Procesos extractivos II 1
CARRERA PROFESIONAL: INGENIERIA METALUGICA EL ZINC, PIROMETALURG PIROMETALURGIA IA DE Zn, PROCESO PROCESO ISF DE DE ZINC, DIAGRAMA DE KELLOG Zn – S S – O. O. DIFERENCIA DE ENTRE EQUIVALENTE QUIMICO Y ELECTROQUIMICA ELECTROQUIMI CA.
CURSO
:
METALURGIA EXTRACTIVA II
DOCENTE
:
DOC. ING. MILNER SEGOVIA SEGOVIA
ESTUDIANTE.
:
ASTUHUILLCA TACO FREDY FROYLAN
CÓDIGO
:
103090 - D
SEMESTRE
:
2014-I CUSCO - PERU 2014
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A mis padres por todo el apoyo desinteresado que me han brindado en todo momento, También a mis profesores y amigos.
METALURGIA DEL ZINC
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El cinc es un componente natural de nuestra corteza terrestre y es parte inherente de nuestro medio ambiente. Está presente, no sólo en las rocas y suelos sino también en el aire, el agua, las plantas, animales y seres humanos. El cinc desempeña un papel esencial en los procesos biológicos de todos los organismos vivos; por este motivo se denomina al cinc un elemento esencial. Una ingesta adecuada de cinc es vital para el correcto funcionamiento del sistema inmunológico, para la digestión, reproducción, los sentidos del gusto y del olfato y otros muchos procesos naturales. El cinc contribuye de múltiples formas al logro de una mejor calidad de vida pues es un elemento natural que la humanidad ha venido utilizando extensamente desde el siglo XIII. Se emplea en varias formas médicas y farmacéuticas, como por ejemplo en vendajes, tabletas antigripales, tratamientos para la piel, bloqueadores solares en crema y loción, tratamientos para quemaduras y heridas, champús y cosméticos. Cada año se utilizan casi diez millones de toneladas de cinc primario y reciclado. Actualmente el cinc es uno de los materiales más importantes de la sociedad. La palabra zinc proviene del alemán “zinke” cuyo significado es punta. En ocasiones se clasifica como metal de transición aunque estrictamente no lo sea. Presenta cierto parecido con el magnesio y el berilio, además de con los otros elementos de su grupo. PROPIEDADES DEL ZINC El zinc es un metal cristalino de color blanco, ligeramente azulado, y brillante. Se trata de un metal quebradizo a bajas temperaturas, pero se vuelve muy maleable y dúctil entre 100 y 150 º C. El zinc es insoluble en agua, y soluble en alcohol, en ácidos, con desprendimiento de hidrógeno y NOx -sólo cuando se disuelve en ácido nítrico-, y álcalis. En contacto con la humedad se cubre con una capa de óxido o carbonato básico de color grisáceo que lo aísla, protegiéndolo contra la corrosión. Prácticamente el único estado de oxidación que presenta el zinc es el +2. El zinc es un elemento anfótero, formando iones de zinc divalentes tanto en medio ácido como en medio neutro, e iones zincato en disoluciones básicas. El metal es muy buen agente reductor. El alto potencial de reducción del zinc tanto en medio ácido, como en medio básico, ver reacciones (2) y (3), se muestra a través de sus potenciales estándar de reducción. A continuación se describen los procesos de obtención más habituales, así como las principales aplicaciones de los compuestos de zinc más importantes. ÓXIDO DE ZINC El óxido de zinc se puede producir a través de diversos procesos. Su pureza y su calidad dependen del método que se haya empleado en su producción. En el método indirecto, también conocido como método francés, se calienta y se oxida el zinc puro fundido al ponerlo en contacto con una corriente de aire. Se forma un óxido de zinc de gran pureza que se recoge en unas cámaras de sedimentación donde se separa en función del tamaño de
