Pirometalurgia del zinc PROCESOS DE TOSTACIÓN Tostación de acción instantánea: Se efectúa en una modificación del tostador convencional de hogar múltiple. Se puede dar al concentrado con contenido de 30% de S una tostación oxidante y producir un óxido de zinc con menos de 1% de S. La torta húmeda, producto del proceso precedente de beneficio, se seca primero haciéndola pasar por uno o dos hogares de secado, por los cuales se hacen pasar gases calientes provenientes de la operación de tostación. Estos hogares de secado pueden estar ya sea arriba o debajo de la cámara de tostación, dependiendo del diseño del tostador. Ya secado, el concentrado se rastrilla hacia la periferia del hogar inferior de secado y desliza para caer a una boca de alimentación de un molino de bolas Marcy con arrastre de aire. Las partículas de sobremedida y los terrenos aglomerados se reducen de tamaño en el molino, y cuando alcanzan el tamaño y peso adecuados se arrastran por succión hacia un clasificador de aire. En éste, las partículas demasiado grandes vuelven al molino de bolas y las más finas se llevan en suspensión en aire a un colector de polvo ciclónico. Este colector separa los sólidos de la corriente de aire y los descarga a una tolva de material de almacenamiento seco, donde queda listo para ser cargado a la cámara de combustión del tostador de acción instantánea. La cámara de combustión puede estar situada ya sea en los 2/3 superiores de un tostador, con todos los hogares abajo o puede formar la sección central con el hogar de secado arriba y los hogares de tostación final y descarga abajo. El concetrado seco de la tolva de alimentación es transportado horizontalmente junto con el aire para la combustión a través de la boquilla de un quemador situada encima de la cámara de combustión. Las partículas finas de sulfuro se encienden en frente del quemador y siguen ardiendo en suspensión mientras caen verticalmente por toda la cámara. El gas seco del ciclo procedente de los hogares de secado es succionado hacia este quemador y mezclado con aire atmosférico con un doble fin: ayudar a controlar el calor desprendido durante la reacción exotérmica: ZnS + 3/2 O2 -> ZnO + SO2 Y para recuperar el polvo producido en la operación de secado. La reacción es plenamente autógena y tiene lugar a más de 1000ºC. Casi el 60% de los calcinados tostados sedimentan a través de la cámara de combustión para juntarse en los hogares inferiores de recolección y descarga, y de éstos son rastrillados para ser descargados a través de una boquilla a una tolva de calcinados en donde ocurre la desulfurización final. Un concentrado con 30% de S reducirá su contenido de S al 8% en la cámara de combustión, y disminuirá todavía a menos del 1% de S en estos últimos hogares inferiores. Debido al grado de finura del concentrado alimentado, una porción considerable de la alimentación seca (40%) es arrastrada hacia afuera de la cámara de combustión por la corriente de gases calientes de escape y no se cae a los hogares inferiores. Los gases calientes salen generalmente del tostador por el hogar recolector inferior intentando que la mayor cantidad posible de calcinados finos se quede en el hogar y vaya directamente a la tolva de calcinados. Los gases van primero a las calderas recuperadoras de calor de desecho y un ventilador los succiona de allí a un gran colector de polvo ciclónico en el que se separan los fondo de la cámara de combustión del tostador. La corriente de gases procedente del colector ciclónico se hace pasar luego a un precipitador electrostático, o a una torre de lavado húmedo, para remover las partículas de polvo más finas aún presentes. Estos sólidos son calcinados de bajo contenido de S que pueden agregarse
directamente a la tolva de calcinados como producto terminado. El gas limpio se conduce luego por tubería a la planta de recuperación para la fabricación de ácido sulfúrico. Los tostadores de lecho fluido: Utilizando alimentación peletizada a temperaturas de tostación superiores a 950ºC. Los tostadores que se usan son rectangulares y tienen inclinación con sección transversal. La inyección de aire al lecho se hace a razón de 398 a 483 m³ por minuto, utilizándose los gastos de aire más bajos con las temperaturas más altas. El calcinado grueso, en el cual se ha reducido el contenido de azufre de 33% en el concentrado alimentado a sólo 0,5%, pasa del tostador a un enfriador de calcinado y de allí a una tolva de almacenamiento. Esto es el 55% del producto calcinado total. Los gases calientes que escapan por una abertura para gases situada en la parte superior del tostador van primero a una caldera de calor de desecho para recuperar parte de su calor sensible. Luego pasan a un colector de polvo ciclónico en el que se separa el 38% del calcinado total. La mitad del producto del ciclón se agrega a los calcinados de derrame en el enfriador de calcinados y la otra mitad se regresa a la planta peletizadora como ingrediente aglutinante. El contenido de azufre de este calcinado ciclónico es ligeramente inferior del 1%. Los gases del tostador contienen aún 7% de los calcinados totales en forma de polvo fino, y éste se separa en una segunda etapa recolectora, por lo general en un precipitador electrostático, después