Pirometalurgia en obtención de plomo refinado

UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
TEXTO UNIVERSITARIO
“PIROMETALURGIA EN LA OBTENCIÓN DEL PLOMO REFINADO A
PARTIR DE CONCENTRADOS SULFURADOS”
PRESENTADO POR:
Mg. JOSÉ ELÍ CASTILLO MONTALVÁN
CERRO DE PASCO
2014
1
PIROMETALÚRGIA EN LA OBTENCIÓN DEL PLOMO REFINADO
A PARTIR DE CONCENTRADOS SULFURADOS
2
Mg. JOSÉ ELÍ CASTILLO MONTALVÁN
PROFESOR DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE
INGENIERÍA METALÚRGICA
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN
PASCO-PERÚ
“Pirometalúrgia en la Obtención del Plomo Refinado a Partir de
Concentrados Sulfurados”
3
DEDICATORIA
A mis padres Zoilo y Demetria.
A mi esposa Maritza Mirta.
A mis hijos: Kattia del Pilar,
Joseph Gustavo, Christian José;
por
su
inconmensurable
comprensión
y
bondad,
constante
motivación
amor,
y
su
para
concluir este texto.
4
PREFACIO
En esta edición de PIROMETALURGIA EN LA OBTENCIÓN DEL PLOMO
REFINADO A PARTIR DE CONCENTRADOS SULFURADOS, se trata de
aportar, en parte, los vacíos existentes sobre la aplicación de los procesos
pirometalúrgicos en la obtención del plomo refinado. Muchos de los textos que
se tienen, en nuestro medio sobre metalurgia extractiva, mayormente hacen
énfasis sobre la teoría de los procesos de extracción, refinación o
transformación de metales, y en menor grado se explican la aplicación de los
principios prácticos de los mismos. Conociendo en mayor profundidad los
principios básicos, es posible desarrollar tecnología de avanzada u optimizar lo
actual.
Cualquier proceso metalúrgico está basado, ante todo, por reacciones químicas
y cambios estructurales, por lo que para entender los procesos metalúrgicos
se debe obtener conocimientos sobre todo de química y en particular de
termodinámica y cinética.
En el diseño de los procesos metalúrgicos se aplican conocimientos de flujo de
calor y masa, así como sus respectivos balances.
En los primeros capítulos se trata de las operaciones de obtención del
concentrado sulfurado de plomo. Luego se explica en forma amplia todo lo
referente a la obtención del plomo refinado, donde merece nuestra principal
5
atención, debido a que el éxito de los procesos pirometalúrgicos, tanto en
tecnología como en el aspecto económico dependen de una óptima escoria.
Seguidamente, se explica los procedimientos de la metalurgia extractiva del
plomo a partir de concentrados sulfurados de plomo.
Para la elaboración del presente texto se ha hecho uso de una variada
bibliografía y mucha de la información es consecuencia del trabajo realizado
por el autor en fundiciones de metales no ferrosos, así como de la lectura de
los
informes
de
las
investigaciones
realizadas
en
este
campo
por
sobresalientes y experimentados metalurgistas de diferentes partes del orbe.
EL AUTOR
6
ÍNDICE
Prefacio
5
CAPÍTULO 1: SÍNTESIS
9
1.1 Introducción
1.2 Extracción del plomo a partir de menas sulfuradas
1.3 Principales menas de plomo
1.4 Efecto de las impurezas en el plomo
1.5 Aplicaciones del plomo
9
9
11
12
12
CAPITULO 2: SINTERIZACIÓN DE CONCENTRADOS DE PLOMO
14
2.1
2.2
2.3
2.4
2.5
14
17
18
20
22
Preparación de camas o lechos de fusión de plomo
Aglomeración
Sinterización de lechos de fusión de plomo: (Tostación Oxidante)
Cinética del proceso de sinterización
Tipos de hornos
CAPITULO 3: EL COQUE METALÚRGICO
23
3.1
3.2
3.3
3.4
3.5
23
24
24
24
25
Carbones
Coque metalúrgico
Carbonización
Mecanismos del proceso de carbonización
Características del coque metalúrgico
CAPITULO 4: PROCESO DE FUNDICIÓN DEL PLOMO DE OBRA
27
4.1 Termodinámica de la reducción de óxidos metálicos
4.2 Reducción de óxidos de plomo
4.3 Reacciones químicas en la fusión reductora de PbO
4.4 Proceso de fusión reductora del sinter de plomo
4.5 Productos de la fusión reductora
27
29
30
31
34
CAPITULO 5: PROCESO DE PIRO REFINACIÓN DEL PLOMO DE OBRA
35
7
5.1 Espumado y decoperizado (Refinación al Fuego)
35
CAPITULO 6: REFINACIÓN ELECTROLITICA DE ÁNODOS DE PLOMO BULLIÓN
39
6.1 Generalidades
6.2 Refinación electrolítica
6.3 Celdas utilizadas en procesos electrolíticos
6.4 Ley de Faraday
6.5 Proceso de refinación de ánodos de ánodos de plomo suavizado
6.6 Electrolito
6.7 Condiciones del electrolito
6.8 Variables del proceso de refinación electrolítica
6.9 Purificación del electrolito
6.10 Productos de la refinación electrolítica de Pb
6.11 Fundición y moldeo de cátodos de plomo
6.12 Lodos anódicos
Bibliografía
39
39
42
42
43
44
45
46
47
48
49
49
53
8
CAPITULO 1
SÍNTESIS
1.1 Introducción
El plomo está presente en la corteza terrestre principalmente en forma de minerales
sulfurados como la galena (PbS). La ley o concentración de este mineral en un mineral es
baja, las menas más comunes contienen de 4% a 5% de plomo.
El plomo también se presenta en forma de minerales con oxígeno (carbonatos, óxidos,
silicatos y sulfatos) pero en menor concentración.
1.2 Extracción del plomo a partir de menas sulfuradas
Los procesos de extracción de metales se han desarrollado para recuperar y producir
metal de alta pureza a partir de minerales y concentrados.
La mayoría de los metales se encuentra en la naturaleza en forma de compuestos y se
presentan en mezclas más o menos complejas de sulfuros, óxidos, carbonatos y silicatos.
Es ocasional encontrar un mineral prácticamente puro, de alta ley, que no requiera de
pre tratamiento en gran magnitud; pero en su mayoría los minerales son de baja ley y
tienen que concentrarse por métodos de beneficio para liberarlos y separarlos de su roca
matriz antes de los pasos de extracción que producen el metal mismo.
La pirometalúrgia incluye operaciones en las que se aplican tratamientos en hornos a
temperaturas elevadas para separar los valores metálicos de la considerable cantidad de
roca de desecho todavía presente en el concentrado beneficiado. En la mayoría de los
casos se separa el producto de desecho, es decir, la escoria que por lo general se tira.
Es común que el compuesto metalífero no esté en una forma de la que pueda separarse
el metal ni fácil ni económicamente por un proceso simple, y primero en necesario
convertir el compuesto metálico mediante un tratamiento químico preliminar a una
forma en la que pueda procesarse con mayor facilidad. Es con esa finalidad que los
sulfuros se convierten en óxidos, sulfatos y cloruros; los óxidos se convierten en sulfatos
y cloruros y los carbonatos se convierten en óxidos.
9
La selección de los procesos unitarios a aplicar para la extracción y refinación reales debe
ser de tal manera que éstos queden integrados en un patrón general. Existe entonces
una liga entre los diferentes procesos, convirtiéndose el producto del primer proceso
unitario en el material de alimentación al segundo proceso unitario, y así sucesivamente.
Es frecuente que un metal pueda producirse a partir de un mineral o un concentrado por
más de un conjunto de pasos de procesamiento, dependiendo de la selección de los
diferentes conjuntos de procesos de varias condiciones. Ciertos tipos de compuestos
metálicos de los minerales se prestan para una extracción mucho más fácil por un
método que por otro; por ejemplo, los óxidos y los sulfatos se disuelven con rapidez y
facilidad en soluciones lixiviantes, mientras que los sulfuros sólo pueden disolverse con
dificultad. Otra condición calificativa es el grado de pureza que se requiere, el cual puede
ser mejor con un conjunto de métodos de extracción que con otro.
La recuperación de una impureza en particular que tenga un valor considerable como
subproducto, es también un factor en el procesamiento de metales. Puede considerarse
como ejemplo los métodos de refinación de cobre, en los que las refinaciones al fuego
separan mucha de las impurezas, pero no permite lograr la recuperación de los metales
preciosos, mientras que la refinación electrolítica sí logra separar los metales preciosos
como subproducto. Como consecuencia, un cobre ampollado que contenga poco o nada
de metales preciosos, puede refinarse adecuadamente mediante el método menos
costoso de refinación al fuego, mientras que otro que contenga suficientes metales
preciosos para justificar el alto costo de la refinación electrolítica, deberá refinarse en
esta forma.
Los tratamientos extractivos para la mayoría de los metales no ferrosos tienen muchas
características en común, tanto en el procesamiento pirometalúrgico como en el
hidrometalúrgico. Estos pueden subdividirse para establecer diferencias entre los
tratamientos específicos para los metales no reactivos y para los metales reactivos. Los
metales no reactivos son el cobre, níquel, cobalto, plomo, oro y plata; y los metales
reactivos son el aluminio, titanio, zinc y uranio. Los metales no reactivos pueden
procesarse simplemente en atmósfera de aire sin problema alguno, es decir sin que
ocurra oxidación durante las reacciones mediante las que los óxidos del metal son
reducidos por carbón o los valores metálicos son precipitados de las soluciones acuosas
10
lixiviadas. Por otra parte, los metales reactivos requieren con frecuencia de equipo o de
procesamiento especiales para mantenerlos fuera de contacto con el aire atmosférico y,
por lo tanto, de la oxidación; y como éstas son complicaciones que se presentan durante
la reducción de los óxidos con carbón o que impiden la recuperación electrolítica a partir
de una solución acuosa, a menudo requieren de hornos sellados con atmósfera de un gas
inerte o que trabajen en vacío.
Metales no reactivos: Cobre, níquel, plomo, oro, plata.
1. Tratamientos pirometalúrgicos: tostación, fusión, conversión, refinación.
2. Tratamientos hidrometalúrgicos: tostación, lixiviación, precipitación, refinación.
Metales reactivos: Aluminio, titanio, magnesio, zinc, uranio.
1. Tratamientos pirometalúrgicos: tostación, fusión, refinación.
2. Tratamientos hidrometalúrgicos: tostación, lixiviación, concentración, purificación,
precipitación, refinación.
1.3 Principales menas de plomo
Se dividen en menas de óxido y de sulfuro. Existen menas que contienen un solo mineral
como la galena y la cerusita; sin embargo, frecuentemente el plomo esta asociado con el
hierro, zinc, cobre en los depósitos minerales y con otros elementos metálicos de menor
importancia.
a) Galena.- Es el mineral de plomo mas difundido y cuando esta puro contiene cerca del
86,6% de Pb, comúnmente se encuentra asociado con los sulfuros de cobre y zinc así
como de fierro, existe una variedad de sulfuros de plomo que esta asociado a la plata
denominándose galena argentífera. En nuestro medio una impureza importante que
acompaña a los sulfuros de plomo es el bismuto que inclusive determina la modificación
del proceso BETTS en refinación de ánodos impuros con alta concentración de este
metal.
b) Anglesita y Cerusita.- Estos son minerales oxidados mas importantes de plomo, son de
fácil tratamiento metalúrgico, sin embargo los yacimientos que contienen a estos
minerales son muy escasos. La anglesita contiene 83,9% de Pb y la cerusita 77,5% de Pb.
11
1.4 Efecto de las impurezas en el plomo
Las más importantes son las siguientes:
Bismuto.- El contenido de bismuto en el plomo puro no debe ser mayor de 0,05% ya que
comunica una matriz grisáceo en el blanco de plomo, en el plomo desplatado el bismuto
no debe ser mayor de 0,25% de lo contrario el metal se vuelve mas frágil y duro.
Plata.- No ejerce ningún efecto sobre las propiedades mecánicas y químicas del plomo,
sin embargo se fija un tope de 0,002%.
Cobre.- Comunica una matriz verdosa al blanco de plomo, debe mantenerse por debajo
del 0,0015%, por encima de estas cantidades endurece al plomo.
Fierro.- Da una matriz rojiza y su contenido se mantiene por debajo del 0,002%.
El antimonio, estaño y cadmio endurecen al plomo.
1.5 Aplicaciones del plomo
Reúne una serie de propiedades que lo hacen indispensable para una serie de
aplicaciones industriales, por ejemplo, tiene una alta resistencia a la corrosión
atmosférica.
 Resistencia al ácido sulfúrico.
 Tiene una blandura y facilidad de trabajo.
 Tiene bajo punto de fusión y alto punto de ebullición.
 Posee un peso específico elevado.
 Tiene una alta resistencia a la penetración por las radiaciones de onda corta.
 Posee excelentes propiedades de auto fricción.
 Su resistencia a la fricción es muy baja, así como la resistencia a la fatiga por lo que no
es empleado como material estructural.
 Su empleo más importante es en la fabricación de baterías.
 Se emplea en FONTANERIA, en la fabricación del ácido sulfúrico y en la de ánodos
empleados en procesos de electrodeposición.
12
 Como metal se emplea en revestimientos de otros materiales como el acero.
 Como es autolubricante este material se emplea en los cojinetes de maquinas.
 La elevada densidad de este metal se aprovecha en la fabricación de municiones de
bajo calibre.
 Se emplea en blindajes de R-X.
13
CAPITULO 2
SINTERIZACIÓN DE CONCENTRADOS DE PLOMO
2.1 Preparación de camas o lechos de fusión de plomo
El método que más se emplea para extraer los metales de sus minerales es el proceso de
fusión; cuyo objetivo es fundir el mineral por medio de fundentes a temperaturas que
superan los 1000C.