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partícula. A este compuesto se le conoce normalmente como zinc blanco. En el proceso directo, o proceso americano, las materias primas utilizadas son minerales y coproductos de zinc, que normalmente contienen plomo. Un material que contiene carbono se calienta con la materia prima, reduciéndose ésta para generar vapor de zinc. Este vapor se oxida con aire y se separa según el tamaño de partícula. Los materiales de partida para los procesos químicos húmedos son disoluciones purificadas de zinc. Se precipita carbonato o hidróxido de zinc y se filtra la disolución. A continuación el sólido obtenido se lava, se seca y se calcina a unos 800 º C. La gran demanda de óxido de zinc no se centra en una única aplicación, aunque sí destaca entre las demás la utilización en el proceso de vulcanización del caucho, ver figura 7. También se utiliza en la fabricación de diferentes tipos de productos tales como cerámicas, pinturas, plásticos, productos textiles, cosméticos y productos farmacéuticos. SULFATOS DE ZINC. Existen diferentes tipos de sulfato de zinc en función de su grado de hidratación. Los más comunes son el sulfato de zinc heptahidratado y el monohidratado. El sulfato de zinc heptahidratado se obtiene mediante lixiviación en medio sulfúrico de materiales que contienen zinc. La disolución purificada de sulfato de zinc se evapora hasta que su densidad relativa es de 1,4 a 80 º C. Durante el enfriamiento se forman los cristales de sulfato de zinc heptahidratado. Los cristales obtenidos se pueden secar a 30 º C para evitar eflorescencia. El sulfato de zinc monohidratado se produce por deshidratación térmica o por deshidratación con etanol al 95 %. Cristaliza a partir del sulfato de zinc contenido en la lejía a temperaturas superiores a 70 º C. Puede secarse en secadores rotatorios, de spray o de lecho fluido. Las aplicaciones del sulfato de zinc se centran en la fabricación de baños de precipitación, en su utilización como electrolito para baños de galvanizado, como aditivos en fertilizantes y piensos, como astringente o desinfectante en medicina, como conservante de la madera y aditivo para blanquear papel y en el tratamiento de aguas. CLORURO DE ZINC. El método más habitual de obtener cloruro de zinc de alta pureza es a partir de zinc y ácido clorhídrico en estado gaseoso a 700 º C Cuando no se precisa una gran pureza en el cloruro de zinc, se disuelve el zinc contenido en diferentes materias primas en ácido clorhídrico concentrado. El licor resultante contiene diversas cantidades de hierro, plomo, manganeso, cobre y cadmio. Después de las pertinentes etapas de purificación, la disolución se evapora obteniéndose el cloruro de zinc. Los usos principales del cloruro de zinc están relacionados con su utilización como material de relleno en baterías y pilas, como antiespumante en procesos petroquímicos, en la fabricación de desodorantes y en diversas aplicaciones químicas, tales como la hidrocloración de etanol a monocloroetano o la hidrólisis catalítica del benzotricloruro. FLUORURO DE ZINC. El fluoruro de zinc tetrahidratado se forma cuando carbonato u óxido de zinc reaccionan con una disolución de ácido fluorhídrico.
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El fluoruro de zinc se utiliza como aditivo en los baños de galvanización electrolítica, en esmaltes de porcelana, y en algunos vidrios especiales con índice de refracción elevado. También se utiliza como fluido soldador y como agente de fluoración en síntesis orgánicas. SINTERIZACIÓN
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 satisfactoria 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 succiona 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 concentrado 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.
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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.