de lo cual el gas depurado se deja salir del circuito de tostación. Este polvo se agrega también a la tolva de almacenamiento de calcinado. Sólo tiene aproximadamente 0,1% de S. El contenido de S combinado de los tres calcinados procedentes del derrame del tostador, el colector ciclónico y el precipitador electrostático es del orden de 0,75% S. Tostadores de hogar múltiple: se utilizan para completar las operaciones de tostación como para lograr la primera etapa en una tostación en dos partes en las que se utiliza sinterización como segundo paso final. Se emplean tostadores con doce hogares de tostación y un hogar superior de secado y el calor producido por el S que contiene la alimentación es suficiente para alcanzar una temperatura de reacción de 700 a 800ºC que tostará el material de alimentación del 30% de S al 8%. Una tostación completa con producto calcinado de muy bajo contenido de S requiere de una alta temperatura de tostación para expulsar el S remanente y descomponer cualquier sulfato de zinc que se hubiera formado y para ello hace falta una temperatura de 1000ºC que se consigue con quemadores de petróleo o de gas. En algunos casos se completa la tostación de hogar múltiple en el calcinado al 8% de S y en una segunda tostación, que se realiza en máquina de sinterización reduce el contenido de azufre en el calcinado sinterizado final a menos del 1%. Esta tostación evita que el SO2 que escapa del tostador de hogar múltiple se diluya y contamine por los productos de combustión si se va a aprovechar para fabricar H2SO4. Sinterización: Se efectúa tanto como segunda etapa de una tostación (utilizando un tostador de hogar múltiple como primer paso) como también como un proceso de tostación completo por si mismo. El sinter producido es material ideal para alimentación de los hornos de cuba. Cuando se tritura a 6,25 mm constituye un material de alimentación excelente para la destilación en retortas. El método de sinterización más común consiste en mezclar el sinter triturado de retorno con concentrado crudo por tostar y a la vez mezclar agentes fundentes de CaO si el sinter ha de fundirse en horno de cuba para zinc, y en tostar dicha mezcla. Los concentrados crudos, el sinter retornado y los agentes fundentes se humedecen para producir una consistencia ssatisfactoria de la alimentación, y se extiende una capa sobre la rejilla de una máquina de sinterización de operación continua. Luego se enciende esta capa por la parte superior por medio de un quemador de gas o de aceite combustible y se s ucciona aire hacia debajo de manera que pase a través de la carga, y la sinterización continúa al moverse la rejilla hacia el extremo de descarga de la máquina. La combustión se completa cuando se descarga el sinter, y éste se clasifica por tamaños. 2,5 cm – a tolvas de almacenamiento o se tritura una parte y se regresa para agregarle concetrado crudo.
El concentrado crudo, sinterizado sin dilución con finos sinterizados de bajo contenido de S se tuesta en forma demasiado violenta y existe riesgo de que el calor de la oxidación desprendido funda la carga. El mezclado de finos presinterizados en proporción de cuatro o cinco partes de sinter por una parte de concentrado crudo mantiene la cantidad de combustible sulfurado en la mezcla a un nivel bajo, de 5 a 6% de S, y permite lograr una tostación de control uniforme. Los calcinados sinterizados producidos están abajo del nivel deseado de 1%S, y como el nivel de S en la mezcla de alimentación es relativamente bajo, se evitan temperaturas de sinterización excesivamente altas que pudieran fundir la carga. La sinterización se emplea también como la segunda etapa de una tostación en dos partes iniciadas en un tostador de hogar múltiple o lecho fluido. La tostación puede dejar hasta 8% de S en el calcinado, contenido que puede sinterizarse con éxito sin combustible adicional o con una pequeña cantidad mezclada con él. El calcinado puede tener un contenido de azufre menor del 8%, por lo que no se produce el calor suficiente por la sola oxidación del S para la sinterización y tiene que agregarse 10 u 11 % de coque o de carbón mineral finamente molido como combustible adicional. Las diferentes proporciones de la carga se preparan cuidadosamente y luego se mezclan con agua para dar una alimentación uniforme de la densidad correcta. Los calcinados pretostados se criban para remover los trozos que contengan; estos se trituran y regresan y el coque se muele en un molino de bolas para darle la finura necesaria. Del 35 al 70% del sinter que se está produciendo se recicla de nuevo y se mezcla para obtener una carga que permite la adecuada penetración del aire durante la sinterización. El sinter forma una torta y se descarga por el extremo de la máquina a una parrilla y los finos que caen a través de ésta vuelven como diluyente al mezclador de la carga. El sinter final se tritura y se criba y se envía a tolvas de almacenamiento. Contiene en promedio 0,5% S. Las máquinas de sinterización que se utilizan en las plantas de zinc pueden estar desde 1,06x13,5 m hasta 3,6x50,4 m. El área del hogar puede subdividirse para permitir la separación de los primeros gases de tostación que son más ricos en SO2 y que pueden tratarse para producir H2SO4.
