Metalurgia Del Zinc

5/17/2018 Metalurgia Del Zinc - slidepdf.com

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3. METALURGIA DEL ZINC

Como ocurre normalmente en metalurgia extractiva, las distintas menas, antes de sutratamiento químico extractivo, necesitan de una preparación física y química medianteoperaciones de muy distinta naturaleza. Por ello, a continuación, se estudian la

concentración de los minerales y su tratamiento por tostación y sinterización.

3.1. Concentración de menas.

La concentración por flotación ha venido a resolver el problema de las menasmixtas las cuales, por otra parte, son cada vez más comunes. No obstante, antes de esta

operación se hace precisa una molienda que libere los distintos componentes del mineral yque, a veces, exige moler por debajo de 50 µm. Hay que plantearse un proyecto demolienda-flotación que haga el tratamiento de la mena económico.

La práctica normal de la flotación en menas mixtas es flotar primero los mineralesde cobre, deprimiendo los de zinc y plomo. A continuación, se flota la galena, luego lablenda y. a veces, finalmente, la pirita.

La flotación de minerales de zinc ha evolucionado tanto desde comienzos de sigloque, hoy día, se pueden tratar una gran variedad de menas sulfuradas con un éxitoeconómico asegurado.

Se han desarrollado técnicas, por ejemplo, que llegan a flotar carbonato de zinc

activando su superficie con sulfuro sódico y usando colectores, como en Cerdeña.

3.2. Tostación y sinterización.

Al comienzo de la producción del zinc metal (1746 en Europa) se usaron lascalaminas para la obtención del metal. Sólo era precisa una calcinación para descomponerel silicato hidratado, y dejar así un silicato activado del que el óxido de zinc era reducido,en retortas especiales, con carbón. Pero la blenda, que es un sulfuro y, además, el másabundante, pronto se intentó beneficiar aunque no pueda reducirse directamente concarbón.

Pronto se supo que un tratamiento de tostación convertía el mineral en óxido y ésteya se podía reducir, pero no se utilizó este descubrimiento, por lo tedioso del proceso de

tostación, hasta que las calaminas se hicieron escazas.

Agotados los yacimientos de calamina hubo que recurrir a la blenda siendonecesario desarrollar una técnica adecuada para su tostación. El descubrimiento de laflotación puso en disposición de tratamiento cantidades importantes de blenda y hoy sepuede decir que casi la totalidad de la producción mundial de zinc se obtiene a partir de

sulfuros concentrados por flotación.



El primer paso es, hoy en día, es la obtención de un óxido por tostación del sulfuroque, para su reducción por vía térmica en horno de cuba, precisa ser sinterizadofacilitándose así las reacciones en el horno.

3.2.1. El proceso de tostación

En este proceso, la blenda tiene que oxidarse y convertirse, progresivamente, en

óxido a medida que el oxígeno penetra en las partículas sólidas y se evacua hacia susuperficie el SO2.

Esta conversión en óxido de la blenda se exige tanto para la vía pirometalúrgica detratamiento como para la hidrometalúrgica, puesto que el sulfuro no se ataca con facilidadpor ácidos o bases y, además, es inerte a la reducción con carbón. No procede tampoco lafusión para mata al ser un metal muy poco noble.

La reacción básica es la siguiente:

ZnS

H

3

2O 2 ZnO SO 2

Ec. 3.1431 kJ

12000 K mol

La tostación debe efectuarse por encima de los 700ºC, en aire y con continua

agitación. El exceso de aire hay que controlarlo con el fin de que no baje del 4,5% elcontenido de SO2 en los gases del horno; esto para el control del proceso y para losrequerimientos de la planta de ácido sulfúrico. En la figura 3.1 se puede ver el diagrama deKellog para el sistema Zn-S-O a 800 y 1200 K. En el diagrama de la figura se ha señalado

la zona de trabajo del tostador en la que se garantiza la conversión total del sulfuro en óxido ala mayor temperatura.

A la temperatura de 900ºC, la reacción 3.1 se desplaza rápidamente hacia laderecha. Mientras en los antiguos procesos el contenido final de azufre del tostado era del1%, en la tostación en lecho fluido moderna el contenido es inferior al 0,5%. Este resultadoes debido a que aunque el contenido en oxígeno en el lecho es bajo, 3-5% a la salida de

gases, el excelente contacto sólido-gas hace que se lleve a cabo la reacción hasta el extremoindicado; por otra parte, la carga fresca se diluye mucho dentro de la masa de materialcalcinado del lecho.