ANTECEDENTES HISTÓRICOS DEL CINC. El cinc metálico fue conocido probablemente por los pueblos antiguos. De hecho, hay referencias que parecen hablar del cinc, al que Strabos llamaba plata falsa , en Misia (Grecia), donde se encontraron depósitos de blenda y otros sulfuros. También se hallaron algunos objetos de cinc en diferentes lugares: una estatuilla en Transylvania y un frontal de fuente en las ruinas de Pompeya. Hay referencias romanas del 200 a. de C. en las que se puede probar el uso del latón por los romanos e incluso, en los tiempos de Augusto, se describe un procedimiento para fabricar latón reduciendo lentamente óxido de cinc en un crisol lleno de chatarra de cobre. INTRODUCCIÓN A LA METALURGIA DEL ZINC. El descubrimiento de los primeros metales y la obtención de los mismos a partir de sus materias primas a través de operaciones de transformación dieron origen a la metalurgia extractiva. La metalurgia extractiva es la rama de la metalurgia que partiendo de las menas minerales o de los materiales de reciclado, que son sus materias primas, estudia cómo transformarlos en metales, que son sus productos finales. 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 dichas, 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
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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. Otras veces, el afino por destilación es suficiente. Sobre todo con los metales muy reactivos, se suelen aplicar técnicas que se han dado en llamar de preafino. En este caso, el metal se afina cuando se encuentra todavía formando un compuesto sin reducir, lo cual se consigue por etapas de tratamiento hidrometalúrgico o bien utilizando destilación fraccionada. Entonces, se obtiene un compuesto muy puro que es tratado con técnicas de reducción convencionales, por métodos de descomposición térmica o por electrólisis de sales fundidas . PIROMETALURGIA DE ZINC Se pretende obtener la máxima canMdad posible de oxido de Zn y reducir el contenido de azufre por oxidación a menos del 1% , forma en la cual el óxido de Zn que resulta puede reducirse por medio de carbón en un horno de retorta a Zn metálico. Mientras más completa sea la tostación oxidante mejor es el resultado, ya que cualquier residuo de sulfuro de Zn que quede en la calcine no podrá ser reducido por el carbón en el horno de retorta y se perdería como residuo. MÉTODOS DE RECUPERACIÓN DE ZINC SECUNDARIO A PARTIR DE RESIDUOS INDUSTRIALES En este apartado, la recuperación de zinc secundario, se describen los principales procesos, tanto los basados en la vía húmeda como en la vía seca, utilizados para lograr la recuperación de zinc a partir de residuos industriales y otros concentrados de zinc. PROCESOS PIROMETALÚRGICOS Dentro de los diferentes procesos pirometalúrgicos existentes para llevar a cabo la citada recuperación de zinc destacan los siguientes: los procesos basados en tecnología de arco de plasma, los procesos de horno de arco eléctrico, los procesos de convertidor, los procesos basados en reactores de llama y, especialmente, por ser el más común, el proceso Waelz,
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PROCESOS BASADOS EN LA TECNOLOGÍA DE ARCO DE PLASMA Los procesos basados en la tecnología de arco de plasma son procesos de tratamiento de diversos tipos de residuos industriales que se descomponen por la acción del plasma generado. Los residuos sólidos se alimentan al horno donde se hace pasar una corriente eléctrica entre dos electrodos generando un arco eléctrico. Al pasar un gas inerte a presión a través de dicho arco se consigue generar el plasma. En la columna del arco se llegan a alcanzar temperaturas de hasta 13900 º C. La energía generada consigue transformar los residuos en gas elemental y partículas sólidas que son arrastradas por la corriente de gas. El zinc, el plomo, y el resto de los componentes volátiles se reducen y volatilizan saliendo del horno junto con el gas a unos 1000 º C. A continuación, los gases de salida se enfrían, se secan y, normalmente, se hacen pasar por un sistema de recuperación de energía, ya que se encuentran a temperaturas muy elevadas. Algunas de las principales compañías que aplican esta tecnología para el tratamiento de residuos, tanto industriales como urbanos, son:
Plasco Energy Group (Ottawa, Canadá). Jacoby Group (Atlanta, EEUU). Startech Environmental Corporation (Bristol, Reino Unido).