PROCESOS DE FUSIÓN Por retortas horizontales: Es el método más antiguo, se desarrolló en Europa a principios del siglo XIX. Estos hornos consisten en hileras de pequeñas retortas de refractario colocadas en posición horizontal dentro de un horno regenerativo calentado por gas, el cual utiliza el calor de los gases de salida para precalentar el aire necesario para la combustión. Los bancos son de cuatro o cinco retortas de altura y cien o más retortas de longitud. Las retortas se hacen en prensas hidráulicas con mezclas de arcilla cruda y cocida en diversas proporciones, siendo bastante común la mezcla 50-50. Las retortas de arcilla verde que contienen de 12 a 15% de agua, se llevan a una cámara de secado en la que se aumenta la temperatura gradualmente a 70º por un período de varias semanas. En seguida van las retortas a los hornos de cocimiento en los que se aumenta la temperatura lentamente en un período de 48 h a 1350ºC. Los condensadores, que van adaptados en el extremo abierto de la retorta no están sometidos a las mismas condiciones de alta temperatura que las retortas, y en consecuencia se hacen de materiales más baratos. La arcilla cruda, mezclada a menudo con retortas quebradas trituradas, se conforma a la forma del condensador forzando un mandril dentro de un bloque de arcilla sostenido en un molde, el cual se seca y hornea después. La carga premezclada de óxido de zinc y antracita molida a tamaño fino se carga en una retorta vacía por medio de una máquina cargadora mecánica. La capacidad de la retorta es de aproximadamente 68kg de carga, estando formada ésta por 60-70% de óxido de zinc en polvo y 30-40% de carbón mineral pulverizado, por peso. En seguida se adapta el condensador al extremo abierto de la retorta y se fija en su posición con arcilla húmeda. Luego se agrega la extensión, si se emplea, al extremo saliente del condensador.
La reacción reductora que tiene lugar en la retorta consiste en que el carbono del carbón mineral reduce al óxido de zinc, para producir en último término zinc metálico y monóxido de carbono: ZnO + C = Zn + CO ΔH=57000 cal por mol
Por ser una reacción endotérmica debe aportarse calor hasta los 1300º a los que tiene lugar la reacción a régimen relativamente rápido. Esto se logra si se tienen las retortas alojadas en un horno y se les aplica calor exteriormente. Según avanza la destilación, una flama de CO se quema a CO2 en la boca del condensador a 420-500º. Si la temperatura está por debajo del punto de fusión del zinc (420º), no se condensa todo el vapor de zinc sino que se pierde en parte hacia la atmósfera. Se emplean dos ciclos de retorta, de 24 y 48 horas, teniendo lugar la reacción durante todo el tiempo menos 4 horas y media que se emplean en la carga y la extracción de los residuos agotados en las retortas. En el ciclo de 24 h se hacen 3 picadas del metal y en el de 48 h 5. La última extracción de metal se hace precisamente antes de la extracción del residuo agotado al término del ciclo. El zinc metálico escurre por gravedad de los condensadores hacia una paila que se mueve sobr e un riel elevado situado en frente de las retortas, y se utiliza un raspador o rastrillo para arrastrar las últimas porciones. El polvo azul, el polvo de zinc y los demás residuos se sacan también por arrastre de rastrillo simultáneamente, y como flotan sobre la superficie del zinc líquido, se separan con facilidad levantándolos con una pala perforada. La primera extracción puede vaciarse en lingotes y venderse directamente, pero la última resulta casi siempre fuera de ley debido al alto contenido en hierro y en cadmio. Al final del ciclo, después de haber hecho la última extracción del metal, se quitan los condensadores y mediante brocas de gusano enfriadas con agua se extrae de las retortas el resto del residuo agotado que todavía está en estado sólido. Este residuo se puede volver a tratar para recuperar cualquier contenido de metal que le quede o bien pueda desecharse. Al final, se vuelven a cargar las retortas y se repite el ciclo de reducción. Retortas verticales: difieren de las horizontales en que son mucho más grandes y su operación es continua. Las retortas de 12,2 x 2,13 x 0,3 m reciben una carga de 1362 kg de briquetas coquizadas cada 27 minutos y producen 10 toneladas de zinc metálico cada 24h. Las briquetas son una mezcla de 60% de óxido de zinc y 25% de carbón bituminoso pulverizado, con un aglutinante de 8 a 9% de arcilla y 1% de licor de sulfito. Estos componentes se mezclan perfectamente en un molino mezclador y se pasan luego a través de una prensa de rodillos para briquetearlos. Las primeras briquetas se alimentan a una segunda pr ensa briqueteadora, la cual da mayor densificación a la alimentación briqueteada antes del cocimiento. Las briquetas finales se adaptan a la forma de almohadas y pesan ligeramente más de 450g. Es necesario coquizar las briquetas crudas para darles la resistencia necesaria para soportar el rudo tratamiento de manejo y carga a la retorta vertical y también para que conserven su forma durante su paso a través de la retorta. La carga de briquetas calientes procedentes del horno de coquización acarrea también calor sensible a la retorta, calor que se agrega al aportado para la reacción endotérmica. La temperatura del coquizador se controla de manera que no sobrepase los 900º, para que al descargar se tengan las briquetas en gran parte libres de materia volátil pero que no se hayan calentado por encima de la temperatura de reducción del zinc (1120ºC). Las briquetas crudas caen en forma continua desde la segunda prensa de briqueteado en rodillos sobre una parrilla para separar los finos, y luego al coquizador, el cual es básicamente un horno vertical con una serie de rejillas escalonadas inclinadas hacia abajo. Además tiene rejillas alternadas con movimiento reciprocante lento