En condiciones normales de temperatura, por encima de los 900ºC, el sulfato dezinc no debería estar en el horno (como se muestra en los diagrama de Kellog de la figura3.1). Se puede demostrar fácilmente que si bien a 725ºC no existe sulfato en ausencia deSO2, en la atmósfera del horno, con un 6-12% de SO2 se forma un sulfato básico, el 2

ZnSO4∙ZnO, que es estable hasta 850ºC.



Figura 3.1. Diagrama de Kellog para el sistema Zn-S-O a 800 y 1200 K.

Se puede producir una sulfatación del polvo que sale del horno a medida que seenfrían los gases. La producción de SO3 se incrementa con la concentración de O2 en el gaspor lo que el exceso de aire debe ser controlado (10-15%). Así el SO 3 es inferior al 1% delazufre total tostado y el peligro de sulfatación disminuye.

Figura 3.2. Distribución del SO2 en una máquina de sinterización.



Aunque hubo unos primeros hornos, muy antiguos e imperfectos, para tostar, las

técnicas para conseguir un buen tostado no se tuvieron hasta el desarrollo de los hornos desolera Wedge y Herreshof; estos hornos casi funcionaban de forma autógena con ayuda depequeñas cantidades de combustible. No obstante, presentaban problemas de pegaduras yde altos costos de mantenimiento por lo que, aunque se utilizaron profusamente, hoy están

en desuso habiendo sido reemplazados por los hornos de lecho fluido, que son ideales paratostar los finos de flotación. Así pues, se puede decir que en las plantas hidrometalúrgicasactuales (electrolíticas) solamente se instalan tostadores de lecho fluido. Estas unidadestienen una capacidad de producción alta y bajos costos operativos y de mantenimiento.

La tostación no se puede utilizar en plantas con hornos de reducción dado que seprecisan materiales sintetizados con buenas características mecánicas, y con porosidad ytamaño adecuados.

La tostación por suspensión fue un paso intermedio entre el horno Wedge y el hornode lecho fluido. Cuando se vio que el proceso de tostar se producía al caer el material de

solera a solera, se pensó en mejorar el contacto gas-sólido mediante un quemador de blendafina, cayendo el producto en una cámara de combustión que se mantenía a 950ºC. Lablenda se incendia y cae, tostándose rápidamente. La blenda se secaba en las dos solerassuperiores, se retiraba del horno para moler y, luego, se enviaba a los quemadores.Aproximadamente, el 40% del producto se retiraba por el conducto de gases del que seseparaba utilizando ciclones y filtros. El calor del gas podía recuperarse en una caldera. Lasunidades usadas en Canadá por Consolidated M.S.C. procesaban 300 Mg de blenda diaria ydesplazaron a los tostadores giratorios de soleras (Wedge).

Pero el proceso que se impuso definitivamente fue la tostación en lecho fluido quehabía tenido aplicaciones previas para reacciones gas-sólido y que se impuso también, eneste caso, para la tostación de blenda.

El tamaño de partícula y la velocidad del aire son fundamentales.

Al principio, se pretendía tostar para llegar a un producto que, lixiviado, produjera lamáxima cantidad de zinc con la mínima cantidad de hierro debido a los problemas queacarreaba este metal al intentar su separación como hidróxido gelatinoso. Se sabe que

cuando se calientan a cierta temperatura los óxidos de zinc y de hierro forman uncompuesto: la ferrita de zinc, ZnO∙Fe2O3. Si el hierro está en forma sustitucional en la

blenda, la formación de la ferrita es inmediata y completa. Incluso si el hierro está comopirita, a la temperatura de tostación de 900ºC, se fija el 90% del Fe como ferrita. Estos

hechos hicieron el que, al principio, la lixiviación se llevara a un pH en el cual no se

disolviera la ferrita para no contaminar la disolución.

Las capacidades de tratamiento de estos hornos varían entre 500 y 1000 Mg de

blenda diaria. Son hornos de bajo coste de mantenimiento y, además, el gas tiene una

concentración en SO2 que llega al 10% con lo que el rendimiento de la planta de ácido

sulfúrico es excelente. Energéticamente, son muy eficaces produciendo en una caldera, a lasalida de gases, un kilogramo de vapor de alta por cada kilogramo de blenda tostada.