PROCESOS DE HORNO DE ARCO ELÉCTRICO La mayor aplicación de este tipo de procesos es la producción de acero en las acerías eléctricas, aunque también se utilizan en el tratamiento de residuos metalúrgicos mediante el cual se pueden recuperar metales de cierto valor. En primer lugar se debe introducir en el horno la escoria que se desea tratar. La fusión se consigue mediante un aporte de energía, eléctrica o química, en el interior del horno. La energía eléctrica supone la mayor contribución de energía a la etapa de fusión. La energía química se puede aportar a través de quemadores y lanzas de oxígeno. El oxígeno reacciona con la escoria a alta temperatura. El intenso calor generado provoca la reducción del tamaño de la escoria. La mayoría de las reacciones que tienen lugar son reacciones de oxidación, por lo tanto exotérmicas, en las que se generan óxidos metálicos que acaban en la escoria generada en el proceso. Entre estos óxidos se encuentran el zinc y el plomo que se desean recuperar de los residuos tratados. La división pirometalúrgica de la compañía Mintek ha desarrollado el horno de arco DC, especialmente diseñado para el tratamiento de residuos metálicos. PROCESOS CONVERTIDOR. La tecnología basada en la utilización de un convertidor se aplica en todo el Mundo para recuperar cobre, plomo, estaño, zinc y níquel, y para tratar residuos metálicos y urbanos. La gran variedad de usos se debe a la capacidad de la tecnología para operar en
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rangos de temperatura que oscilan entre los 1050 º C (temperatura de evaporación del plomo) y los 1500 º C (temperatura de evaporación del hierro). El proceso enfocado a la recuperación de zinc habitualmente consiste en una etapa de fusión en la que además se produce una reducción, aunque dependiendo de las características de la alimentación es posible utilizar una etapa de reducción adicional. En la etapa de fusión, en la que se opera a 1250-1300 º C, se adiciona coque como agente reductor. Con el oxígeno se controla la presión, para lograr evaporar el zinc y el plomo del baño de escoria fundida. Los metales volatilizados se oxidan para maximizar la recuperación de energía antes de salir del horno a través de una corriente gaseosa. La posible etapa de reducción adicional trata la escoria de la etapa de fusión maximizando la recuperación de zinc y otros metales volátiles. En esta etapa se consigue obtener una escoria limpia que contiene menos del 3 % de zinc y menos del 0,5 % de plomo. Las principales compañías que utilizan este tipo de procesos son Korea Zinc, Young Pong Corp. y Mitsui Mining & Smelting . PROCESOS DE REACTOR DE LLAMA Este tipo de procesos, al igual que los anteriores, también se utilizan para tratar residuos sólidos industriales y urbanos. En la primera etapa que acontece en el reactor de llama tiene lugar la combustión, produciéndose la gasificación de los componentes volátiles de los residuos a tratar. En la segunda etapa, tienen lugar las reacciones de fusión de las diferentes especies metálicas. Los componentes no volátiles del residuo alimentado forman la escoria que sale del horno. Las especies metálicas que se volatilizan en el horno salen con el oxígeno que no ha reaccionado y con el dióxido de carbono formando una corriente gaseosa. Antes de pasar a la cámara de combustión secundaria se separa dicha corriente gaseosa de la escoria fundida que se retira del proceso. Los gases libres de escoria se vuelven a quemar, esta vez utilizando aire como comburente, en la cámara de combustión. La corriente gaseosa generada está formada por óxidos metálicos, dióxido de carbono, vapor de agua, trióxido de azufre y óxidos de nitrógeno. con el fin de enfriar la corriente gaseosa y de recoger los óxidos metálicos contenidos en ella, se diseña el sistema de recuperación del producto oxidado. este sistema suele estar compuesto por un intercambiador de calor y un filtro de mangas. PROCESO WAELZ La primera patente del proceso Waelz fue registrada en 1923 (DRP nº 473016) por la Fried Krupp Grusonwerk A. G., en Alemania, comenzando a funcionar la primera planta en 1925 en Lunen (Alemania). El proceso Waelz se fundamenta principalmente en el tratamiento de los polvos de acería en un horno rotativo, denominado horno Waelz, en el que se producen las