que desplazan hacia delante al lecho de briquetas, y el régimen de alimentación de las briquetas y la velocidad de movimiento de las rejillas forman una capa delgada de briquetas uniformemente por todo el coquizador. El aire de combustión se suministra a través de las rejillas desde abajo, y se combina con la materia volátil que se destila del carbón mineral para mantener la temperatura de combustión necesaria. El coquizador tiene una cámara de permanencia en su fondo con un mecanismo de descarga con rodillo y se pasa una producción regular de 1362 kg de briquetas para salir a un cucharón de coque, que es de acero y de forma de caja y para ser levantada al piso de carga para vaciarla en caliente en una retorta para su reducción. Los 1,52 o 1,83 m superiores de la retorta sobresalen por encima de la cámara de calentamiento, la cual circunda a la retorta y es en esta porción superior en la que se cargan las briquetas calientes coquizadas. La presión interna en la retorta es bastante baja, por lo q ue es adecuado un tapón. La retorta se mantiene cargada desde la parte superior hasta el fondo con briquetas, y se requieren 24 h para que pase una briqueta a través de la retorta. Unas cámaras de calentamiento encierran a las dos paredes largas de la retorta y el calor procedente de éstas se transmite a través de las paredes de la retorta de carburo de silicio para dar el calor requerido para la reacción de reducción del óxido de zinc por carbón y para que se libere el vapor de zinc metálico. El combustible que se emplea en estas cámaras de calentamiento es 70% gas natural y 30% gas CO como subproducto y depurado, que se recupera de la reacción que tiene lugar en la retorta. Los productos de la reacción de la retorta están formados por 40% de vapor de zinc y 45% de CO, el resto es H, N y CO2. Estos gases salen cerca de la parte superior de la retorta por un ducto rectangular descendente revestido de refractario y que los conduce a un condensador. El condensador es una cámara refractaria alargada y cerrada que contiene un baño de zinc líquido a un nivel fijo por derrame continuo y en el cual se mantiene una temperatura relativamente constante de 500º por medio de un serpentín sumergido enfriado por agua, el cual se sumerge o se levanta por medio de control de termopar. Un impulsor de grafito de 35cm que gira a 400rpm se sumerge en el baño de zinc y lanza hacia arriba una llovizna de gotas de zinc líquido que se combinan con el vapor de zinc que va en los gases y se reúnen con el charco de metal líquido que hay en el condensador. El zinc fundido derrama del condensador hacia un canalón y pasa a un horno de retención, del cual se toma algo del metal para vaciarlo en placas para el mercado y otra parte se refina para reducir el contenido de Cd y Pb. Las briquetas agotadas se emplean a veces como combustible para calderas por su contenido de carbón que todavía es relativamente elevado, o bien se desechan. La extracción requerida es del 97%. El horno electrotérmico: es un proceso continuo con producción de zinc cercana a 100t cortas por día y eficiencia del 92% de recuperación. La diferencia principal a la retorta vertical radica en que el calor se genera internamente por resistencia al paso de la corriente que opone la carga del horno, entre grupos de electrodos de grafito introducidos por las paredes superior y de fondo del horno. El horno es circular y está construido con una serie de secciones cortas de ladrillo refractario para servicio pesado y extrapesado. Hay chaquetas de agua que circundan la mitad inferior, la zona principal de fusión del horno debajo del anillo de vapor. Este anillo está aproximadamente en el centro del horno y pasan por él el vapor de zinc destilado y los gases del horno hacia el condensador. El anillo de vapor y el condensador están recubiertos ambos con ladrillos de carburo de silicio. La carga del horno está formada por sinter de óxido de zinc y coque, pero hasta 25% de la producción total de zinc puede obtenerse de otros materiales que lo contengan. El consumo de coque es del 44% del peso del
