliza, fundamentalmente, como sulfuro de cadmio que se condensa en las salidas de gases. Se recupera de las barras de forma automática por
golpeo y se obtiene un producto con un 6% de cadmio que se puede lixiviar. El plomo llega a volatilizarse en un 20% y se recoge en el sistema de purificación de la planta ácida como barros de sulfato de plomo. En la tabla 3.1 se presentan los datos operativos de una
instalación Dwight-Lloyd.
El sinterizado aspirado por abajo es adecuado para la carga en retortas. Pero
Ya que se taponan las cajas de viento cuando se aspira por abajo. Por esta razón, se ha desarrollado el sistema de soplado desde abajo que comporta el que el plomo se retenga en el lecho de sínter (PortPire y Stolberg) obteniéndose el denominado sínter duro. Este desarrollo ha permitido el éxito técnico del horno ISF de reducción simultánea de Zn y Pb a partir de menas mixtas. El funcionamiento de esta sinterización invertida requiere de la ignición por abajo de una capa de coque y de carga del lecho de material que entra inmediatamente en la zona de soplado. Para enriquecer el gas en SO 2, las soplantes sólo introducen aire en la parte inicial del sínter. El gas se recoge y pasa a través de las parrillas anteriores; lo mismo se hace con el gas de ignición. En la sinterización soplada hacia arriba es muy importante el tamaño de las partículas, su buen mezclado y el acondicionado para que no se produzcan arrastres de
material. El sínter obtenido con el soplado hacia arriba se denomina sínter duro porque hay que producir trozos gruesos en oposición al sínter blando producido con aspirado hacia
abajo. El material se machaca a menos de 15 cm y luego se tamiza a un tamaño de unos 2 cm siendo este producto apto para la carga de los hornos. Lo que queda de menos de 2 cm se tritura hasta menos de 4 mm y se manda al retorno para reducir el azufre de la carga por mezclado (6,5%). Para los procesos en retortas o para el electrotérmico, el sintetizado es una etapa para la reducción del contenido en azufre, es decir, para la tostación. Para el ISF el
sinterizado supone, además, la preparación de la carga. El briquetado del sínter blando no es una alternativa económica para el horno de reducción ISF. Para los procesos de lixiviación se siguen las técnicas antes mencionadas de
tostación en lecho fluido como sistema de obtención de un producto apto para su ataque. Las diferentes etapas de la producción de zinc La extracción del zinc puede efectuarse en las minas a cielo abierto o en yacimientos profundos. La elección del tipo de explotación depende del entorno y del capital invertido. Cuando se decide explotar una mina a cielo abierto, los mineros cavan
huecos con la ayuda de taladros neumáticos manuales, en los que colocan cargas explosivas. Una vez extraídas, las rocas son transportadas hasta la fábrica de
transformación, que generalmente se encuentra en la misma mina, para comenzar la fase de concentración. Esquema de las etapas
Separación de concentrados de zinc
En esta etapa, el mineral es triturado con el fin de obtener partículas muy finas que, según la naturaleza del mineral, van a ser sometidas a diversos tratamientos químicos. Se trata de extraer del mineral un máximo de elementos extraños e impurezas. Más tarde, los diferentes concentrados presentes en la roca son separados por un proceso de flotación como en el caso de la familia de los platinoides (platino y paladio). Esta técnica se basa en el hecho de que cuando están en suspensión, las partículas minerales recubiertas de ciertos productos químicos se aglutinan en forma de burbujas de aire que son insufladas por la parte de abajo de la célula de flotación, para subir luego a la superficie. Se forma entonces en la superficie, un depósito espumoso que será recuperado y enviado a través de varios filtros. A la salida de este proceso, se recogen diferentes concentrados de zinc.
Refinado Esta es sin duda la más importante etapa del proceso. Con el fin de obtener el metal bruto, la industria metalúrgica del zinc utiliza dos procedimientos: la hidrometalurgia y la pirometalurgia. La Extracción por vía húmeda (por electrólisis o hidrometalurgia)
La hidrometalurgia consiste en la producción, purificación o la eliminación de metales o de componentes de metales a través de reacciones químicas. Este método es principalmente utilizado en el tratamiento de las rocas que tienen un alto contenido de hierro. Se desarrolla en cuatro fases que son respectivamente: el tueste, la lixiviación, la purificación y la electrólisis.