Como tostación previa a la lixiviación, el proceso es ideal para la mayoría de losconcentrados; solamente, si los contenidos de plomo superan el 3%, pueden producirseaglomeraciones que interfieren la operación del lecho. Este tostado fino sólo podría usarse enprocesos de piro-reducción, utilizando un briquetado intermedio.

El rendimiento de tostación es de dos toneladas de azufre por metro cuadrado de

superficie de parrilla y día. Si se carga la alimentación del horno en forma de papilla, elrendimiento baja al 70%. Los tiempos de residencia medios en el lecho son de cinco horas,que disminuyen a una hora para los finos; se considera que el lecho se renuevacompletamente después de 20 horas.

La eliminación de azufre como sulfuro llega a ser de hasta del 0,1%, estando elazufre también presente como sulfato en cantidades todavía mayores que varían entre el 0.5 yel 2,5%.

Este sulfato es beneficioso pues sirve para paliar las pérdidas de ácido en el circuito,eso sí, siempre que no sea una cantidad excesiva ya que exigiría descargas periódicas.

La altura del lecho en los tostadores es de 1-1,5 m. La carga del horno es en sólido,por cinta o en papilla. El control de la temperatura es importante, fijándose en 900-980ºCpara evitar aglomeraciones. La exotermicidad de la oxidación de la blenda es tal que haceque sea preciso refrigerar mediante pulverizadores de agua cuando la carga es seca.

El tamaño de partícula de las blendas tostadas está entre 50 y 300 µm (media 200µm). El volumen de hueco es del 0,6 al 0,8 y la velocidad es de 30-35 m/s con un exceso deaire del 10% sobre el teórico para tostar. El SO 2 del gas está entre el 8 y el 10%. Laspartículas finas se arrastran y el 40% de la blenda tostada se recoge por los rebosaderos. Elgas se enfría en las calderas a 350ºC y se precisa limpiar los tubos y paredes pues en ellos

se producen pegaduras. El gas se limpia en ciclones y, finalmente, en separadoreselectrostáticos. Así pues, el material calcinado se recoge, por ejemplo, de esta manera: 40%en los rebosaderos del horno; 20% en las calderas; 35% en los ciclones; y 5% en losprecipitadores electrostáticos. Estas cantidades varían en función de la granulometría de laalimentación.

3.2.2. Sinterización.

La sinterización de los concentrados de blenda se lleva a cabo en una cinta máquinaDwight-Lloyd (D.LL.). Se carga automáticamente con una capa de 15-18 cm de mineralque se enciende, en su parte alta, en la primera caja horizontal, comenzando la aspiraciónhacia abajo de los gases de combustión. La zona de reacción se mueve, por tanto, haciaabajo a una velocidad de 0,25 mm/s siendo la velocidad del gas a través del lecho 1000

veces superior. La temperatura en la zona de reacción puede llegar a alcanzar los 1450ºC.

Aproximadamente, en unos veinte minutos el lecho ha reaccionado por completoajustándose la aspiración y la velocidad de avance. El contenido de azufre del productosinterizado se ha reducido por debajo del 1% y se somete a tratamiento de machacado yclasificación.



Es esencial disponer, para producir un buen sínter, de una distribucióngranulométrica con las condiciones adecuadas y de una buena mezcla de los ingredientes.El proceso depende, fundamentalmente, de la consecución de una zona de combustiónestrecha que viaje a través del lecho. Si no hay uniformidad, el producto sinterizado puedeestar tostado de forma incompleta.

En cuanto al contenido de azufre de la carga, éste debe ser suficiente para conseguirel combustible necesario, pues si hay azufre en defecto, la sinterización y tostación seráparcial, y si lo hay en exceso, la zona caliente fundirá y se perderá porosidad dando un

producto imperfecto. Un 6% de azufre se considera óptimo para la sinterización conaspiración inferior. Como la blenda tiene un 30% de azufre, no se puede sinterizardirectamente exigiéndose bien una tostación parcial previa o bien recircular los cinco sextosde la carga sinterizada con moliendas intermedias para diluir el material. A pesar de queéste pasa cinco veces por el sínter, esta práctica se usa en bastantes plantas.

La porosidad del lecho es otro aspecto determinante para producir un flujo uniformede gases. La operación fundamental para controlar el tamaño del sólido es la criba de losmateriales ya que son el constituyente mayoritario de la carga. Se realiza tamizando por

debajo de 4 mm.