Se producen una serie de cambios químicos de los compuestos para obtener metal o
a veces mata.

Los compuestos irreducibles de la carga se unirán para formar la escoria.

Es vital que la escoria tenga una composición determinada, de modo que funda y
fluya libremente a una temperatura fácilmente obtenible por el horno.

También es necesario ajustar otras propiedades de la escoria, así como sus
temperaturas de fusión y fluidez.
La cantidad de combustible a usarse se basará principalmente en las consideraciones
térmicas o requerimientos térmicos.
Por lo general los cálculos de lechos de fusión se resuelven a partir de la determinación
de la composición deseada de la escoria que expresa mediante una proporción entre sus
constituyentes principales: como, por ejemplo: SiO2: CaO: FeO ó SiO2: Al2O3: CaO.
El MnO se puede sumar al FeO.
El MgO se puede sumar al CaO.
Es necesario advertir que el cálculo de carga no es una determinación regular o rutinaria
de la operación del horno.
Cuando el horno trabaja regularmente, a menudo se realizan los ajustes de la carga por
simple observación. Por ejemplo: si la escoria empieza a ser un poco más básica,
simplemente se aumenta un poco la proporción del mineral silicoso o se reduce la
proporción del fúndente básico.
14
Es necesario realizar los cálculos respectivos cuando se va ha fundir una mezcla de
mineral totalmente nueva. Los cálculos de lechos de fusión son muy útiles para estudiar y
perfeccionar la operación de cualquier horno.
Los constituyentes son los siguientes materiales:





Concentrados
Fundentes (sustancias formadoras de escoria)
Materiales recirculantes
Transferencias
Misceláneos
Una factoría de plomo comprende:
1. Planta de preparación de lechos de fusión.
Secciones:




Secado
Trituración
Mezclado y dosificación
Almacenamiento
2. Planta de sinterización
3. Planta de fundición y moldeo
4. Planta de electrodeposición
¿Por qué es necesario preparar camas de fusión?
1. Cuando la producción de la factoría es polimetálica.
2. Para homogenizar la alimentación a los sinterizadores y adaptarlos a las condiciones
de operación.
¿En qué consiste la preparación de camas de fusión?
1. Calcular el TOPOFF o proporciones estequiométricas en que los concentrados y
fundentes deben ser mezclados con los demás materiales (recirculantes,
transferencias, etc.).
2. Para establecer los cálculos de lechos de fusión es necesario conocer la composición
del plomo de obra, escoria y gases.
15
3. Algunas plantas hacen uso de métodos empíricos para calcular el peso de los
materiales basándose en las relaciones químicas obtenidas por sus propios
metalurgistas.
CONCENTRADOS: Contienen normalmente:
Pb = 50 – 70%
S = 22 – 24%
Fe = 10%
Cu =  2,5%
Ag = 

La presencia de plomo en estos rangos permite obtener una cama con 35% de Pb que
va funcionar adecuadamente durante el proceso de fundición.

El S en los rangos establecidos ayuda al proceso de aglomeración y garantiza la
autogenidad del proceso.

El Fe, SiO2, CaO, Al2O3 dan porosidad a los lechos de fusión y dureza al aglomerado.

El contenido de Cu no debe ser mayor a 2,5% ya que esto daría lugar a un sinter con
alto contenido de S lo cual no es deseable.

El Zn en grandes cantidades desplaza al Fe y CaO haciendo que estas cantidades sean
disminuidas y por ello resulta una baja porosidad.
FUNDENTES: Los concentrados por sí mismos no pueden formar escoria, por lo tanto, es
necesario usar fundentes.
Estos son compuestos o minerales que deben ser de fácil obtención y bajo costo y en lo
posible sé elijaran fundentes que contengan los mismos minerales que se trata de
obtener, o en otros casos que contengan metales preciosos.
Estos materiales durante el proceso de sinterización le proporcionan dureza al
aglomerado, alta porosidad, y durante el proceso de fundición actúan como
escorificantes, silicosos, calcáreos o ferrosos.
RECIRCULANTES: Son materiales típicamente finos producido durante el acarreo del
sinter, manipuleo de concentrados, coque y se caracterizan por tener una riqueza
metálica, e incluyen el sinter fino, las limpiezas y polvos recuperados en los
precipitadores electrostáticos.
16
2.2
Aglomeración
Preparación de la Carga:
La carga de los hornos de tostación está compuesta principalmente de una mezcla de
cama o lecho de fusión y de finos de retorno o sinter fino. Una planta de aglomeración
debe tener aproximadamente 60% de finos; sin embargo, sería óptimo de una mezcla de
1 de finos y otro de cama o de acuerdo a las características del material a tratar.
Ejemplo en la fundición de La Oroya: Finos/Cama = 3/1 ó 2,5/1
La carga de los tostadores debe reunir ciertas condiciones como: permeabilidad o
porosidad, para que los gases puedan circular con facilidad, por lo que la carga debe ser
acondicionada previamente del siguiente modo:

El lecho de fusión pasa a través de un molino de martillos o de algún otro tipo con la
finalidad de homogenizar la carga y simultáneamente se van reduciendo de tamaño
las partículas grandes; esta cama que abandona el molino se almacena en tolvas
contiguas a otras que tienen sinter fino, ambas (cama y sinter fino) van cayendo
sobre unas fajas transportadoras en proporciones adecuadas y de ahí a unos tanques
mezcladores y luego a unos peletizadores ya sea de discos o cilindros con el objeto de
obtener perdigones o pellets con un contenido de agua de 4-5%.
Proceso de Sinterización
Los concentrados de sulfuro de plomo se tuestan con el fin de lograr una alta
desulfuración y también aglomeración, logrado lo anterior constituyen una carga
adecuada para el siguiente proceso de fusión reductora en horno de cuba.
Los objetivos de la sinterización son:
1.
Producir PbO con mínima cantidad de S.
2.
Producir sinter (PbO).
Sinterizar significa juntar o unir materiales mediante el calor.
El producto sinterizado debe tener reactividad: a los gases reductores, es decir una
superficie activa; porosidad: para que los gases puedan circular con facilidad.
17
La sinterización es una variante del proceso de tostación y se aplica al tratamiento de
sulfuros de Pb y Zn en la metalurgia extractiva no ferrosa y a óxidos de hierro en la
metalurgia ferrosa.
Si se sinterizan concentrados de sulfuros puros, la temperatura que se alcanza sería
demasiado alta y podría ocurrir fusión completa de la carga, por lo que es necesario
mezclar una parte de cama con sinter de retorno.
Como el PbS y PbO tienen bajas temperaturas de fusión, la sinterización se hace
frecuentemente añadiendo caliza (fúndente), ésta se descompone alrededor de los
900C y absorbe el exceso de calor del proceso, y la cal quemada forma un esqueleto
refractario que lleva el PbO parcialmente fundido y evita su desplomo (destrucción).
La aglomeración se produce en la zona de más alta temperatura y es provocado
parcialmente por el crecimiento y recristalización y así mismo existe formación parcial de
pequeñas cantidades de fases fundidas. La sílice forma silicatos de bajo punto de fusión y
esto da un sinter muy fuerte y que usualmente deberá encontrarse entre la resistencia
del sinter y su reductibilidad.
2.3 Sinterización de lechos de fusión de plomo: (Tostación Oxidante)
Sus objetivos son:

Eliminar el S con producción de PbO.