1. El Tueste El tueste transforma el sulfuro de zinc en óxido. El dióxido de azufre obtenido permitirá obtener ácido sulfúrico que, por una parte entrará en el proceso de fabricación de agentes fertilizantes, y por otra parte continuará su proceso hacia la etapa siguiente denominada lixiviación. ° El dióxido de azufre que se obtiene gracias a este proceso es transformado en ácido sulfúrico. ° El mineral de zinc, después de la tostación, es llamado calcina.
2. Lixiviación Durante la fase de lixiviación, la calcina es tratada mediante una solución diluida de ácido sulfúrico (180-190 g/l). Esta operación se realiza a una temperatura de aproximadamente 60°C y dura entre una y tres horas. En esta fase, queda todavía un porcentaje que varía entre 10 y 25% de zinc insoluble que va a ser recuperado gracias a una operación complementaria. 3. Purificación de la solución Después de la lixiviación, algunos elementos externos están todavía presentes en la
solución. Su eliminación se realizará con la ayuda de polvo de zinc. La cantidad necesaria de polvo de zinc depende del porcentaje de impurezas que contiene la solución. Esta purificación dura entre una y ocho horas. Al final del proceso, se recuperan las partículas de zinc por filtración.
4. Electrolisis Una vez purificada la solución, se vierte en depósitos de electrolisis (tanques de cemento revestidos de PVC), constituidos por ánodos de plomo y de cátodos de aluminio. Esta operación necesita entre 30 y 40°C y va a permitir al zinc depositarse en el cátodo de dónde se le despegará por pelaje (o stripping) cada 24, 48 o 72 horas, según el caso. ° La producción por celda que contiene hasta 86 cátodos de 1,6 m², puede alcanzar 3 t/día ° El zinc obtenido es muy puro (99,995 %). Contiene menos de 50 ppm de impurezas, siendo el plomo la principal. Finalmente el zinc obtenido es fundido y moldeado en lingotes, que es como será comercializado en el mercado industrial.
La Extracción por vía seca (conocida también como vía térmica o pirometalurgia) Se presentan, a continuación, los procesos pirometalúrgicos que conducen a la
obtención del zinc metal. Se comienza por los procesos de reducción térmica y luego se presentarán los procedimientos que acaparan, en la actualidad, el mayor tonelaje de metal. 1. Proceso Electrotérmico
En 1926, a la vez que la New Jersey, la compañía Saint Joseph estaba tratando de desarrollar un proceso alternativo que utilizara un método del calentamiento directo de la carga basándose en los estudios hechos a principios de siglo en Suecia para intentar reducir el zinc en hornos eléctricos de arco. Estos primeros intentos fracasaron por el hecho de que no condensaban bien el vapor y no escorificaban bien las cargas. Saint Joseph desarrolló un método en el que el calor se generaba sobre la carga por efecto Joule y el proceso era continuo. Hubo que resolver un cierto número de problemas tal como se expone a continuación. En principio, se cargó igual cantidad de sinter que de coque y no se intentó condensar el zinc vapor, sino que éste se obtenía en una cámara que rodeaba al horno en la que el zinc se oxidaba recogiéndose como óxido tipo pigmento. Así, se puso de manifiesto la posibilidad de la reducción y el problema se centraba entonces en desarrollar un método de condensación. Se intentó condensar haciendo pasar los vapores metálicos a través de una piscina de zinc fundido. Este fue un método exitoso y fue la primera vez que se intentó enfriar el vapor con metal líquido. Se conseguían, así, condensar cantidades importantes de zinc metal sin la práctica producción de polvo azul. Se fijó un condensador de este tipo a un horno productor de óxido obteniéndose un
buen resultado: cinco toneladas diarias de zinc. Hoy día, con una sola unidad de condensación, se pueden producir casi cien toneladas de metal. En la f igura 4.6.a se puede ver un esquema de la instalación Saint Joseph. El horno se construye con una serie de sectores de refractario soportados individualmente. Los vapores producidos en el horno se recogen en un anillo central del que se aspiran a través del condensador a una temperatura entre 800 y 850ºC. Este anillo y el condensador se construyen con ladrillos de carburo de silicio. La corriente eléctrica atraviesa el horno por medio de ocho pares de electrodos que entran dentro del mismo: cuatro en la parte alta y cuatro en la ba ja. La carga de coque y blenda sinterizada se calienta por el CO gas hasta 750ºC; entonces, se alimenta en el