La humedad debe estar entre el 6 y el 7% para asegurar un buen contacto de la cargapero si la humedad es excesiva se pierde porosidad.

La carga se debe dosificar de la mejor manera posible; el material de retorno, y losminerales y fundentes que se almacenan en las tolvas, se pesan y dosifican en formacontinua y se mezclan para producir una carga con la composición adecuada.

Estas operaciones de mezcla se hacen en mezcladores de naturaleza diversa. Lamezcla se hace humedeciendo la carga de forma simultánea. Hay también dispositivos paraalimentar a la máquina D.L.L. la cantidad exacta de lecho sobre las parrillas, lo cual se hacecontrolando su altura.

El contenido en SO2 de los gases debe de ser suficiente para que funcionen bien lasplantas de ácido. Para ello, se evitan las entradas de aire por juntas o agujeros en la carga.La distribución del SO2 en los gases se representa en la figura 3.2 tanto para una máquinacon aspiración superior como con inferior. La máxima concentración se obtiene en la partecentral: 10-12%. Para conseguir enriquecer el gas se utiliza la recirculación del mismo

pasándolo de parte de las cajas aspirantes de nuevo por el lecho en la zona anterior. Así, elgas recirculado pasa del 2,5 al 7% de SO2.

El cadmio y el plomo sufren movilizaciones en la carga del sínter durante elproceso. El 70% del cadmio se volatiliza, fundamentalmente, como sulfuro de cadmio quese condensa en las salidas de gases. Se recupera de las barras de forma automática porgolpeo y se obtiene un producto con un 6% de cadmio que se puede lixiviar. El plomo llega avolatilizarse en un 20% y se recoge en el sistema de purificación de la planta ácida comobarros de sulfato de plomo. En la tabla 3.1 se presentan los datos operativos de unainstalación Dwight-Lloyd.



El sinterizado aspirado por abajo es adecuado para la carga en retortas. Pero el

desarrollo del horno Imperial Smelting (ISF) exige un producto grueso, 2,5-10 cm, yresistente. Además, surgen problemas en este tipo de horno por la reducción del plomo

cuando se utilizan menas mixtas Zn-Pb, según la reacción:

2PbO PbS 3Pb SO 2

Ec. 3.2

Ya que se taponan las cajas de viento cuando se aspira por abajo. Por esta razón, seha desarrollado el sistema de soplado desde abajo que comporta el que el plomo se retengaen el lecho de sínter (PortPire y Stolberg) obteniéndose el denominado sínter duro (figura3.3). Este desarrollo ha permitido el éxito técnico del horno ISF de reducción simultánea deZn y Pb a partir de menas mixtas.



Figura 3.3. Diagrama de una instalación con máquina de sinterización de soplado inferior

El funcionamiento de esta sinterización invertida requiere de la ignición por abajode una capa de coque y de carga del lecho de material que entra inmediatamente en la zonade soplado.

Para enriquecer el gas en SO2, las soplantes sólo introducen aire en la parte inicialdel sínter. El gas se recoge y pasa a través de las parrillas anteriores; lo mismo se hace conel gas de ignición.

En la sinterización soplada hacia arriba es muy importante el tamaño de laspartículas, su buen mezclado y el acondicionado para que no se produzcan arrastres de

material. El sínter obtenido con el soplado hacia arriba se denomina sínter duro porque hayque producir trozos gruesos en oposición al sínter blando producido con aspirado hacia

abajo. El material se machaca a menos de 15 cm y luego se tamiza a un tamaño de unos 2cm siendo este producto apto para la carga de los hornos. Lo que queda de menos de 2 cmse tritura hasta menos de 4 mm y se manda al retorno para reducir el azufre de la carga pormezclado (6,5%).

Para los procesos en retortas o para el electrotérmico, el sintetizado es una etapapara la reducción del contenido en azufre, es decir, para la tostación. Para el ISF el



sinterizado supone, además, la preparación de la carga. El briquetado del sínter blando noes una alternativa económica para el horno de reducción ISF.

Para los procesos de lixiviación se siguen las técnicas antes mencionadas detostación en lecho fluido como sistema de obtención de un producto apto para su ataque.