Obtención de un producto aglomerado (duro, poroso y resistente).
Las reacciones son altamente exotérmicas, por tal razón se usa sinter de retorno y H2O
para la pelletización.
1.
Un problema que presenta la sinterización de conc. sulfurados de Pb es reducir
suficientemente el contenido de azufre, de aproximadamente 12% a sólo 1%, para
obtener el material oxidado requerido para la alimentación al horno de cuba, además
lograr la desulfuración sin liberar suficiente calor que pueda fundir la carga en proceso y
comience a gotear hacia la caja de viento.
Un remedio para este problema es la doble sinterización. Con ésta, la primera
alimentación de sinter con 12% de S, se hace pasar por la máquina de sinterización a
18
velocidad rápida y con encendido ligero; no se hace en este caso intento alguno para
obtener una buena torta de sinter. Se logra así la eliminación del azufre, bajando su
contenido del 12% al 6%.
Este primer sinter se tritura para exponer los sulfuros no oxidados; se agrega agua, lo
cual al vaporizarse deja una torta de sinter porosa, celular; y luego se sinteriza la mezcla.
La reducción de azufre en esta segunda etapa va del 6% a aproximadamente 1%, que es
el contenido deseado en el calcinado final de sinterización.
Sin embargo, en el caso de que sea bajo el contenido de azufre en la primera pasada,
puede mezclarse una pequeña cantidad de concentrados sin tostar, o coque, para
aportar suficiente calor de reacción durante la segunda pasada de sinterización.
2.
La pirita contenida en la cama de Pb se oxida rápida y completamente durante el
proceso de sinterización y el calor generado por esta reacción química ayuda a
reducir los requerimientos de combustible.
Los pellets formados durante la preparación de la cama deben tener suficiente
resistencia y dureza durante el proceso de quemado para soportar el cambio brusco
de temperatura ya que durante el proceso de sinterización al evaporarse el agua el
pellet se desplomaría si no tuviera un aglomerado adecuado, el cual da a los pellets
suficiente resistencia como para producir un sinter con buenas características físicas
y químicas.
La porosidad de la cama durante el proceso de sinterización depende del tamaño de
grano de los diferentes materiales que componen la cama y la sinterización es
parcialmente más conveniente para materiales de grano más grueso. A contenidos
moderados de agua los granos se unen entre sí formando puentes y dando como
consecuencia de ello una alta porosidad a la cama en tratamiento; sin embargo a altos
contenidos de humedad los puentes se destruyen con facilidad reduciéndose la
porosidad por lo que debe buscarse un equilibrio entre el contenido de humedad y la
porosidad de la carga.
Se debe tener en cuenta que contenidos elevados de agua retardan el calentamiento de
la carga lo cual hace que la zona de combustión sea más estrecha.
19
La sinterización es un proceso muy eficiente debido al empleo del sistema en contra
corriente, el aire y la carga en tratamiento son precalentados antes de alcanzar la zona
de combustión, razón por el cual se usa poco combustible.
El coque metalúrgico cargado antes del proceso de sinterización no eleva en gran medida
la temperatura, pero si acelera las reacciones químicas de oxidación.
En la zona de ignición o encendido la presencia de gases en mínima, en esta zona
empieza a calentarse la carga produciéndose las primeras reacciones químicas (900C).
A 1200C el Pb se encuentra en estado líquido y el aire ayuda a la transmisión del calor
de arriba hacia abajo o viceversa produciéndose una serie de canales dentro de la zona
fundida que va tomando paulatinamente la forma de un aglomerado esponjoso habiendo
los finos servido como núcleo de aglomeración quemándose solo la parte externa que
forma una masa pastiza dejando espacios libres para que el aire pueda circular con
facilidad.
La velocidad de las máquinas de sinterización depende de la cinética de la reacción, así
mismo de la altura de carga o cama, depende del tipo de aparato usado durante la
sinterización, así en las máquinas UP DRAFT normalmente la altura de la cama es mayor
que en las máquinas DOW DRAFT, en las primeras se trabaja con soltura de carga, son de
mayor eficiencia térmica, mayor capacidad. En las máquinas UP DRAFT las reacciones
químicas son más rápidas ya que estas máquinas operan con cargas en los cuales es
posible un adecuado control de la porosidad.
2.4 Cinética del proceso de sinterización
En la superficie de la carga el coque y los sulfuros metálicos se inflaman y se oxidan de
acuerdo a las siguientes reacciones:
C + O2  CO2
H = -8 100 Kcal/Kg de C
CO2 + C  2CO
2 PbS + 3O2  2PbO + 2SO2 + calor
2Fe2S  2 FeS + S2 - calor
2 FeS + 3 O2  2 FeO + 2 SO2 + calor
20
Una parte del anhídrido sulfuroso puede oxidarse a anhídrido sulfúrico y éste reaccionar
con el óxido de Pb para formar sulfato:
2 SO2 + O2  2 SO3
PbO + SO3  PbSO4
reacción indeseable que sucede por aumentar el contenido de S en el sinter.
Las reacciones entre el sulfuro, el óxido y el sulfato para formar Pb metálico, sólo tienen
lugar en grado limitado; este plomo se desliza en sentido descendente para penetrar en
la caja de vientos, pero la cantidad será pequeña, ya que la carga no registra ningún
movimiento y solo pueden reaccionar las partículas que en un principio se encontraban
en contacto.
PbS + 2 PbO  3 Pb + SO2
PbS + PbSO4  2 Pb + 2SO2
2 ZnS + 3 O2  2 ZnO + 2SO2
Se formará algo de silicato de Pb, y los óxidos de Pb, hierro, sodio y calcio se combinarán
para formar silicatos complejos de bajo punto de fusión, que, en parte, sirven para
aglomerar las partículas de mena.
PbO + SiO2  PbO.SiO2
FeO + SiO2  Feo:SiO2
Una parte del óxido de plomo se reducirá por el carbono y el óxido de carbono, como a
continuación se indica:
2 PbO + C  2Pb + CO2
PbO + CO  Pb + CO2
También suceden las siguientes reacciones:
CaCO3  CaO + CO2 - calor
CaO + SiO2  CaSiO3
FeO + SiO2  FeO.SiO2
21
Estas dos últimas reacciones suceden de 1100C - 1200C.
2 As2S3 + 3 O2  2 As 2 O3 (bastante volátil)
2 Sb2S3 + 3 O2  2 Sb 2O3 (bastante volátil)
2.5 Tipos de hornos
En vista que el objetivo principal de la tostación de menas de plomo es eliminar y
controlar cuidadosamente el % de S de la mena, a primera vista parece que los más
adecuados para este proceso serían los hornos de hogares múltiples. Sin embargo, las
menas de Pb exigen un tratamiento diferente que las menas de Cu, en atención a sus
características físicas distintas.
Como la galena es friable, frágil y se funde fácilmente, para tratarse con el máximo de
eficacia en el horno de cuba, debe encontrarse en la forma de aglomerado, que reúna las
características de dureza, resistencia y porosidad. Es imposible producir un material con
estas condiciones en un horno de hogar múltiple y, en consecuencia, durante los últimos
años los metalurgistas han optado por la tostación de corriente forzada de aire o por las
máquinas de sinterización. De estas últimas la que más se emplea es la DWIGHT-LLOYD.
Podemos definir la tostación forzada como el método en el que la oxidación producida
por la combustión interna se propaga dentro de la masa de las partículas de mineral por
corrientes de aire forzadas a través de las mismas.
22
CAPITULO 3
EL COQUE METALÚRGICO
3.1 Carbones
Todo el plomo es producido por fusión reductora, siendo el agente reductor para este
proceso el coque metalúrgico.
Se conoce bajo el nombre de carbones a todos aquellos productos sólidos de la
naturaleza resultantes de la descomposición lenta de grandes cantidades de materia
orgánica principalmente de origen vegetal.
Existen muchas clasificaciones de los carbones basados en varias consideraciones como:
materia volátil, poder calorífico, composición fundamental, etc.
 El coque metalúrgico se obtiene por un proceso de carbonización o coquificación.
 Coquificación es el tratamiento de carbones en ausencia de aire.
 En un proceso de carbonización se elimina primero el agua, luego la materia volátil.
La denominación de un carbón como coquificable o no coquificable depende de su acción
cuando es calentado en ausencia de aire. Si el carbón es suave y se solidifica en mas o
menos un coque sólido se clasifica como un carbón aglomerable o coquificable, si se
demora en calentarse o forma una masa débilmente coherente se clasifica como no
coquificable.
La producción de un buen coque depende de dos factores muy importantes:
 De las características del carbón en la formación de su estructura celular y del grado
de carbón coquificable definido por la proporción de azufre y ceniza tanto en el
carbón como en el coque resultante. Es bien difícil obtener un carbón que reúna las
propiedades ideales para la obtención de un buen coque metalúrgico, corrientemente
se recurre a la mezcla de dos o más carbones para producir un buen coque
metalúrgico y que funcione adecuadamente.
 El tamaño de carbón cargado a los hornos, el diseño y tamaño del mismo,
temperatura de coquificacion, el método de calentamiento de los hornos.
23
3.2 Coque Metalúrgico
Es un producto duro, poroso, resistente que se obtiene al someter carbones bituminosos
de tipo adecuado a un proceso de carbonización a elevadas temperaturas fuera del
contacto con el aire, hasta alcanzar el desprendimiento de casi toda la materia volátil,
quedando un producto final constituido en su mayor parte por carbono fijo con adición
en pequeñas cantidades de azufre que no excedan del 2 ó 3 % y además sustancias
incombustibles que constituyen las cenizas, también el coque contiene humedad en
proporciones que varían según el método seguido en el apagado a la salida de los hornos.
El coque es un producto duro y denso de color plateado, con lustre semimetalúrgico y
solo puede ser quemado en hogares de fuerte tiro.
3.3 Carbonización
La carbonización de los carbones se hace con los siguientes propósitos:
1. Para obtener coque metalúrgico.
2. Producir combustibles gaseosos.
3. Para producir gas, coque domestico o combustible sin humo y recuperar los
subproductos líquidos.
La gran mayoría de coque se obtiene a elevadas temperaturas en hornos tipo colmena.
Del total de coque producido por estos métodos cerca del 65% es consumido en los altos
hornos, algo menos del 15% en usos domésticos y el resto en diversos procesos
metalúrgicos.
3.4 Mecanismos del proceso de carbonización
Toda la marcha del proceso de producción del coque metalúrgico puede ser dividida en
cinco etapas:
1º ETAPA: (ETAPA DE SECADO)
Tiene lugar hasta los 200°C, durante esta etapa se evapora la mayor parte del agua que
contiene la hulla, así mismo se volatilizan algunos gases absorbidos por la hulla tales
como CO2, CH4 y otros.
24
2º ETAPA: (ETAPA DE DESCOMPOSICION)
Tiene lugar entre los 200 - 350 °C, durante esta etapa se origina pequeñas cantidades de
gases combustibles, así como: vapor de agua producto de la descomposición de la hulla y