horno a través de un distribuidor rotatorio y se descarga por el fondo a una cierta velocidad por medio de una mesa giratoria asistida por brazos mecánicos refrigerados. La operación se gobierna automáticamente por un indicador de nivel del horno. La potencia del horno Saint Joseph es 10000 kW. La tensión entre electrodos es de 200250 V. El consumo del horno es de 3050 kWh por Mg de zinc necesitándose, además, 0,6 toneladas de coque. El condensador está formado por dos tubos verticales conectados a una zona inclinada con respecto a la horizontal, con 2 m 2 de área interna. Éste está conectado a un pozo enfriador del metal en el que el zinc se enfría mediante serpentines para que la temperatura del metal esté entre 480 y 500ºC. Aproximadamente el 93% del zinc que entra en el condensador se condensa como tal. El gas, con el zinc residual, se lava para separar aquel que tiene una composición aproximada de 79% de CO, 3% de CO 2 y 18% de N2. Este gas pasa por una bomba de vacío que succiona con un efecto de 33,3-40 kPa (250-300 mm Hg). Este vacío es suficiente para hacer pasar el gas a través del condensador. Se producen 1,42 moles de CO por mol de Zn vaporizado. El gas tiene un poder calorífico de 93 10 5 J∙m-3 el cual se utiliza, en un 60%, para calentar la carga y el resto, en la producción de vapor. Los residuos del horno precisan ser tratados para extraer de ellos el Zn (aumentando la recuperación hasta el 95-96%). Un separador magnético elimina los materiales ferrosos. El
90% del coque se
recupera en mesas neumáticas y, finalmente, un proceso en medios densos recupera un concentrado de zinc; tanto este concentrado como el coque se reciclan. A pesar de los esfuerzos y desarrollos aplicados al proceso Saint Joseph su extensión ha sido limitada. Unidades similares se han desarrollado en la antigua Unión Soviética, Japón y Alemania. Las unidades mayores producían 100 Mg por día, cantidad considerablemente inferior a la producida por el horno de cuba ISF. Por otro lado, el coste de inversión por unidad de zinc es bastante alto. Además, se precisan concentrados de bajo contenido en hierro. Por estas razones, se explica que el proceso no se extendiera y que prácticamente las plantas St. Joseph no operen en la actualidad si se exceptúa la planta de Monaca, en Pennsylvania (EEUU), que trabaja en condiciones óptimas al haber mejorado la tostación-sinterización y teniendo la posibilidad de usar polvos de acería.
4.4.5. Horno de Cuba de zinc. Proceso ISF. Ha habido muchos intentos de producir zinc a través del horno de cuba; sin embargo, si ya presenta problemas condensar un gas de retorta con un 45% de Zn, un 50% de CO y un 1% CO 2, es fácil imaginar el problema que supondría condensar el zinc de un gas que solo tiene un 6-7% de Zn y un 12% de CO 2. El proceso desarrollado por la Imperial Smelting Corporation, en Inglaterra, ha sido, en vía pirometalúrgica, el más destacado y, en la actualidad, el único capaz de
competir con la obtención electrolítica de zinc. Hubo un primer intento en 1939, con un horno que trataba sínter y coque, con
soplado superior e inferior, retirándose los vapores por el centro de la cuba. Efectivamente, mediante un enfriamiento rápido en tubos refrigerados se obtenía zinc en polvo pero la inversión de la reacción era suficiente para recubrir de óxido este polvo y hacer impracticable la fusión del polvo de zinc ya que este no coalescía. Fue preciso, pues, desarrollar otro método de condensación.
Se propuso condensar el zinc vapor sobre gotas de plomo fundido a una temperatura ligeramente superior a la del punto de fusión del zinc. Una lluvia de gotas de plomo lava los gases de zinc que condensan en forma líquida disolviéndose en el plomo. Después de enfriar este metal, se producía la segregación del zinc que, así, se separaba al alcanzar la saturación. El plomo era recirculado al condensador. A continuación, se resumen las solubilidades, a distintas temperaturas, de plomo y zinc, el uno en el otro y viceversa:
T (ºC) 417,8 450 500 550 600 650 700 775 790
Pb en Zn Zn en Pb 0,7 2 1,4 3,2 2,3 3 4 4 5,9 6 9 8 15 12 32 26 Total Total
Tabla 1. Solubilidad del zinc y plomo a distintas temperaturas. Después de la Segunda Guerra Mundial se profundizó en estos primeros estudios con resultados alentadores. Se hicieron estudios termodinámicos que indicaban que era posible reducir el contenido de Zn de las escorias a niveles bajos sin
producir hierro metal, hecho este último que hubiera acarreado consumos innecesarios de coque. Esto se confirmó en la práctica y también que el óxido de plomo se reducía en la parte alta del horno por el CO presente. Ya que esta reacción es exotérmica, no se precisaba coque adicional y la capacidad del horno para producir zinc no se veía afectada.