4. Las diferentes etapas de la producción de zinc

La extracción del zinc puede efectuarse en las minas a cielo abierto o en

yacimientos profundos. La elección del tipo de explotación depende del entorno y delcapital invertido. Cuando se decide explotar una mina a cielo abierto, los mineros cavan

huecos con la ayuda de taladros neumáticos manuales, en los que colocan cargasexplosivas. Una vez extraídas, las rocas son transportadas hasta la fábrica detransformación, que generalmente se encuentra en la misma mina, para comenzar la fase deconcentración.

Esquema de la cadena



4.1. Separación de concentrados de zinc

En esta etapa, el mineral es triturado con el fin de obtener partículas muy finas que,según la naturaleza del mineral, van a ser sometidas a diversos tratamientos químicos. Setrata de extraer del mineral un máximo de elementos extraños e impurezas. Más tarde, los

diferentes concentrados presentes en la roca son separados por un proceso de flotacióncomo en el caso de la familia de los platinoides (platino y paladio). Esta técnica se basa enel hecho de que cuando están en suspensión, las partículas minerales recubiertas de ciertosproductos químicos se aglutinan en forma de burbujas de aire que son insufladas por laparte de abajo de la célula de flotación, para subir luego a la superficie. Se forma entoncesen la superficie, un depósito espumoso que será recuperado y enviado a través de variosfiltros. A la salida de este proceso, se recogen diferentes concentrados de zinc.

4.2. Refinado

Esta es sin duda la más importante etapa del proceso. Con el fin de obtener el metal

bruto, la industria metalúrgica del zinc utiliza dos procedimientos: la hidrometalurgia y lapirometalurgia.

4.3. La Extracción por vía húmeda (por electrólisis ohidrometalurgia)

La hidrometalurgia consiste en la producción, purificación o la eliminación demetales o de componentes de metales a través de reacciones químicas. Este método esprincipalmente utilizado en el tratamiento de las rocas que tienen un alto contenido dehierro. Se desarrolla en cuatro fases que son respectivamente: el tueste, la lixiviación, lapurificación y la electrólisis.

4.3.1. El Tueste

El tueste transforma el sulfuro de zinc en óxido. El dióxido de azufre obtenidopermitirá obtener ácido sulfúrico que, por una parte entrará en el proceso de fabricación deagentes fertilizantes, y por otra parte continuará su proceso hacia la etapa siguientedenominada lixiviación.

° El dióxido de azufre que se obtiene gracias a este proceso es transformado en ácido sulfúrico.° El mineral de zinc, después de la tostación, es llamado calcina.

4.3.2. LixiviaciónDurante la fase de lixiviación, la calcina es tratada mediante una solución diluida de

ácido sulfúrico (180-190 g/l). Esta operación se realiza a una temperatura de proximadamente60°C y dura entre una y tres horas. En esta fase, queda todavía un porcentaje que varía entre 10y 25% de zinc insoluble que va a ser recuperado gracias a una operación complementaria.



4.3.3. Purificación de la soluciónDespués de la lixiviación, algunos elementos externos están todavía presentes en la

solución. Su eliminación se realizará con la ayuda de polvo de zinc. La cantidad necesariade polvo de zinc depende del porcentaje de impurezas que contiene la solución. Estapurificación dura entre una y ocho horas. Al final del proceso, se recuperan las partículas de

zinc por filtración.

4.3.4. ElectrolisisUna vez purificada la solución, se vierte en depósitos de electrolisis (tanques decemento revestidos de PVC), constituidos por ánodos de plomo y de cátodos de aluminio.Esta operación necesita entre 30 y 40°C y va a permitir al zinc depositarse en el cátodo dedónde se le despegará por pelaje (o stripping) cada 24, 48 o 72 horas, según el caso.

° La producción por celda que contiene hasta 86 cátodos de 1,6 m², puede alcanzar 3 t/día° El zinc obtenido es muy puro (99,995 %). Contiene menos de 50 ppm de impurezas, siendoel plomo la principal.

Finalmente el zinc obtenido es fundido y moldeado en lingotes, que es como serácomercializado en el mercado industrial.

4.4. La Extracción por vía seca (conocida también como víatérmica o pirometalurgia)

Se presentan, a continuación, los procesos pirometalúrgicos que conducen a laobtención del zinc metal. Se comienza por los procesos de reducción térmica y luego sepresentarán los procedimientos que acaparan, en la actualidad, el mayor tonelaje de metal.