también pequeñas cantidades de alquitranes, al final de esta etapa la hulla comienza a
ablandarse y sobre sus partículas aparece una película de productos de descomposición
de líquidos.
3º ETAPA: (ETAPA DE ESTADO PLASTICO)
Se efectúa entre 350 - 500 °C, en este periodo se produce una descomposición interna de
la hulla originándose muchos productos volátiles de semicoquización, alquitranes y gases;
su composición es entre otros casos de hidrocarburos parafínicos y fenoles,
paulatinamente los enlaces químicos algunos de ellos se rompen y las partículas duras se
dispersan sobre la masa fundida y al final se forma una masa plástica.
4º ETAPA: (ETAPA DE FORMACION DEL SEMICOQUE)
Tiene lugar entre los 500 - 600 °C, aquí se producen pequeñas cantidades de alquitranes
y otros productos volátiles, se verifica la sinterización y formación del semicoque duro.
5º ETAPA: (ETAPA DE FORMACION DEL COQUE METALURGICO)
Tiene lugar entre 600 - 1000 °C, en este periodo todavía existen pequeñas cantidades de
alquitranes, hidrocarburos aromáticos e hidrogeno que son eliminados y luego termina el
proceso de formación del coque.
La posibilidad de obtener buen coque depende en lo fundamental de las propiedades y
del comportamiento de la hulla durante la 2da. y 3ra. etapas. Las hullas de mala
coquización se caracterizan por un desprendimiento abundante de sustancias volátiles en
la 2da. Etapa hasta el paso al estado plástico.
Si la hulla se calienta de 300 - 350 °C, la descomposición no llega a ser tan profunda y se
puede esperar un coque de buena calidad.
3.5 Características del coque metalúrgico
Un coque metalúrgico para que funcione adecuadamente en los procesos de reducción
en altos hornos o de otro tipo debe tener las siguientes características físicas y químicas:
25
1º Bajo contenido de ceniza (Al2O3, SiO2, CaO).
2º Tamaño adecuado (mínima cantidad de finos).
3º Alta resistencia a la presión y temperatura.
4º Alta porosidad.
5º Bajo contenido de materia volátil.
6º Alta reactividad y combustibilidad.- La reactividad es la propiedad que tiene el coque
al reaccionar con el CO2 y la combustibilidad se define como el grado que reacciona
con el oxigeno del aire, ambos factores son importantes en los altos hornos, sin
embargo en los hornos de plomo a temperaturas mayores se ha comprobado que el
grado con que el coque reaccione con el CO2 es un factor importante.
CAPITULO 4
PROCESO DE FUNDICIÓN DEL PLOMO DE OBRA
4.1 Termodinámica de la reducción de óxidos metálicos
Un gran número de metales se producen a partir de materias primas en forma de óxidos;
por ejemplo: el Fe, Mn, Cr, Sn, entre otros el Pb y Zn, para tal caso las menas de sulfuro
26
primero se tuestan para producir óxidos los cuales se reducen posteriormente para dar
metal.
Solo los óxidos de los metales más nobles pueden convertirse en metal de acuerdo a lo
siguiente:
2 Ag2O = 4 Ag + O2
El óxido de plata se reduce a temperaturas mayores a 200C por simple descomposición
térmica, así mismo el PtO se descompone por encima de 500C y el PdO por arriba de
900C.
Todos los otros óxidos se descomponen por medio de un agente reductor, este puede ser
C, CO ó H2, en casos especiales, otro metal que tenga una mayor afinidad por el oxígeno.
Al igual que otra reacción metalúrgica, la reducción con carbón o un CO esta gobernada
por los equilibrios y la cinética de reacción prevalecientes. A partir de datos
termodinámicos, es posible calcular el cambio en la energía de Gibbs y la constante de
equilibrio para las distintas reacciones del tipo:
MeO + CO = Me + CO2
K = PCO2 / PCO (es función únicamente de la T)
aMeO = aMe = 1
La relación gaseosa PCO2 / PCO se muestra en el gráfico para varios óxidos metálicos de
importancia industrial. En tanto que el metal y el óxido coexistan como fases
condensadas, es decir, con actividad cercana o igual a la unidad, esta relación de gases
tiene un valor bien definido y solo es función de la temperatura; esta relación gaseosa
varía entre aproximadamente 105 para la reducción del Cu2O a Cu, de Fe2O3 a Fe3O4 y de
PbO a Pb hasta valores del orden de 10-5 o menores para la reducción del MnO, SiO2.
La reducción del Zn representa un caso particular. A bajas temperaturas el ZnO se reduce
para formar Zn líquido y la relación gaseosa es función solo de la temperatura. A
temperaturas mayores se forma vapor de Zn, es decir:
ZnO + CO = Zn(g) + CO2
en este caso la relación gaseosa esta dada por:
27
K = PZn PCO2 / PCO  PCO2 / PCO = K / PZn
donde K es la constante de equilibrio
PZn = presión parcial del Zn
PCO2 / PCO = 1 atm; PZn = 1 atm (en la gráfica)
Esta curva interseca la curva para el Zn líquido en el punto de ebullición del Zn 907C, es
decir, en este punto el Zn líquido y el Zn gaseoso están en equilibrio con la misma
atmósfera y consecuentemente, en equilibrio entre sí.
En la figura se muestra también la relación gaseosa PCO2 / PCO para la reacción de
Boudouar:
CO2 + C  2 CO H = + 3 8000 Kcal
La relación de gases esta dada por:
K = PCO PCO / PCO2  PCO2 / PCO = PCO / K
es decir, es función de PCO y, en consecuencia, de la presión total PCO + PCO2.
Esto resulta del hecho de que la reacción produce un aumento en el número de
moléculas en la fase gaseosa. En el gráfico la relación PCO / PCO2 es para una presión total
de PCO+PCO2 = 1 atm. Para valores mayores o menores de la presión total la curva
recorrerá hacia arriba o hacia debajo de acuerdo con la expresión de equilibrio.
Para la reducción de un óxido metálico con CO en ausencia de carbono sólido se puede
obviar la curva para la reacción de Boudouar. En este caso, la reducción del óxido sucede
cuando la relación de gases en la atmósfera cae por debajo de la línea de equilibrio en
cuestión. Así los óxidos de Cu (Cu2O), Pb (PbO) y Ni se reducirán para relaciones de gases
entre 105 y 102, es decir, con concentraciones muy pequeñas de CO en el gas. Esto quiere
decir que, si originalmente se utiliza CO puro, prácticamente todo se convertiría en CO 2
antes del final de la reacción.
La reducción de los óxidos de Mn y de silicio requiere de una relación de gases el cual se
encuentre virtualmente libre de CO2. Esto quiere decir que, si se usara originalmente CO
puro, la reacción se detendría tan pronto como se formaran pequeñas cantidades de CO 2.
En otras palabras, la reducción de Cr2O3, MnO y SiO2 con CO es prácticamente imposible.
28
Si se encuentra presente en la mezcla de reacción carbono sólido, las reacciones:
MeO + CO = Me + CO2
C + CO2 = 2CO
suceden simultáneamente. El equilibrio simultáneo entre MeO, Me y C existirá a la
temperatura en la que las curvas de ambas reacciones se intersecan.
4.2 Reducción de óxidos de plomo
A. El método estándar para la producción del plomo consiste primero en tostar o
sinterizar la mena para producir el óxido de plomo. Este se funde después con carbón
en alto horno para la producción de plomo.
El aire inyectado por las toberas del horno facilita la oxidación del carbono del coque
a CO y CO2 a una temperatura de 1440C. El CO caliente que se forma, junto con el
carbono caliente procedente del coque, reduce el óxido de plomo sinterizado a
plomo metálico:
PbO + CO = Pb + CO2
CO2 + C = 2CO
B. Debido a la menor temperatura utilizada y a la mayor relación CO 2/CO en el gas del
horno, los requerimientos de coque son considerablemente más pequeños que en el
caso del alto horno para hierro. Para la reducción de los óxidos de plomo se emplea
coque metalúrgico cuyo requerimiento depende del contenido de carbono fijo y del
contenido de PbO en el sinter, en general la proporción de coque cae en el rango del
11 al 13% de la carga total.
C. Debido a las temperaturas bajas que se requieren, el precalentamiento del soplo y
del aire es menos importante, y bajo las condiciones ligeramente reductoras que
predominan dentro del horno, cualquier óxido de hierro que se encuentre presente
no será reducido, sino que irá a la escoria junto con la sílice y otros óxidos estables. Si
la mena no contiene óxido de hierro suficiente como para formar una escoria
adecuada, puede añadirse chatarra de hierro: En tal caso, el hierro actúa también
como un agente reductor (PbO + Fe = Pb + FeO), haciendo que disminuyan los
requerimientos de coque y que aumente la capacidad de fusión del horno.
29
D. La escoria que sale del horno de plomo tiene un punto de fusión de casi 1200C. Esta
es entonces la temperatura mínima del crisol; el plomo funde a 327C. La escoria es
muy corrosiva y atacaría a todos los refractarios comunes. Por lo tanto, la parte
inferior de la cuba del horno está formada por placas de acero enfriadas por agua
(chaquetas de agua). Sobre éstas solidifica una capa de escoria la cual forma un
recubrimiento y aumenta la duración de la campaña del horno. El crisol se encuentra
generalmente recubierto con ladrillo de óxido de magnesio de alta calidad.
4.3
Reacciones químicas en la fusión reductora de PbO
La mayor parte del calor se aporta por la combustión del carbono del coque; que, por
regla general, representa de 8 - 13% de la carga total, por que todo el azufre que se
desea eliminar se ha separado en la sinterización:
C + O2 = CO2
CO2+ C = 2CO
La parte superior de la carga se suele mantener a una temperatura relativamente baja (a
unos 200°C) para reducir la volatilización y, por consiguiente, en dicha parte se elimina la
humedad (5% H2O). Empezando a una temperatura de 400°C, el óxido de carbono
producido en la parte inferior del horno reduce el PbO, y el metal liberado se desliza por
encima de las partículas de la mena no descompuesta, absorbiendo los metales
preciosos, así como parte del As, Cu y Sb contenidos.
PbO + CO = Pb + CO2
As2O3 + 3CO = 2As + 3CO2
Sb2O3 + 3CO = 2Sb + 3CO2
Cu2S + CO = 2Cu + CO2
El óxido de Fe de la carga se reduce con óxido de carbono (CO), y este hierro, junto con la
chatarra de hierro añadido a la carga, descompondrá el sulfuro y óxido de Pb como a
continuación se indica:
3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2
Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2
FeO + CO = Fe + CO2
PbO + Fe = Pb + FeO
El Pb se formará igualmente en las reacciones entre el sulfuro de Pb y el óxido y el
sulfato, así como también por reducción directa con carbono y óxido de carbono:
30
2PbO + PbS = 3Pb + SO2
PbSO4 + PbS = 2Pb + 2SO2
2PbO + C = 2Pb + CO2
PbO + CO = Pb + CO2
A medida que la temperatura se aproxima a 900°C, la piedra caliza de la carga se
descompondrá para liberar cal, que se une con la sílice y otros minerales de la ganga para
formar una escoria fusible. Al mismo tiempo, el S se unirá con el Cu y el Fe presentes para
formar mata que absorberá algo de Pb y de los metales preciosos
CaCO3 = CaO + CO2
FeO + SiO2 = FeO.SiO2 (escoria)
CaO + SiO2 = CaO.SiO2 (escoria)
ZnO + SiO2 = ZnO.SiO2 (escoria)
PbO + SiO2 = PbO.SiO2 (escoria)