El plomo fundido desciende por la carga y actúa como colector del cobre y de los metales preciosos. Así, se llegaba a un resultado magnífico: el horno podía usarse para obtener, simultáneamente, plomo y zinc a partir de menas mixtas. Esto se comprobó
pronto, pero se precisó de un cierto tiempo para fijar los parámetros del proceso y para hacer que éste trabajase sin problemas. Uno de estos problemas, y además serio, fue el hecho de que altas cantidades de zinc se depositaban en la parte alta del horno y en los conductos hasta el condensador. El gas salía de la parte alta del horno en condiciones en las que la reacción de reducción indirecta estaba en equilibrio por lo que, tan pronto como la temperatura bajaba, se producía la deposición del óxido de zinc. Esto llevaba a que el horno dejase de trabajar por atasco. Se desarrolló una solución simple sacada de la química-física del sistema. Un gas típico de horno, en condiciones de equilibrio, puede reaccionar adiabáticamente con carbón pero el contenido en CO 2, disminuye, la temperatura baja y el gas es más proclive a producir óxido de zinc. Si, por otra parte, el gas reacciona con oxígeno, el aumento de temperatura hace posible que el gas pueda reducir al óxido de zinc, a
pesar de incrementar su contenido en CO 2, desapareciendo también el peligro de reversión de las reacciones. Así pues, se propuso adicionar aire en la parte alta del horno para quemar parcialmente el gas y evitar la deposición de óxido de zinc. El principio resultó eficaz, se simplificó el diseño del horno y, aunque el aire de soplado superior producía algo de óxido en la parte alta del horno, su aparición quedaba reducida a la entrada del condensador de donde podía ser retirado.
Todo el desarrollo se concretó, en 1960, en una instalación en Gales (Gran Bretaña) que producía, con 17,1 m 2 de sección, 30000 Mg de zinc y 15000 Mg de plomo al año. Se mejoró el diseño inicial, se introdujo aire caliente a 750ºC, se utilizó un control automático más extendido y se pudo aumentar la producción. Otro horno entró en producción en Australia poco después. En 1962 arrancó un horno en Zambia y otro en la Sociedad Peñarroya, en Francia. En 1965 se instaló un nuevo horno en Duisburg
(Alemania), en el 66 otro en Rumania y en Japón, en el 68 en Polonia, en el 69 en Japón nuevamente, en 1972 y 1973 en Italia y Yugoslavia, respectivamente, y en el 78 y 80 en China y en Polonia. En la figura 8.7 se representa un esquema general del horno de cuba ISF.
Figura 4.7. Horno de cuba de zinc ISF
CONCLUSIONES
El proceso del zinc es un proceso en que el mineral se obtiene mediante concentración de menas del mineral, con sus respectivos procesos como la flotación, la tostación, la sinterización, etc.
Al principio se usa la calamina como materia prima principal para la obtención del metal llegando al proceso en donde se realiza la tostación de los minerales de zinc, el cual utiliza la blenda como materia fundamental, la que se oxida y se convierte paulatinamente en óxido.
La producción del metal se obtiene mediante procesos como son la reducción térmica, por retortas horizontales y verticales, el proceso
electrotérmico y a la utilización del horno de cuba para el proceso ISF.
BIBLIOGRAFIA
Antonio Ballester, José Sancho, Luis Felipe Verdeja: “Metalurgia Extractiva Volumen II. Procesos de Obtención.”.
http://metalurgia-metalurgia.blogspot.pe/2009/04/generalidades-zn.html http://www.tdx.cat/bitstream/handle/10803/11036/Tasm04de16.pdf?sequence http://ocw.unican.es/ensenanzas-tecnicas/metalurgiasiderurgia/materiales/Bloque%203.2%20zinc.pdf
ANEXOS
Diagrama de flujo de la planta de Cominco en Trail (British Columbia, Canadá)