sinter, el cual se traduce en volúmenes aproximadamente iguales, con un exceso estequiométrico de carbono del 300% respecto al requerido teóricamente para reducir el zinc del sinter. Tanto el sinter como el coque se reducen a un tamaño de más o menos 25x6,25 mm y se sacan de tolvas individuales mediante alimentadores de peso constante a un precalentador calentado con gas, de tiro rotatorio, en el que se mezcla y precalienta la carga. Este precalentador se calienta con gas CO recuperado de la reacción del horno; desalojando la carga a casi 750ºC. Un distribuidor rotatorio que gira lentamente a 0,4 rpm en forma continua extiende la alimentación caliente en la parte superior del horno y al mismo tiempo sella la boca del tiro para evitar el escape de gases o de vapor metálico. El horno se mantiene completamente cargado, y el tiempo que se requiere para que la carga fresca pase por el horno hasta salir de éste es de 22 horas aprox. El calentamiento en el horno se logra por resistencia de la carga al paso de la corriente entre ocho pares de electrodos de grafito equiespaciados; uno de los juegos de pares está situado cerca de la parte superior del tiro y el otro grupo de pares está cercano al fondo. Los electrodos superiores deben ser repuestos después de varios días. Los electrodos inferiores tienen mucho menor consumo por lo que no requieren de cambio. El consumo de electrodos asciende a más o menos 1,4kg por tonelada corta de zinc producido. La energía eléctrica total que se hace llegar al horno es de 10.000 kW a 200 o 230 V y el calentamiento por resistencia aportado por ella da una temperatura en el centro del horno de 1200-1400º y 1300º a la altura de los electrodos inferiores. Los gases que escapan del anillo de vapor hacia el condensador salen del horno a 850ºC y están formados por 45% de vapor de zinc y 45% CO, siendo el resto N, H y CO2. El condensador, situado un poco por debajo del anillo de vapor, tiene forma de U con admisión y descarga verticales. La parte inferior de la U es el recipiente para el metal condensado, y es hacia este depósito de zinc líquido que el condensador tira de los gases del horno para que se condense allí el vapor de zinc. Mediante espiras de tubo enfriadas por agua, dispuestas en un pozo de enfriamiento auxiliar, se regula la temperatura del metal en el condensador a 480-500ºC y el condensador tiene capacidad para 45t cortas de zinc metálico. Los gases del horno pasan por el condensador y prosiguen a un lavador de agua de alta velocidad en el que se separan los sólidos atrapados y el polvo azul. El lodo obtenido se trata para recuperar los sólidos, los cuales se convierten en briquetas y regresan al horno. El gas depurado, que contiene 80% de CO, se conduce por tubería a la planta para usarlo como combustible. La mayor parte de la carga agotada se extrae introduciendo periódicamente a manera de pistón una barra pesada con punta de flecha en el residuo expuesto, en el espacio, un hueco de 30 cm que queda entre el fondo del horno y la mesa giratoria. Hay dos máquinas de barra de extracción para cada horno, una de cada lado, y su frecuencia de operación la controla un detector de altura de la carga con fuente de rayos gamma de cobalto 60 situado en el tiro superior del horno. Este mantiene un tiempo de retención de la carga en el horno suficiente para dar la extracción de zinc requerida del 93%. Proceso de horno de cuba para producción de zinc: Produce 300t diarias. La operación normal del horno de cuba consiste en quemar material carbonáceo en íntima asociación con calcinados de óxido de zinc para reducir el óxido a metal, al igual que en los otros procesos de destilación del zinc, éste se libera en forma de vapor para luego ser condensado. La carga del horno está formada por trozos calientes de sinter procedentes de máquinas de sinterización, coque precalentado y una pequeña cantidad de cal que se agrega para la formación de escoria. El sinter descargado de la máquina de sinterización pasa primero a través de un quebrador rotatorio de lengüetas que gira a 3rpm y luego a un quebrador de rodillos con escarpias que gira a 80 rpm, el cual lo
reduce a un tamaño máximo ligeramente superior a 7,5cm. Los finos se separan en una criba de doble cubierta con telas de 100 y 20 mm y se regresan a la máquina de sinterización. El tratamiento preferido para el sinter en trozos consiste en descargarlo caliente en tolvas de almacenaje aisladas de 600t de capacidad dentro de un lapso de pocos minutos después de salir de la máquina de sinterización, o bien se puede someter a enfriamiento rápido, almacenado en tolvas grandes de varios miles de toneladas de capacidad, y sacado de éstas para alimentarlo al horno según se requiera. Un sinter típico ensaya casi 42% de zinc y 20% de Pb. El coque, reducido a un tamaño de 5 y 7,5 cm, se hace pasar por un precalentador para elevar su temperatura a 800ºC. Este precalentador es un cuerpo cilíndrico de acero recubierto con refractario, que contiene una columna de coque y que se calienta por medio de gas combustible procedente del horno de cuba. Una válvula de control situada en la chimenea de salida mantiene al precalentador a una presión ligeramente positiva para evitar que entre aire. El precalentamiento del coque mejora la eficiencia térmica total de este proceso. La dosificación exacta de la