4.4
Proceso de fusión reductora del sinter de plomo
Los calcinados tostados de sulfuro de plomo se funden a escoria y plomo metálico no
refinado casi exclusivamente en hornos de cuba refrigerados con chaquetas de agua,
usando coque como combustible y agente reductor.
El proceso previo de tostación-sinterización aglomera y elimina la mayor parte del azufre
de la carga del horno formada por concentrados mezclados mecánicamente, finos de
sinter cribado, polvo de chimenea reciclado y productos para retratamiento de la
fundición, junto con los fundentes requeridos. El aire inyectado por las toberas facilita la
oxidación del carbono del coque a CO y CO2 a una temperatura de 1440°C:
El CO caliente que se forma, junto con el carbono caliente procedente del coque, reduce
el óxido de plomo sinterizado a plomo metálico, el cual se funde a dicha temperatura y se
extrae por la piquera del fondo del crisol del horno:
PbO + CO = Pb + CO2
CO2 + C = 2 CO
La mayoría de los minerales de plomo se encuentran con sílice o piedra caliza, y estas
gangas se combinan ya sea con el fundente de CaO o SiO2 y con el FeO procedente de la
tostación para formar una capa de escoria líquida encima del metal.
Cualquier cantidad de cobre, hierro, cobalto o níquel que haya en la carga del horno se
combina con azufre o arsénico para formar mata o speiss. La mata y el speiss tienen
31
densidades intermedias entre las del plomo y la escoria (plomo = 11; speiss = 6; mata =
5,2; escoria = 3,6) y forman una capa entre la escoria y el plomo.
Estos productos se extraen del horno por el orificio de picada junto con la escoria y se
separan de ésta en uno o más sedimentadotes externos. Si solo hay una pequeña
cantidad de mata, toda es soluble en el plomo y no se formará la capa separada de mata.
Los metales preciosos pesados son solubles también en la capa de plomo líquido,
mientras que el zinc que contiene la carga se acumula en la escoria como ZnO.
La recuperación del horno arroja recuperaciones de plomo del orden de 97 a 99% del
plomo contenido en la carga y deja un margen relativamente pequeño para mejorar el
proceso.
En consecuencia, los proyectos de modernización más recientes se han ocupado
principalmente de la alimentación de la carga y preparación de ésta, de los métodos de
tostación, de la recolección de los polvos de chimenea y del manejo de materiales y han
resultado muy eficaces en aumentar el tonelaje fundido por horno.
Los hornos de cuba, por el alto porcentaje de recuperación, siguen siendo el método
estándar para la reducción y fusión en el procesamiento de los concentrados de sulfuro
de plomo tostados.
El sinter con 40 a 50% de plomo, contenido en concentrados tostados, finos de sinter
reciclados, polvos de chimenea y productos de retorno de la fundición, junto con el
fundente para la formación de la escoria, se criba a tamaño de 1 ½ `pulgadas y el material
mayor se carga al horno junto con el coque, cribado éste a tamaño de más de 3/8 de
pulgada.
El coque constituye entre el 8 y el 14% de la carga. A menudo también se carga hierro
para descomponer cualquier residuo de sulfuro de plomo, así como hierro para la
formación de escoria; el hierro se combina también con costras de alto contenido en
arsénico para formar speiss de bajo punto de fusión que puede ser extraído del horno
por sangrado.
Datos de Operación de los Hornos de Soplo para Plomo, Fundición de Plomo de Buick,
AMAX-Homestake
1. Dimensiones del Horno:
Longitud (m)
6,40
32
Ancho (toberas inferiores) (m)
Ancho (toberas superiores) (m)
Área de toberas inferiores (m2)
Altura de la columna (m)
Número de toberas inferiores
Número de toberas superiores
Diámetro de toberas inferiores (mm)
Diámetro de toberas superiores (mm)
Gasto de agua en chaquetas (l/s)
Temperatura de agua en chaquetas, entrada °C
Temperatura de agua en chaquetas, salida °C
1,52
3,04
9,75
5,9
28
38
102
76
44
38
55
2. Rendimiento promedio-Periodo de 30 días
Toneladas por día
Toneladas por m2 por día
Vol. de aire inyectado (total) (Nm3/min)
Presión (toberas inferiores) (cm/H2O)
Toneladas de plomo de obra por día
Porcentaje de coque en la carga del horno
Porcentaje de carbono fijo
Volumen de gases a filtro de bolsas (m3/min)
Temperatura superior (°C)
Tiro (cm/H2O)
755
77,5
315
156-200
371
9,7
87
1130
121
-6
3. Ventiladores (02)
Marca: American Standard Centrifugal
Gasto nominal (m3/min)
Presión nominal (cm/H2O)
Transmisión
Potencia (HP)
rpm
425
335
Directa
350
3600
4. Análisis de la Escoria
%SiO2
22,9
%FeO
31,0
%CaO
18,0
4.5
%MgO
3,5
%Zn
11,5
%S
1,0
%Al2O3
5,8
%Pb
3,5
% Cu
0,1
Productos de la fusión reductora
A) PLOMO DE OBRA. - Que contiene impurezas tales como Sb, Sn, As, Sb y Cu; también
cualquier metal noble presente, como el Au y la Ag se encontraran en la fase del plomo.
33
El plomo de obra obtenido es sometido posteriormente a un proceso de espumado y
decoperizado (refinación al fuego) con la finalidad de reducir las impurezas que
acompañan al Pb, principalmente el Cu. (G.e = 11)
B) MATA. - La mata producida en los hornos de Pb (altos hornos, de cuba o de mangas)
pueden contener hasta 40% de Cu; sin embargo, se encuentra en una proporción que
varía entre el 5 y 10%, además de Cu, contiene Au y Ag por lo que debe ser transferido al
circuito de Cu para su tratamiento. (G.e = 5,2)
C) SPEISS. - Esta constituido por arseniuros o antimoniuros de Fe, Cu ó Ni y suele
contener una considerable cantidad de S, la mayor parte del speiss se produce
conjuntamente con la mata. (G.e = 6)
FeAs2 + Fe + Cu2S = Cu3As + FeS
D) ESCORIAS DE PLOMO. - La composición de ellas varía considerablemente de acuerdo
al tipo de mena que se trate. Desde el punto de vista económico una escoria de Pb no
debe contener más allá de 0,7% de este metal.
El Pb contenido en la escoria se distribuye aproximadamente de la siguiente forma:
14,7% se encuentra en forma de metal
61,0% en forma de sulfuro
24,3% en forma de silicato
E) GASES Y POLVOS VOLADORES. - En estas fases las partículas se encuentran en
estado de subdivisión, bastante finos y son recuperados en los precipitadores
electrostáticos o cottrells y bolsas filtrantes (bag house), estos contienen una
considerable cantidad de Pb metálico por lo que son utilizados en la preparación de
camas o lechos de fusión.
34
CAPITULO 5
PROCESO DE PIRO REFINACIÓN DEL PLOMO DE OBRA
5.1
Espumado y decoperizado (Refinación al Fuego)
El plomo de obra que es el producto de valor que se obtiene del alto horno u horno de
cuba, junto con algo de mata y speiss, contiene todavía pequeñas cantidades de
impurezas de metales básicos tales como As, Sb, Sn, Bi, y Cu, que tiene que separarse
antes de que esté el Pb en su forma final, es decir blando y apto para venderse. Muchos
minerales de plomo contienen también Ag, un valioso subproducto que debe extraerse.
Todos estos elementos se separan en una serie de procesos de refinación al fuego que se
hacen a escala relativamente pequeña en pailas o pequeños hornos de reverbero.
A)
I ETAPA (Espumado). - La formación de un DROS o segregación de las impurezas
es la primera etapa de la refinación. La operación consiste en mantener al Pb fundido a
una temperatura baja para que las impurezas disueltas en el Pb a temperatura elevada
en el horno reducción, se separen y eleven a la superficie del baño metálico al disminuir
su solubilidad en el Pb a menor temperatura.
El Pb de horno de cuba a 927ºC se lleva a la planta para formar un DROS. La temperatura
se baja hasta 350ºC, apenas arriba del punto de fusión del Pb y algunas de las impurezas
inclusive una porción del Cu pasa a Cu2O, el Sn a SnO2, el Sb a Sb2O3, el As a As2O3, éstos
compuestos se elevan a la superficie del baño metálico, en donde se les rastrilla y extrae,
mientras la temperatura se mantiene constante. Esta acción se facilita por medio de
agitación mecánica o con aire; si todavía hay Cu por remover, la agitación junto con la
adición de S elemental hace que el Cu se eleve a la superficie como polvo negro de Cu, el
cual se separa también por rastrillado.
Las reacciones químicas son:
Sn + O2 = SnO2
4 Cu + O2 = 2 Cu2O
2 Cu2S + 3 O2 = 2 Cu2O + 2 SO2
En la primera parte del espumado se elimina 75% del Cu inicial y como resultado de ella
el Pb metálico contiene hasta 0,07% de Cu, este contenido de Cu es difícil extraer por que
35
el Pb y Cu forman a una temperatura de 326ºC un EUTECTICO que contiene 97% de Pb y
0,06% de Cu, para romper este eutéctico es necesario la adición de un tercer
componente que puede ser S, PbS ó As, en los dos primeros casos el Cu se elimina en
forma de una mata de fácil tratamiento y en el segundo caso en forma de un arseniuro,
hasta que finalmente el Pb bullión contiene 0,005% de Cu que puede ser procesado
eficientemente mediante los procesos de electrorefinación.
B)
II ETAPA (Decoperizado). - El reblandecimiento es el segundo paso de la
refinación al fuego; se hace a continuación de formar el DROS y su objeto es remover el
1,5% restante de As, Sb, y Sn que están aún presentes en el Pb después de la operación
anterior.
Cuando la temperatura se eleva entre 600 a 650°C, se oxidan el Pb y el Sb junto con la
mayor parte del Cu y As presentes, para formar una espuma de Sb. Esta oxidación la
efectúan el aire inyectado y el litargirio de la escoria.
4 As + 3 O2 = 2 As2O3
4 Sb + 3 O2 = 2 Sb2O3
2 Sb + 3 PbO = Sb2O3 + 3 Pb
El producto final del proceso de espumado y decoperizado es el Pb bullión que se somete
a la operación de moldeo en tornamesas horizontales en donde se obtienen ánodos con
un peso más o menos de 153 Kg.
COMPOSICION DE LA ESPUMA DE COBRE:
%Pb
%Cu
%Zn
%Fe
%As
%Sb
%Bi
%Sn
%S
% SiO2
%
Al2O3
*Ag
*Au
51,1
21,2
0,9
2,3
6,9
1,2
0,37
0,26
5,9
1,1
0,3
80,7
0,04
*onz/Tn
El Bi y Ag tienen poca afinidad con el oxígeno por lo tanto tiene bajo grado de oxidación.
COMPOSICIÓN DEL PLOMO BULLION:
%Pb
%Cu
%As
%Sb
%Bi
%Sn
Ag(oz/Tn)
Au(oz/Tn)
36
95,9
0,05
0,68
1,91
0,86
0,003
121,37
0,108
La espuma de cobre es sometida a una etapa de fusión en reverbero con la finalidad de
formar mata. El Pb bullión es sometido al proceso de electrorefinación.
PROBLEMA 1:
Un alto horno funde la siguiente carga:
Sinter
(1000Kg) (%)
Ceniza de Pirita (600
Kg) (%)
Coque (180 Kg)
(%)
PbO = 31
PbS = 19
SiO2= 40
FeO = 10
Fe2O3 = 88
Cu2S = 5
SiO2 = 7
C = 85
SiO2= 11
Caliza (220 Kg)
(%)
CaCO3=100
Todo el S, Cu y 2% de Pb entran a la mata. Suponer que no hay pérdidas de Pb en las
escorias y gases. La fase metálica esta constituida por 100% de Pb y los gases contienen
una parte de CO2 a una parte de CO por volumen. Calcular:
1. La composición aproximada de la mata y escoria.
2. El volumen de aire usado.
3. Un balance de carga para el horno.
PROBLEMA 2:
Un alto horno para plomo funde por día una carga de 155 TM de sinter, 13 TM de caliza,
53 TM de ceniza de pirita, 8 TM de espumas de refinería y 28 TM de coque. Estos