4.4.1. Procesos de reducción térmica.

Aunque hay vestigios, que datan del siglo XIV, de producción de zinc en Asia, losprocesos que suponían reducción y condensación eran totalmente empíricos.

En 1917, se intentó explicar este proceso mediante las reacciones siguientes, decaracterísticas reversibles:

ZnOs COg Zng CO2 gEc. 4.1

CsCO2g2COgEc. 4.2.

Los primeros estudios termodinámicos se hicieron por C.G. Maier en el U.S. Bureauof Mines de EEUU. De los datos termodinámicos calculados se pudo deducir la

temperatura a la que se podía producir la reducción continua del óxido de zinc y lasproporciones del Zn vapor, CO y CO2 en equilibrio a diferentes temperaturas de

tratamiento.



De las reacciones anteriores se puede deducir que el CO 2 generado en la primeratiende a descomponerse en la segunda. Las condiciones de equilibrio de ambas reaccionesse pueden calcular sabiendo que en dichas condiciones

rG = 0 . Por otro lado:

Para la reacción total, o de reducción directa, se tiene:

ZnOsCs Zng COg Ec. 4.6Cuya energía libre estándar asociada se calcula sumando la ecuación 4.3 y 4.4:

Si ahora se tiene en cuenta la expresión de la isoterma de Van’t Hoff, se puede poner que para la reacción 4.6:

Gº = 83380 - 67,52T 4,575T log P P Ec. 4.8R 4.6 Zn CO

En una retorta y suponiendo muy pequeña la presión de CO2 a una atmósfera depresión total (mostrada en la figura 4.1 de la cual se deducen los bajos valores de la presiónde CO2, para los dos equilibrios anteriores, que a las temperaturas representadas soninferiores a 4 kPa), se tiene entonces PZn=PCO=0,5 atm con lo que:

Gºr 4.6)

83380 -67,52T 4,575T log 0,5 0,5 Ec. 4.9

Con lo que a partir de esta expresión se pueden calcular la temperatura de equilibriola cual resulta ser igual a 1187 K (915ºC). Se deduce, pues, que la reducción directa de lablenda no se puede llevar a cabo hasta alcanzar temperaturas superiores a los 915ºC ya queel proceso no es termodinámicamente posible hasta que se alcanzan dichas condiciones.

Existen algunas otras vías de llegar a esta misma conclusión basándose en los equilibrios delas ecuaciones 4.1 y 4.2.

En la reducción directa, de la estequiometría de la reacción se deduce queNZn NO, es decir, que el número de átomos de zinc es igual al número de átomos de

oxígeno y, teniendo en cuenta las reacciones 4.1 y 4.2 los átomos de oxígeno son iguales alas moléculas de CO más dos veces las de CO2 por lo que:

NZn NO NCO 2NCO2 Ec. 4.10

Y, por tanto, las presiones serán:



PZn PCO 2P CO2 Ec. 4.11

Siendo la presión total igual a:

Ptotal PZn PCO 2PCO2 Ec. 4.12

En la figura 4.1 se representa la variación de la P CO (kPa) para los equilibrios de lasecuaciones 4.1 y 4.2 en función de la temperatura. Según esta representación pareceevidente que la reducción continua del oxido de zinc no tendrá lugar por debajo de los1000ºC.

A temperaturas superiores, debido a que la reacción 4.6 es más lenta que la 4.2, sealcanzará el estado de equilibrio con una relación CO 2 /CO en el gas cerca de la quedetermine el equilibrio del óxido de zinc; la fuerza impulsora de la reacción será ladiferencia entre la composición actual y la requerida para el equilibrio según la reacción 4.6lo que viene representado por las distancias entre las dos curvas de la figura.



Ya que se ha considerado que la presión de CO2 es pequeña, sustituyendo en lasexpresiones anteriores los valores de K4.1y K4.2como funciones de la temperatura, talcomo vienen expresados en la isoterma de Van't Hoff, se pueden calcular las distintas

presiones de zinc, CO y CO2, y la presión total como funciones de T-1

; su representación seincluye en la figura 4.2.a. Se puede comprobar, una vez más, que la presión total alcanza 1atm a los 920ºC, aproximadamente. En esta figura la presión de vapor del zinc líquido puroestá también representada en función de la temperatura. Se puede ver que a 920ºC ésta esmayor que la presión de zinc en la mezcla reaccionante de lo que se deduce que el zinc seforma como vapor no saturado. Del gráfico se deduce que a 1110ºC la presión del zincalcanza la saturación y los valores que corresponden son PZn = 5 atm y Ptotal = 10 atm, por loque a altas temperaturas y presiones sería posible obtener zinc, por reducción directa delZnO, en forma líquida.