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reacciones de oxidación – reducción necesaria para separar los metales pesados, fundamentalmente zinc y plomo, que son reoxidados formando el óxido Waelz. El resto de los elementos presentes en los polvos de acería, principalmente óxidos de hierro, cal y sílice, dan lugar a escorias inertes no ecotóxicas. Éstas, una vez transformadas, constituyen un subproducto denominado Ferrosita ®, con diversas aplicaciones, por ejemplo, como árido natural y material de relleno en la industria de la construcción. PROCESO ISF El zinc puede producirse a partir de materias primas primarias mediante métodos pirometalúrgicos o hidrometalúrgicos. Los métodos pirometalúrgicos se utilizan en otras partes del mundo, pero han ido perdiendo gradualmente su importancia y no se utilizan en la UE para concentrados simples de zinc. Factores determinantes son la necesidad de una etapa de destilación adicional para obtener zinc de alta calidad, y la eficacia relativamente baja de extracción de zinc. No obstante, el proceso pirometalúrgico con el Horno de Fundición Imperial (ISF) sigue teniendo importancia en la UE, ya que permite el tratamiento simultáneo de concentrados complejos de plomo-zinc y de material secundario, dando plomo y zinc que pueden comercializarse. También sirve para consumir residuos de otros procesos. Dentro de la vía pirometalúrgica se utiliza para concentrados mixtos de zinc/plomo y materias primas secundarias y utiliza el Horno de Fundición Imperial (ISF), en otras partes del mundo se utiliza el horno electrotérmico. El zinc producido en el Horno de Fundición Imperial puede contener cantidades variables de cadmio, plomo, cobre, arsénico, antimonio y hierro, y el proceso incorpora una etapa de refinado. El zinc del ISF se refina mediante destilación de reflujo en columnas que contienen gran número de platos refractarios (Destilación New Jersey). La parte baja de las columnas se calienta externamente mediante gas natural. La parte alta no se calienta y funciona a una temperatura suficientemente fresca para permitir el reflujo de los metales de mayor punto de ebullición antes de que los vapores pasen a un condensador. La columna de destilación New Jersey se utiliza asimismo para materias primas secundarias de zinc, la destilación procede en dos etapas; primero, la separación de zinc y cadmio del plomo, y luego la separación del cadmio del zinc. En la primera etapa, se alimenta zinc fundido a una columna en la que se destila todo el cadmio y un elevado porcentaje de zinc. La mezcla se condensa y se alimenta directamente a una segunda columna. Esta columna opera a una temperatura ligeramente inferior para destilar principalmente cadmio, que se condensa en forma de una aleación de zinc-cadmio. La aleación es transferida a una refinería de cadmio. El remanente metálico de la parte baja de la segunda columna es zinc de alta calidad (SHG) con una pureza del 99,95%, El remanente metálico de la primera etapa es zinc con impurezas de plomo, estaño, arsénico, antimonio y cobre. Esta aleación se enfría para separar el plomo, que se recicla al convertidor por chapoteo del ISF, y un compuesto intermetálico de hierro, zinc y arsénico, que se recicla al ISF en sí.
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El zinc se trata luego con sodio para eliminar el arsénico y el antimonio residuales como arseniuros y antimoniuros de sodio, que también se reciclan al ISF. El zinc producido de este modo es de baja calidad (GOB) pero exento de cadmio, y se utiliza principalmente para galvanización.
Figura: esquema de la destilación de zinc cadmio.
Como se puede observar, el proceso consta de diferentes etapas que se comentan a continuación: Alimentación del horno : Hoy en día, los hornos Imperial Smelting se alimentan principalmente con óxido Waelz y otros concentrados de zinc y plomo, normalmente procedentes de material reciclado en forma de briquetas. Para asegurar una buena operación del proceso, la carga de óxido Waelz se ve limitada a un 10 – 15 % de la carga total del horno . Especial consideración se debe tener con la presencia de elementos halógenos (cloro y flúor), álcalis y cadmio. Los halógenos provocan graves problemas de corrosión, mientras que los compuestos de carácter básico provocan deposiciones en el conducto de salida de gases. El cadmio contamina el zinc producido y para evitarlo se suele disponer de un sistema de recuperación de cadmio. Etapa de sinterizado : Etapa en la que se genera una materia prima adecuada
para ser alimentada al horno, que exige a la alimentación unas determinadas características de resistencia mecánica, dureza, composición química y porosidad. Después de acondicionar la materia prima, ésta se tuesta.