materiales analizan como sigue:
Sinter
(%)
PbS = 18
PbSO4= 6
PbO = 28
Cu2S = 1
Fe2O3= 19
SiO2 = 22
CaO = 6
Ceniza de Pirita
(%)
Cu2S = 2
Fe2O3= 90
SiO2 = 8
Espuma
(%)
Caliza
(%)
Coque
(%)
Pb = 25
PbO= 75
CaCO3 = 95
SiO2 = 5
SiO2 = 10
C = 90
37
Asumir que todo el S pasa a la mata, el sinter lleva 80 onz de Ag/TM y que toda esta Ag
pasa al Pb de obra. La escoria contiene 10 partes de óxido ferroso a 7 partes de sílice, no
hay pérdidas de Pb en las escorias ni en los gases. Los gases llevan 1,5 partes de CO a una
parte de CO2. Calcular:
1. Un balance completo de carga para el horno.
2. La composición de cada uno de los productos.
La temperatura de salida del Pb de obra es de 600°C, de la mata 1000°C, de la escoria
1200°C y de los gases 300 °C.
El calor contenido en la mata a 1000°C es 200 Kcal/Kg de mata, el calor específico de la
mata líquida es 0,15; el calor contenido en la escoria a 1200°C es 290 Kcal/Kg de escoria,
el calor específico de la escoria líquida es 0,26, el calor de formación de la escoria es de
160 Kcal/Kg de SiO2. Asumir que no ingresa calor ni con la carga ni con el aire.
Se pide calcular el balance térmico completo del proceso de fundición (temperatura de
referencia 25°C).
CAPITULO 6
38
REFINACIÓN ELECTROLITICA DE ÁNODOS DE PLOMO BULLIÓN
6.1
Generalidades
Se tienen dos procesos:
A) PROCESO PARKES. - Es un método de refinado pirometalúrgico y particularmente se
aplica al tratamiento de bulliones de Pb impuro con elevados contenidos de Ag y
también de Au; este proceso se separa el Au y la Ag del bullión base, se basa en los
siguientes hechos:
1. En una aleación que contiene Pb, Zn, Au y Ag, el Zn se combina con el Au,
primero, luego con la Ag para formar compuestos intermetálicos (Ag 2Zn3).
2.
Este compuesto (Ag2Zn3) es menos fusible que el Pb y tiene un menor
peso específico.
3. El compuesto es prácticamente insoluble en el Pb saturado con Zn.
B) PROCESO BETTS. - Todo el afino electrolítico de Pb se lleva a cabo recurriendo al
proceso Betts, en el cual se electrolizan ánodos de bullión de Pb y placas iniciales de
Pb electrolítico en una disolución de fluosilicato de Pb y ácido fluosilícico libre. Se usan
tanques de madera o concreto que son revestidos con una mezcla asfáltica capaz de
resistir las condiciones del proceso, siempre que la temperatura de la disolución no
sobrepase el punto de reblandamiento de dicha mezcla.
6.2
Refinación electrolítica
Con este sistema de refinación se obtiene la pureza máxima del producto metálico y
permite también la separación de impurezas valiosas, tales como los metales preciosos,
seleniuros y telururos, que no se pueden recuperar en la refinación al fuego.
El metal que va a refinarse se vacía en forma de placas, la cual constituye el ánodo del
sistema eléctrico, mientras una lámina delgada del mismo metal puro sirve de cátodo. Al
sumergirse estas dos piezas de metal en una solución capaz de conducir apropiadamente
la corriente eléctrica y se hace pasar al ánodo una corriente directa (o continua)
procedente de una fuente de energía eléctrica, y luego de éste, a través de la solución
electrolítica al cátodo, y finalmente del cátodo a la fuente de energía para cerrar el
39
circuito, pasarán átomos de metal del ánodo al cátodo. Esta transferencia del metal del
ánodo al cátodo tiene lugar al pasar la corriente por la celda electrolítica.
+
-
nc Pb++
Pb
Pb
na SiF6=
1
2
3
1) Zona anolito
2) Zona electrolito
3) Zona catolito
ncPb++ = gramo equivalente de Pb
naSiF6= = gramo equivalente de iones SiF6=
nc + na = 1 (para mantener la electro neutralidad)
Al paso de la corriente eléctrica el electrolito se descompone de la siguiente manera:
PbSiF6 = Pb++ + SiF6=
1) ÁNODOS: Pb impuro
2) ELECTROLITO: PbSiF6
3) CÁTODOS: Pb puro
REACCIÓN ANÓDICA: Pb° - 2e- = Pb++
REACCIÓN CATÓDICA: Pb++ + 2e- = Pb°
Pb++ + SiF6= = PbSiF6
40
Se establece un campo eléctrico entre los dos electrodos metálicos, con una corriente de
iones cargados positivamente que emigran hacia el cátodo e iones cargados
negativamente que emigran hacia el ánodo. El metal del ánodo que se disuelve esta en la
forma de iones metálicos con carga positiva en el electrolito, y éstos emigran hacia el
cátodo, en donde se neutralizan depositándose como átomos metálicos.
El comportamiento de las impurezas que contiene el ánodo, depende de su situación en
la serie electromotriz de los metales respecto del metal que se está refinando
electrolíticamente. Aquellas impurezas metálicas que estén más arriba en la serie, se
disolverán también como iones metálicos cargados, mientras que las que estén más
abajo en la serie no se disolverán, sino que caerán al fondo de la celda y formarán los
lodos anódicos. Las impurezas disueltas también pueden depositarse en el cátodo, si las
hay en cantidad apreciable afectando la eficacia del proceso de refinación.
La electro migración entre los electrodos por sí sola sería demasiado lenta e ineficiente,
por lo cual el movimiento de iones es acelerado por una variedad de métodos físicos con
el fin de mantener al electrolito bien mezclado y en movimiento, como haciendo circular
al electrolito hacia fuera de la celda, para purificarlo y regresarlo.
POTENCIALES ESTÁNDAR DE ELECTRODOS PARA LOS METALES NO FERROSOS MÁS
COMUNES
41
ELEMENTO
REACCIÓN ANODICA
POTENCIAL DE
ELECTRODO
REVERSIBLE (v)
Sodio
Na = Na+ + e-
- 2,71
Zinc
Zn = Zn+2 + 2e-
- 0,76
Hierro
Fe = Fe+2 + 2e-
- 0,44
Cobalto
Níquel
Co = Co+2 + 2e-
- 0,28
Ni = Ni+2 + 2e-
- 0,25
Plomo
Pb = Pb+2 + 2e-
- 0,13
Hidrógeno
H2 = 2H+ + 2e-
0,00
Cobre
Cu = Cu+2 + 2e-
+ 0,34
Cu = Cu+ + e-
+ 0,52
Plata
Ag = Ag+ + e-
+ 0,80
Paladio
Pd = Pd+2 + 2e-
+ 0,99
Platino
Pt = Pt+2 + 2e-
+ 1,20
Oxígeno
2H2O=O2 + 4H+ + 4e-
+ 1,23
Cloro
2Cl = Cl2 + 2e-
+ 1,36
Oro
Au = Au+3 + 3e-
+ 1,50
6.3 Celdas utilizadas en procesos electrolíticos
A) CELDAS DE REFINACIÓN ELECTROLÍTICA.- (Ánodos solubles) con transferencia.
B) CELDAS DE PRODUCCIÓN.- (Electrodeposición) sin transferencia.
6.4
Ley de Faraday
La cantidad de metal depositado en el cátodo es igual a la cantidad de corriente que pasa
por el tanque o celda.
1 Faraday = 96 500 culombios que deposita en los electrodos un equivalente gramo
de cualquier sustancia (sea este un metal, no metal iones o cationes).
1 F = 96 500 amp-seg = 26,8 amp-hr = 23,08 Kcal/voltio
Equivalente Electroquímico.- Es la cantidad de metal depositado por un amperiohora.
42
Eq-electroquímico para el Pb =(Pa/n)/(26,8 amp-hr) = (207,19/2)/(26,8 amp-hr) =
3,8655 g depositados/amp-hr.
6.5 Proceso de refinación de ánodos de ánodos de plomo suavizado
Como se procesan en La Oroya, se refinan electrolíticamente por el proceso Betts para
producir plomo libre de bismuto de pureza excepcional: 99,999%.
Los ánodos de Pb suavizado, de (90 x 60 x 2,5 cm) y con un peso promedio de 155 Kg se
vacían y colocan en celdas con cátodos iniciales de láminas de Pb puro de 4,5 Kg. Se
ponen de 50 a 60 ánodos y cátodos en una celda con separación de 4,1 cm entre caras. Si
se reduce esta separación puede haber contacto entre las superficies y producir cortos
circuitos.
Las conexiones eléctricas son del sistema múltiple Walker, con los tanques dispuestos en
grupos dobles para aprovechar barras conductoras comunes. Los tanques o celdas son de
construcción convencional de concreto revestido con asfalto, y semejantes a los que se
usan en la refinación del Cu. Un tanque para 50 electrodos, ánodos y cátodos, mide
alrededor de 2,74 x 0,76 x 1,22 m. Algunas plantas tienen los tanques dispuestos en
cascada, instalados a elevaciones diferentes y el electrolito pasa por gravedad de los
tanques más altos a los más bajos. Si los tanques están todos a nivel, el paso de la
solución de un tanque a otro se efectúa por medio de bombas, sacándola por el fondo de
un tanque y alimentándola por la parte superior del siguiente.
El electrolito es una solución de fluosilicato de Pb (PbSiF6), con 8 a 15% en total de ácido
hidrofluosilícico (H2SiH6) 3 a 5% de dicho ácido en estado libre. El electrolito contiene
también de 5 a 10% de Pb. Se agrega cola al electrolito, la cual ayuda a que el depósito en
el cátodo sea sólido y se consume a razón de 0,60 Kg de cola por tonelada de Pb
depositado. La densidad de corriente es de 16 amperios por pie cuadrado de área de
cátodo y la eficiencia de corriente es de 90 a 93%; el voltaje de las celdas es de 0,5
voltios.
Como resultado de la electrólisis, el Pb, Sn, Zn y Fe se disuelven en el anolito; de éstos,
sólo el Sn está bastante cercano al Pb en la serie electromotriz y se deposita también en
el cátodo. Sin embargo, como en la operación previa de suavización se eliminó el Sn, no
43
quedaran sino trazas para depositarse. El Cu, Bi, los metales preciosos (Au, Ag), Cd, As y el
Sb son todos insolubles y permanecen unidos al ánodo en forma de lodo o de esponja.
Después de 4 días se saca de la celda un residuo de 25 a 30% de ánodo; se desprende la
capa de lodo insoluble y ya limpio convertido en chatarra, se lleva al horno de ánodos
para fundirlos nuevamente.
El corto ciclo de 4 días se debe a la formación de lodo anódico y de fluosilicato neutro de
Pb insoluble, que aumenta la resistencia al paso de la corriente eléctrica y limita la
eficiencia del ánodo. Existe también el peligro de que, al engrosar la capa de lodo, ésta se
deslice y cause cortos circuitos o se adhiera al cátodo.
El lodo anódico se filtra, el líquido filtrado se regresa a la casa de tanques para volverse a
usar y los residuos sólidos se tratan en forma especial para recuperar los metales
preciosos que contienen, así como el Bi, Sb, As, Cu, Se, Te. Los cátodos de Pb de alta
pureza, cuyo peso se ha incrementado a 69 Kg, se funden y vacían en tochos para el
mercado.
6.6
Electrolito
Se prepara a partir de ácido fluosilícico y fluosilicato de Pb, el primero de los cuales se
obtiene calentando una mezcla de espato flúor o casiterita (CaF2) y ácido sulfúrico en una
retorta, para dar lugar al ácido fluorhídrico, que se absorbe en agua. La disolución
resultante se hace reaccionar con sílice pura. Tienen lugar las siguientes reacciones:
CaF2 + H2SO4 = CaSO4 + 2HF
6HF + SiO2 = H2SiF6 + H2O
Esta disolución acuosa suele contener 33% de ácido fluosilícico. El fluosilicato de Pb se
obtiene haciendo que esta disolución reaccione, como a continuación se indica, con
granalla de Pb o carbonato básico de Pb.
3H2SiF6 + Pb (OH)2. 2PbCO3 = 3PbSiF6 + 4H2O + 2CO2
H2SiF6 + Pb = PbSiF6 + H2
44
El electrolito es una solución de color amarillo anaranjado y esta constituido
principalmente por PbSiF6 y H2SiF6. La composición y concentración del electrolito es el
siguiente:
H2FiS6 = 69,0 g/l
HF
= 5,9 g/l
Pb++ = 66,0 g/l (en forma de fluosilicato)
Ca = 2,1 g/l
Fe = 1,4 g/l
Al = 0,5 g/l
Mn = 0,5 g/l
Mg = 0,3 g/l
Zn = 0,1 g/l
Sb = 0,1 g/l
Ni = 0,01 g/l
Tl = 0,01 g/l
As = 0,002 g/l
H2SO4 = 0,17 g/l
6.7 Condiciones del electrolito