alimentación es vital para la correcta operación del horno. Para lograrla se utiliza un manejo de materiales con un grado de automatización relativamente alto. Cada precalentador de coque, tolva de almacenamiento de sinter y tolva de almacenamiento de fundente tiene una boquilla que permite pesar automáticamente las cantidades de cada componente. Para el traslado se utiliza un carro que lleva dos ollas de carga que quedan debajo de las boquillas pesadoras para recibir la alimentación y se mueve de una tolva a otra hasta juntar la carga debidamente proporcionada. El carro sale del área de carga y pasa a una grua que levanta las ollas, y viajando sobre una vía elevada, las lleva hasta situarlas encima de dos unidades de carga de doble campana situadas en el techo del horno, en donde se descarga el contenido de las ollas al tiro del horno. La relación de peso del coque al del zinc que hay en la alimentación es del orden de 0,8 de coque a 1 de Zn. El horno es de forma rectangular con extremos redondeados. El área de tiro varía entre 18,1 y 27 m². La parte superior es un cuerpo (tiro) de acero revestido de ladrillo refractario, y la parte inferior está construida con chaquetas de acero huecas enfriadas por agua, o en un caso de planchas de acero enfriadas por cortinas de agua exteriores, como se utiliza en la industria del acero. Se usan dos estufas para calentar el aire de las toberas a 950º, trabajando en un ciclo de 40min ‘con soplo’ y un ciclo de 30 min de atizado. Para el
calentamiento se utiliza gas de horno de cuba o aceite combustible. Estas unidades contienen 200 t de ladrillos para jaquelado y miden 25,9 m de altura y 5,2 m de ancho. Un techo de forma de domo soporta las dos unidades cargadoras de doble campana y boquilla y se introduce aire frio entre las dos válvulas de campana para evitar fugas de gas. Hay cuatro entradas de aire espaciadas a distancias iguales en la parte superior, que entran por los lados del horno por encima del nivel de la carga. Se insufla aire precalentado proveniente de una tobera a través de estas entradas. Este aire quema el CO que se está produciendo por la reacción del horno y eleva la temperatura de toda la mezcla gaseosa en esa posición hasta 100º. La temperatura resultante, que puede llegar hasta 1050º, es demasiado alta para reoxidar el vapor de zinc metálico, y éste pasa hacia afuera por dos escapes situados en posiciones opuestas colocadas un poco por debajo del techo de domo y hacia los condensadores. En el horno de cuba se carga una mezcla de sinter de óxido de Pb y óxido de Zn, siendo la proporción frecuente alrededor de dos partes de Zn por una de Pb (42 a 20 aprox). No es necesario tener esta relación ya que el proceso puede tratar una amplia gama de composiciones con buenos resultados. También puede trabajarse con cargas que contengan sólo 20% de Zn, mientras que en los procesos de retortas se requieren concentraciones mucho mayores en el concentrado de Zn, del orden del 50-60% de Zn. La reducción del ZnO es endotérmica pero la del PbO es ligeramente exotérmica: PbO + CO = Pb + CO2 ΔH= -15540 cal/mol Esto significa que el PbO se reduce sin necesidad de agregar más que una pequeña cantidad de coque. El CO del horno que produce la reducción del zinc se diluye con CO2 proveniente de la reducción del Pb, pero dicha mezcla es todavía suficientemente rica en CO para usarla como combustible para precalentar el coque y el aire de soplo de las toberas. Los gases del horno contienen 20% de CO y 12% de CO2. El Pb líquido formado, junto
con metales preciosos, cobre y trazas de otros metales producidos, así como la escoria, escurre al fondo del horno y se extrae por piquera cada 1,5 horas por un bloque de piqueras de cobre enfriadas por agua. El bulión de Pb se asienta en el fondo del hogar anterior y se saca de éste para su refinación inmediata, o bien se vacía en lingotes para mandarse a refinar a otra planta. La escoria se desplaza por la parte superior a un sistema de granulación, y de allí se envía al tiradero. Los valores metálicos de la escoria son del orden de 5% de Zn y 0,5 de Pb. Hay dos condensadores de Pb del tipo de salpicadura, uno conectado a la salida de gases de cualquiera de los lados del horno. En éstos, una cortina de finas gotas de Pb, absorbe el calor que proviene del vapor y reduce la temperatura a 550ºC. En este punto se condensa rápidamente el vapor de zinc a metal líquido y se disuelve en el Pb líquido. El Pb caliente con Zn en solución se hace pasar a 550ªc del condensador a una mampara de flujo inferior que forma un sello de gases hacia una canaleta de enfriamiento. Estas canaletas de fondo refractario están hechas de acero común con chaquetas de agua circundadas por cascazas de acero y refractario. El Pb caliente al salir del condensador contiene aprox 2,5% de Zn y al enfriarse se satura hasta casi 2,25% de Zn. Este exceso de Zn, se eleva para formar una capa líquida por encima del Pb debido a la diferencia de densidades y se derrama en forma continua hacia un baño de retención de zinc que se mantiene caliente. La recuperación es de 92%.