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Planta de producción de ácido sulfúrico : En esta etapa del proceso se
consigue producir ácido sulfúrico a partir del dióxido de azufre, SO2, que se libera en el sinterizado. Horno Imperial Smelting : Es la etapa principal del proceso. En él se
produce zinc crudo y plomo Bullion. Además de la materia prima procedente del sínter, se alimenta coque recalentado a unos 800 º C. Refinería de zinc : Dependiendo de la refinería considerada, se pueden
obtener diferentes grados de zinc refinado. El proceso de rectificación y de licuación en el refino se basa en la diferencia de los puntos de ebullición entre el zinc y las impurezas contenidas en él, ver tabla. Elemento Cadmio Zinc Plomo Hierro
Punto de ebullición (º C) 767 907 1610 2625 Figura: Punto de ebullición de Zinc y sus principales impurezas.
En la parte superior del horno, los óxidos de plomo se reducen con monóxido de carbono y la carga se calienta paulatinamente por encima de 1000 º C. En el seno de la carga, el óxido de zinc reacciona con el monóxido de carbono y forma zinc metálico, Zn0 en estado vapor, que es arrastrado por los gases del horno hacia el condensador. Una parte de este zinc metálico vuelve al horno en forma de óxido de zinc debido a la reacción reversible que sufre con el dióxido de carbono, aportando el calor generado con esta reacción a la carga descendente del horno. Las reacciones más importantes que tienen lugar en el horno son las reacciones C + ½ O 2 → CO.
+ Pb. + Zn .
PbO + CO → CO 2 ZnO + CO ↔ CO 2
la ganga del material alimentado genera la escoria del proceso y se recoge junto con el plomo bullion en el crisol del horno. La escoria y el plomo se extraen de manera continua del fondo del horno y se separan en el antecrisol. la escoria, como consecuencia de su menor densidad, flota sobre el plomo fundido. el plomo se envía a una sección de refino donde se eliminan las impurezas de cobre, oro y plata. se separa una escoria de cobre y plomo, que se lixivia para recuperar el cobre en forma de sulfato de cobre, fundiendo a continuación el plomo en forma de lingotes. En la corriente de gases emergentes del horno, que contiene aproximadamente un 8 % de zinc y un 24 % de monóxido de carbono, se introduce una corriente de aire para elevar su temperatura por encima de los 1000 º C aproximadamente, antes de entrar en el condensador.