Disolver fácilmente al Pb contenido en el ánodo, debe tener alta conductividad y
poseer estabilidad bajo condiciones de trabajo y no evaporarse con facilidad.

El electrolito es un líquido de un color amarillo-anaranjado debido a la cola y al
goulac.
REACTIVOS DE ADICIÓN
En un sentido general los reactivos de adición sirven para obtener depósitos catódicos
suaves y compactos, más densos y brillantes, así mismo como para permitir el uso de
densidades de corrientes más altas.
La cola y el goulac utilizados para este propósito se preparan a una temperatura de 42°C
y a una concentración del 10% y se agrega diariamente a las celdas electrolíticas de tal
modo que debe totalizar el 0,013% del peso del electrolito.
45
A fin de que la composición del electrolito se mantenga constante es necesario que este
se mueva continuamente o circule a través del circuito de tanques, se establece
generalmente la circulación en cascada o de tanque por tanque. La circulación continua
del electrolito da lugar a una deposición uniforme del metal en los cátodos debido que
uniformizan su composición y la densidad del electrolito en los diferentes niveles de la
cuba electrolítica igualando de esta manera la conductividad eléctrica en toda la masa
líquida, sin esta condición en el caso del refinado electrolítico el ánodo soluble tendría
que disolverse irregularmente y el metal se precipitaría en la parte baja de los cátodos en
donde el electrolito esta más concentrado.
6.8
Variables del proceso de refinación electrolítica
A) DENSIDAD DE CORRIENTE:
Es un factor que influye decisivamente en el proceso electrolítico y se define como la
fuerza de corriente por unidad de superficie de electrodo.
Una densidad de corriente elevada significa mayor voltaje por celda, mayor
concentración de ácido, menor espacio de electrodos y la obtención de un depósito
catódico uniforme.
En la refinería de Pb no sólo es importante la densidad de corriente catódica sino
también la densidad de corriente anódica ya que la pureza del ánodo influye
directamente en la eficiencia de corriente. En las refinerías actuales de Pb un ánodo de
98% de pureza, su densidad de corriente varía de 1,7 a 1,9 amperio/dm 2 de área catódica
con una separación de ánodo a cátodo de 45 mm y con un voltaje por celda de 0,35
voltios con ánodos nuevos. En el trabajo normal de las celdas el voltaje varía entre 0,35 a
0,60 voltios dependiendo de la densidad de corriente y la edad de los ánodos; en la
refinería de Pb de La Oroya el voltaje promedio por celda es de 0,51 voltios y la densidad
de corriente se encuentra en los siguientes rangos:
Densidad de corriente catódica = 1,5 amp/dm2
Densidad de corriente anódica = 1,7 amp/dm2
B) VOLTAJE POR CELDA
46
El voltaje por celda es una variable que directamente depende de la densidad de
corriente y de la edad de los ánodos, siendo menores cuando los ánodos son nuevos y
altos cuando los ánodos alcanzan su máximo tiempo de vida.
En las refinerías el voltaje por celda tiene por función:

Vencer la resistencia óhmica del electrolito usando para este propósito cerca del 80%
del voltaje total.

Contrarrestar la resistencia del lodo adherido a ambos lados del ánodo que en
promedio alcanza un espesor de 2 cm. Esta resistencia y por lo tanto el voltaje
necesario aumenta de acuerdo al tiempo que permanece el ánodo en la celda.

Vencer la resistencia debido a los malos contactos.
C) EFICIENCIA DE CORRIENTE
En el caso de Pb la eficiencia de corriente no llega a valores altos debido a una serie de
factores como por ejemplo a la deposición de productos no deseados como el Sn, debido
a la conductividad electrónica del electrolito y a los cortos circuitos producidos en la
celda electrolítica.
Efi.de corriente = (Produc.Real/Produc.Teórica)100
6.9
Purificación del electrolito
Durante el proceso electrolítico, pasan al electrolito ciertas impurezas como el Sn, Zn, Fe,
Ni, Co y así mismo no todo el Pb del ánodo se deposita totalmente en el cátodo, sino que
parte de este metal se va concentrando en el electrolito conjuntamente con otro grupo
de impurezas perjudicando la calidad del depósito catódico.
Con el objeto de mantener la concentración de Pb y demás impurezas dentro de los
límites normales es necesario purificar el electrolito para lo cual se emplea el método de
las CELDAS LIBERADORAS.
El funcionamiento de las celdas liberadoras es igual que el de las celdas comerciales con
la diferencia de que en lugar de ánodos solubles se utilizan ánodos insolubles de grafito.
47
Al pasar la corriente eléctrica el Pb y demás impurezas se depositan en el cátodo a
expensas del electrolito y como el ánodo es insoluble ya no aumenta su concentración en
Pb, sino que disminuye hasta alcanzar los límites normales.
Cada celda liberadora contiene 40 cátodos que colocados de 2 en 2 hacen 21 polos, la
distancia entre ellos es de 8" y entre ellas se colocan una varilla de Cu con 5 tubos de
grafito que actúan como ánodos insolubles, en total se tienen 20 varillas con sus
respectivos 5 carbones c/u.
El tiempo de deposición es de 48 horas
Reacciones:
Pb++ + 2e- = Pbº
SiF6= + H2O = H2SiF6 + 1/2 O2
6.10
Productos de la refinación electrolítica de Pb
A) Plomo Refinado
ELEMENTO
COMPOSICIÓN
(% PESO)
Ag
0,001
Cu
0,0003
Bi
0,001
Sb
< 0,0002
As
0,0003
Tl
< 0,0002
Sn
< 0,0002
Fe
0,0002
Zn
0,0001
Pb
99,9972
B) Lodo Anódico
48
ELEMENTO
6.11
COMPOSICIÓN
(% PESO)
H2O
35,00
Pb
17,70
Cu
1,14
Ag
8,35
Au
0,006
As
13,70
Sb
36,74
Bi
17,08
Se
0,06
Te
0,82
Fundición y moldeo de cátodos de plomo
Los cátodos de Pb obtenido en las celdas electrolíticas son fundidas en ollas especiales
con el objeto de eliminar algunas impurezas que todavía contienen estos cátodos.
Para la fusión de estos cátodos se emplean unas ollas de acero de 140 TM de capacidad
calentadas con petróleo, la temperatura máxima que se debe alcanzar es de 480ºC, la
masa fundida es sometida a repetidos fundidos con el objeto de oxidar las impurezas y
aglomerarlos y mediante la adición de NaOH es sometido a batidos que dura
aproximadamente 3 horas, al final del cual el Pb refinado queda listo para ser moldeado.
La temperatura de moldeo es de 420 a 440ºC.
6.12 Lodos anódicos
Son productos importantes obtenidos durante el proceso de refinado electrolítico de
ánodos de Pb bullión. Por cada TM de Pb refinado se producen alrededor de 52 Kg de
lodos, normalmente estos lodos permanecen adheridos en ambas caras del ánodo y son
49
desprendidos mediante una operación de lavado con agua a fuerte presión, estos lodos
se caracterizan por estar constituidas por partículas de tamaño bastante fino y de alta
riqueza metálica lo cual obliga a un tratamiento posterior con el fin de recuperar en
forma de subproductos a metales como el Au, Ag, Pt, Se, Te, y Bi.
Los lodos anódicos son tratados en la fundición de residuos anódicos.
Clasificación de las Impurezas Contenidas en los Ánodos
1º Elementos y compuestos no atacados por las reacciones de los ánodos:
a)
Elementos más solubles que el Pb; Au, Ag, Se, Te y Bi.
b)
Compuestos insolubles: óxidos de Ni, seleniuros y telururos.
2º Elementos disueltos anódicamente:
a)
Que se disuelve en forma de iones y se acumulan en el electrolito obligando
posteriormente a un proceso de purificación y son los siguientes: Pb, Sn, Zn, Ni y
Co; otros elementos que se precipitan o quedan adheridos al ánodo son: Cu, Sb,
As, Bi, Cd y algo de Ag.
PROBLEMA 1:
En unas pruebas de laboratorio destinados a la evaluación de nuevos reactivos de adición
en la electrorefinación de Pb se obtuvieron los siguientes resultados:
D.C. = 14,8 amp/pie2
Tiempo de deposición = 96 horas
Voltaje por celda = 0,33 voltios
# Cátodos por celda = 4
# Ánodos por celda = 3
Peso real de Pb
= 4 987,1 g
Calcular:
1.- La intensidad de corriente.
50
2.- Eficiencia de corriente.
3.- Consumo de energía en Kw-Hr/Kg de Pb producido.
PROBLEMA 2:
Una refinería electrolítica de Pb utiliza el proceso Betts para producir 200 TM de Pb
refinado por día. La densidad de corriente usada es de 200 amp/m2 y se emplea el
sistema múltiple en donde los ánodos y cátodos están sumergidos en una dimensión de
50 x 80 cm. En cada tanque se tiene 21 cátodos y 20 ánodos, la eficiencia de corriente es
del 93%, el voltaje usado por celda es igual a 0,4 voltios, la distancia de ánodo a cátodo es
de 3 cm. Calcular:
1. El número promedio de tanques o celdas en operación.
2. La potencia del generador.
3. La resistividad del electrolito.
PROBLEMA 3:
Una refinería electrolítica de Pb tiene una capacidad de 200 000 TC por año y usa 24
ánodos y 25 cátodos por tanque, las láminas iniciales miden 3 pies 3 pulg por 2 pies 2 3/4
pulg por 0,28 pulg de espesor, siendo retirados del tanque después de 3 días de
deposición, la eficiencia de corriente es de 93%, se producen 2 cátodos por cada ánodo y
los ánodos tienen 99% de Pb. El ánodo gastado o SCRAP es de 33% y los tanques tienen 8
pies 9 1/2 pulg de largo con un ancho de 2 pies 6 1/2 pulg y una profundidad de 3 pies 6
pulg; asumir que el electrolito llena el tanque hasta 4 pulg del borde superior.
El electrolito tiene 72 g/l de Pb y la parte sumergida del ánodo mide 30 1/2 pulg por 26
1/4 pulg; los tanques están conectados en dos circuitos y cada uno de ellos requiere 200
voltios. Calcular:
1. El número de tanques en operación.
2. El peso y espesor de un cátodo final.
51
3. El peso promedio de Pb bajo tratamiento en las placas y electrolito y su valor a 23
centavos de dólar por libra de Pb producido.
4. La resistividad del electrolito asumiendo de que el 70% del voltaje es usado en vencer
la resistencia del electrolito.
52
BIBLIOGRAFÍA
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Síntesis 2006.
Ballester A. Verdeja, L. F. Sancho J.; Metalurgia Extractiva Volumen II; Madrid, Editorial
Síntesis 2006.
Polanco Cornejo Henry G.; Tratado de Pirometalúrgia; Arequipa-Perú, Editorial UNAS
2010.
53