PROCESOS DE REFINACIÓN A FUEGO Destilación fraccionada del Zinc en columnas verticales: Es posible hacer la separación de esta forma debido a la gran diferencia de los puntos de ebullición del Pb, del Zn y del Cd (1620, 907 y 778º respect.). Utilizando una unidad de dos columnas verticales, el zinc y el cadmio pueden evaporarse en la primera columna a 1220º y el Pb permanece líquido. Después, en la segunda columna, a 850ºC, el zinc permanece en estado líquido y el Cd se evapora. El Zn líquido sale del condensador de la retorta vertical, o del condensador del horno electrotérmico por un canal que va hacía un horno de retención, y de allí pasa por un canal calentada a la primera columna de destilación. Se alimentan más o menos 25 t cortas por día de Zn al circuito y a esto se agregan 15t cortas de Zn reciclado procedente de la primera columna, lo cual da un total de 40t tratadas diariamente. Las 15 t recicladas llevan la mezcla de Pb, Fe y otras impurezas. Cada una de las columnas está formada por 50 platos rectangulares de carburo de silicio de 0,61 x 1,22 m y 15 cm de profundidad. Los platos van sobrepuestos y quedan ajustados en forma hermética para evitar la fuga de vapor. Están adaptadas para retener un baño de metal, cuya profundidad la determina un dique de derrama formado alrededor de una abertura de 7,5cm de diámetro cerca del extremo del plato. Los platos van apilados con las aberturas de los mismos sucesivas alternadas de un lado a otro, para que el metal que derrama de un plato sea recogido en el de abajo y la corriente descendente de metal siga una trayectoria de zigzag de plato en plato. Este diseño facilita la transmisión de calor y proporciona una superficie grande para que pueda escapar el vapor al quedar cubierto el plato entero con metal fundido, pero sólo a poca profundidad, ya que cada plato es una unidad independiente. Los vapores de metal siguen la misma trayectoria ascendente al moverse el líquido hacia abajo, de manera que haya un correcto contacto entre líquido-vapor y se lleve a cabo la separación del vapor del líquido al pasar por la columna. Las 2/5 partes inferiores de cada columna quedan dentro de un horno calentado a gas y dotado de recuperadores para calentar el aire de combustión, y éstos suministran el calor requerido en las columnas para la destilación. El calentamiento uniforme se logra instalando quemadores en el horno a tres niveles diferentes.