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Una vez en el condensador, mediante riego de plomo a 550 º C, se produce el enfriamiento rápido del gas y los vapores de zinc son absorbidos por las gotas de plomo. El plomo, que contiene aproximadamente un 2,4 % de zinc, se bombea a una artesa de enfriamiento, donde su temperatura desciende hasta unos 440 º C, antes de ser retornado al condensador de plomo. Con este enfriamiento se consigue reducir la solubilidad del zinc al 2,1 %. El exceso de zinc se separa y flota en la superficie del plomo líquido, de donde se recoge continuamente mediante un dispositivo desviador. El zinc obtenido tiene una pureza del 98,5 % y se envía a refino o a fusión para transformarlo en lingotes. El retorno del óxido de zinc al horno a través del conducto que lo comunica con el condensador, genera problemas de incrustaciones en dicho conducto y en el propio condensador. Para evitar problemas de este tipo y para que no disminuya la efectividad del condensador se deben realizar limpiezas periódicas del sistema. DIAGRAMA DE KELLOG DE ESTABILIADAD DE ZN – S - O Numero de Moles 1
REACCIONES 1.000 Zn + 0.500 O2(g) = ZnO
2
1.000 Zn + 1.000 SO2(g) = 1.000 O2(g) + ZnS
3
1.000 Zn + 1.000 O2(g) + 1.000 SO2(g) = ZnSO4
4
1.000 ZnO + 1.000 SO2(g) = 1.500 O2(g) + ZnS
5
1.000 ZnO + 0.500 O2(g) + 1.000 SO2(g) = ZnSO4
6
1.000 ZnS + 2.000 O2(g) = ZnSO4
1 2 3 4 5 6
ºC ºK
Reactivo I
Reactivo II
1 1 1 1 1 1
0.5
DATOS: ∆H(298.15 ºk) (cal/mol) ∆S(298.15 ºK) (cal/ºKmol) A Zn 0.000 9.950 5.25 ZnO -83772.000 10.315 11.4 ZnS -48518.000 14.020 12.81 ZnSO4 -233900.000 30.600 28 O2 0.000 49.032 8.27 SO2 -70940.000 59.326 7.7 T1 T2 25 500 298.15 773.15
Reactivo III
PRODUCTO I
1 1
1
1.5
1 1 1
B 0.0027 0.00145 0.00095 0 0.000258 0.0053
C 0 − 182400 − 194600 0 187700 0.00000083
- B = Cp=A+BT+CT-2
1 1
2
1 1
1 0.5
PRODUCTO II
1
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CELDAS ELECTROLÍTICAS – ELECTRÓLISIS- LEYES DE FARADAY CELDAS ELECTROLÍTICAS – ELECTRÓLISIS CELDAS ELECTROLÍTICAS - ELECTRÓLISIS En las celdas electrolíticas se producen reacciones químicas termodinámicamente no espontáneas mediante un proceso denominado electrólisis. A diferencia de las celdas galvánicas para que una celda electrolítica funcione se requiere de una fuente externa de energía eléctrica, por ejemplo una batería, la que fuerza a la reacción no espontánea a ocurrir.
Tal como se observa en la figura, este tipo de celdas están constituidas por una cubeta que contiene el sistema químico reaccionante o medio conductor. Dos electrodos, en contacto con este medio, conectados mediante un alambre a la fuente externa completan el circuito. Como se observa, la terminal positiva de la batería se conecta al ánodo de la celda (+) y la terminal negativa al cátodo (-). El medio conductor, por lo general, es el mismo para ambos electrodos por lo que no se requiere puente salino y puede ser una sal fundida o una solución acuosa. Los electrodos pueden ser inertes, en cuyo caso sólo proporcionan un camino para que los electrones entren y salgan de la celda, o activos, en cuyo caso participan de la reacción de electrólisis (importantes en galvanoplastia y en procesos metalúrgicos). Para que se produzca la electrólisis se debe aplicar una diferencia de potencial mayor que la diferencia de potencial de la reacción espontánea. Por ejemplo, si el ΔEº de la reacción espontánea, con reactivos y productos en estado estándar, es +0.42 V, se deberá aplicar una diferencia de potencial mayor que ese valor a fin de lograr invertir la sentido de la corriente. De esta manera se invierten las reacciones en los electrodos forzando la oxidación en el ánodo y la reducción en el cátodo. La fuente externa es la que proporciona la corriente necesaria para que los electrones circulen a través del alambre externo desde el ánodo hacia el cátodo. En el medio conductor los cationes migran hacia el cátodo y los aniones hacia el ánodo, cerrando de esa manera el circuito. Se debe tener presente que para este tipo de celdas, donde el proceso es no espontáneo, el signo de Δ Eº debe ser negativo. En otras palabras, un valor negativo de ΔEº nos indica que la reacción es no espontánea. EJEMPLOS DE PROCESOS ELECTROLÍTICOS
2 (Na+(l) + e- → Naº( l)) Cátodo (reacción DE REDUCCION) 2Cl-(l) → 2 Cl2(g) + 2 e- Ánodo ( reacción de oxidación) 2 Na+(l) + 2Cl-(l) → 2 Naº( l) + 2 Cl2(g) Reacción total. Es importante comprender que esta reacción no es espontánea en el sentido planteado . Para que se produzca, como se dijo anteriormente, se debe forzar el pasaje de electrones desde el electrodo positivo al negativo ya que, espontáneamente lo harían de manera inversa (el Naº se oxidaría a Na+ y el Cl2 se reduciría a Cl-) La electrolisis de sales fundidas consume mucha energía debido a que se requiere energía primero para fundir la sal y luego para que ocurran las reacciones anódicas y catódicas.
Procesos extractivos II 15
2) Electrólisis del NaCl en solución acuosa concentrada, con electrodos inertes: Cuando se efectúa una electrólisis haciendo pasar una corriente eléctrica por una solución se debe tener presente que especies pueden oxidarse o reducirse por efecto de la misma. En este caso particular, además de iones Na+ e iones Cl-, en el medio tenemos agua, la cual también puede oxidarse y reducirse. De acuerdo con ello, debemos considerar que hay dos reacciones probables que pueden tener lugar en el cátodo y dos en el ánodo: Cátodo: Na+(l) + e- → Na(l) Eº = -2,71 V 2H2O(l) + 2 e- → H2(g) + 2OH- Eº = -0,83 V Anódo: 2Cl- → Cl2(g) + 2 e- Eº = 1,36 V 2H2O(l) → O2(g) + 4 H+(ac) + 4e- Eº = 1,23 V
Como regla general podemos decir que las reacciones con mayor probabilidad de producirse en los electrodosson las que requieren menor voltaje, es decir, aquellas medias reacciones que se combinan para dar el voltaje global de la celda menos negativo. Para esta solución, en el cátodo, se produce la reducción del agua debido a que ese proceso ocurre con más facilidad (Eº = -0,83 V) que la reducción del ión Na+ (Eº = -2,71 V). De acuerdo con los valores de potencial, en el ánodo debería producirse la oxidación del agua a O2, sin embargo, se obtiene como producto mayoritario Cl2. Ésto se debe a que la producción de O2 requiere de un voltaje adicional (sobrepotencial). Este sobrepotencial se necesita, entre otras cosas, para superar interacciones del oxígeno con el electrodo y su valor depende del tipo de electrodo empleado. De acuerdo con lo antedicho, las reacciones de la celda que interpretan estos procesos son: Anódo: 2Cl- → Cl2(g) + 2 e- Eº = 1,36 V Cátodo: 2H2O + 2 e- → H2(g) + 2OH- Eº = -0,83 V 2Cl- + 2H2O → Cl2(g) + H2(g) + 2OH- ΔEºcelda = Ec – Ea = -0,83V – 1,36V = -2,19V. Este proceso electrolítico es de gran importancia industrial pues se obtiene como productos principales Cl2(g) e H2(g) y como subproducto NaOH. 3) Electrólisis del H2O: Sabemos que el agua pura es mal conductor de la corriente eléctrica, dado que se disocia en muy baja proporción (Kw= 10-14 a 25ºC). Por ese motivo para realizar la electrólisis de la misma se debe preparar una solución diluida de un soluto iónico (electrolito fuerte), cuyos iones se oxiden y se reduzcan con menos facilidad que el agua (por ejemplo NaCl, H2SO4, Na2SO4, etc ).
La celda electrolítica consiste de un par de electrodos inertes, sumergidos en la solución diluida del electrolito escogido, conectados a la fuente externa. El paso de la corriente genera H2 en el cátodo y O2 en el ánodo, de acuerdo con las siguientes reacciones: Ánodo: 2H2O(l) → O2(g) + 4 H+(ac) + 4eCátodo: 2. (2H2O(l) + 2 e- → 2OH-(ac) + H2(g)) 6 H2O(l) → O2(g) + 4 H+ +4OH- + 2 H2(g) 4 H2O(l)