El zinc líquido procedente del horno de retención se descarga en la primera columna, llamada ‘columna de gúia’, en corriente continua, a una altura de dos o tres platos encima de la parte superior del horno de
calentamiento, y esta corriente se regula para asegurar que todos los platos estén cargados con metal y que derramen con continuidad a los platos inferiores, a fin de que ningún plato se quede vacío ni se sobrecaliente. El diseño de los platos difiere un poco de los situados dentro del horno; las artesas de destilación tienen un canalón que se extiende alrededor de la periferia por el exterior y un centro elevado, para presentar la superficie máxima de pared calentada al zinc líquido, y a la vez para tener una mayor capacidad de retención para la alimentación líquida. Los platos para refundente, situados encima del horno, son planos, no tienen canalón periférico y tienen capacidad para una cantidad mucho menor de metal líquido. El enfriamiento controlado tiene lugar en estos platos superiores y se produce algo de metal líquido condensado a partir de la fase vapor que se eleva en la zona del horno, el cual se junta y derrama para descender de plato en plato. El vapor que sale por la parte superior de la columna de Pb está formado por 2/3 de zinc alimentado y todo el Cd, y va a un condensador en el que se convierten en estado líquido el Zn y el Cd para pasar a una segunda columna llamada ‘columna de Cd’. Dos ‘columnas de Pb’ puede trabajar en serie con una ‘columna de Cd’, e n vista de que la mayor cantidad de impurezas se separa en la primera etapa de procesamiento, y en cambio se trata una cantidad mucho menor en la segunda etapa. El diseño y la operación de la columna de Cd son en esencia iguales a los de la ‘columna de Pb’ , con la
excepción de la menor temperatura que se requiere en el horno y de que todas las artesas son del tipo plano, similares a las que se usan en la sección superior de la ‘columna de Pb’. La razón es que hay una cantidad
relativamente pequeña de Cd de bajo punto de ebullición por separar, y que se requiere una capacidad mucho menor que en la columna de Pb en la que tiene que volatilizarse la mayor parte del Zn que se alimentó. Para garantizar el reflujo adecuado, se instala un condensador en la parte superior de la columna de artesas, y el vapor que pasa por dicho condensador va a un segundo condensador más pequeño para producir una aleación Zn-Cd con un 15% de Cd. Diariamente se producen más o menos 72,5kg de esta aleación. El Zn metálico que sale por el fondo de la columna de Cd es un Zn especial de alta ley, de 99,995 % de pureza y se utiliza para aplicaciones tales como aleaciones para vaciado de piezas a presión, que requiere este grado de pureza.
La separación de fases en el caso del Zn se aplica para separar el Pb y el Fe del Zn de retorta, pero no tiene efecto en el Cd. Esta operación se basa en recalentar o fundir el Zn en un horno de reverbero y dejar descender luego la temperatura hasta el punto de solidificación. El Pb presente en exceso de la solubilidad del Zn a la temperatura inferior, se separa ahora por sedimentación en forma de una capa líquida en el fondo del horno y puede extraerse. La pureza del Zn puede incrementarse del 98 al 99%, disminuyendo el contenido de Pb del 2 al 1% y el de hierro de 0,1 a 0,025 %. Se emplea un horno de reverbero de dos compartimientos calentado con carbón mineral y se mantiene una atmósfera reductora por encima del baño de metal líquido para evitar que se oxide el Zn. Se agrega Zn en lingotes al compartimiento grande del horno y se funde a una T superior a 800ºC, a la cual son completamente miscibles e Pb y el Zn. Luego se enfría el horno a una T ligeramente superior a 418ºC, a cuyo valor se alcanza la temperatura eutéctica y el Zn disuelve sólo 0,85% de Pb. El Pb presente en exceso de esta cantidad eutéctica se segrega de la solución y se asienta en el fondo del horno. El Pb es todavía bastante fluido a esta temperatura debido a su bajo punto de fusión (164 ºC) y se extrae del horno por una piquera. La mezcla eutéctica del Zn-Pb refinada que queda está próxima a su punto de solidificación y se solidificará si se le hace salir del horno directamente al aire abierto. Para evitar que ocurra esto así como que se solidifique el metal en la boquilla de la piquera, se le deja derramar hacia un segundo compartimiento del horno, que es más pequeño y que tiene calentamiento independiente; en éste s e eleva la temperatura lo suficiente para facilitar la extracción mediante la piquera.
El hierro presente como impureza se junta como una aleación de Fe-Zn, de alrededor de 0,5% de Fe, 97,5 de Zn y 2% de Pb, en una capa situada entre la capa fluida superior de Zn refinado y la capa inferior de Pb líquido. De allí se remueve periódicamente. http://www.xuletas.es/ficha/pirometalurgia-del-zinc/
3. 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 e studian la concentración de los minerales y su tratamiento por tostación y sinterización. 3.1. Concentración de menas. La concentración por flotación ha venido a resolver e l 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 m ineral 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 sigloque, hoy día, se pueden tratar una gran variedad de menas sulfuradas con un éxitoeconómico asegurado. Se han desarrollado técnicas, por ejem plo, que llegan a flotar carbonato de zinc activando su superficie con sulfuro sódico y usando colectores, como en Ce rdeña. 3.2. 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 descomponerel silicato hidratado, y dejar así un silicato activado del que e l óxido de zinc era reducido,
en retortas especiales, con carbón. Pero la blenda, que es un sulfuro y, además, el m ás abundante, pronto se intentó beneficiar aunque no pueda reducirse directamente concarbón.Pronto se supo que un tratamiento de tostación convertía el m ineral en óxido y ésteya se podía reducir, pero no se utilizó este descubrimiento, por lo tedioso del proceso detostación, 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 desc ubrimiento de la flotación puso en disposición de tratamiento cantidades importantes de blenda y hoy sepuede decir que casi la totalidad de la producción mundial de zinc se obtiene a partir de sulfuros concentrados por flotación.