A partir de la figura 4.2.b) se pueden explicar también las condiciones de reducción del

zinc por vía térmica y se pueden ver los efectos de variar las presiones de Zn vapor y de CO.La intersección de las líneas a presiones de 0,5 atm para ambos gases se produce a 920ºC,aproximadamente. Del mismo gráfico se puede deducir cómo la reducción del zinc en

presencia de cobre, caso de obtención directa de un latón (como se pudo hacer en

tiempos de los romanos), se puede realizar fácilmente.

Si el Zn se recoge como una aleación Cu-Zn, su actividad pasa a ser, por ejemplo,0,1 y esta curva corta a la de PCO igual a 1 atm a 890ºC; como se puede ver, la temperatura dereducción ha disminuido considerablemente.

La cinética de la reducción del ZnO con C puede explicarse a través de las

siguientes etapas:1. Reducción con CO en la superficie del ZnO.2. Reacción de Boudouard en la superficie del carbón.3. Difusión de gases entre las dos superficies.

De éstas, la etapa que controla el proceso es la tercera. El método utilizado parafacilitar este proceso es aumentar el área superficial y aproximar al máximo los reactivossólidos ZnO y C. Se debe pues tener una mezcla muy íntima de ambos. La temperatura deequilibrio debe sobrepasarse para tener una velocidad de reducción aceptable(1000-1100ºC). La velocidad de reacción intrínseca es mayor entre el gas y el ZnO queentre el gas y el C por lo que un exceso de éste facilita la reducción del CO2 obteniéndose

una mayor velocidad en el proceso. Además, así se aminora la reoxidación del zinc.Esta reoxidación del zinc con CO2 por inversión de la reacción 4.1 es algo que

puede suceder. Si no se toman las debidas precauciones, un 1% de CO2 en el gas oxidará un2% de Zn y el óxido de zinc formado cubrirá las gotitas de zinc evitando su coalescencia yformando un polvo azul. Contra esto se puede luchar enfriando súbitamente, lo que no esposible en una retorta. El ciclo de la retorta está dibujado en la Línea a-a de la figura 4.2.b).



La reoxidación se produce cuando se cruza la línea de presión parcial de zinc de 0,5 atm.Como se ve la relación CO2 /CO disminuye.

Cuando la presión del Zn es igual a su presión de saturación, se condensa el metal.Esto sucede a 840ºC y a una presión parcial de zinc de 0,5 atm. Para conseguir el 99% decondensación, la presión parcial del zinc debe ser del orden de 0,01 atm, a una presión totalde una atmósfera, lo que sucede a unos 600ºC. En la práctica, hay un sobreenfriamiento

grande: 500ºC. Se verán más adelante las formas de evitar la reversión de la reacción dereoxidación.

La reacción 4.6 es endotérmica consumiendo 238 kJ∙mol-1. A 1000ºC, siendonecesario calentar reactivos y productos, además de evaporar el Zn, el calor pasa a ser de376 kJ∙mol-1 o, lo que es lo mismo, 5751 kJ por kg de zinc. Como se indicaba, este calorhay que suministrarlo a la retorta a través de la pared.

Figura 4.2. a) Presiones de equilibrio de Zn, CO y CO2

b) Relación CO2/CO para la reducción del ZnO(s) a Zn(l).



La velocidad de reducción total en la retorta se determina, sin embargo, por la

relación de transferencia de calor de forma que cada elemento de carga alcance unatemperatura tal que la velocidad de absorción de calor, debida a la reacción, se correspondacon la ganancia de calor por conducción térmica.

Es difícil medir la temperatura de la carga en una retorta, o la temperatura y lacomposición del gas. En retortas horizontales, y por métodos indirectos, parece que andaentre 980 y 1000ºC. Como en una retorta hay carbón en exceso, la relación CO2 /CO vendrádictada por la reacción de gasificación 4.2 produciéndose una concentración de CO 2 baja.El gas está compuesto, de forma aproximada, por proporciones iguales de Zn vapor y deCO gas con un 1% de CO2, aproximadamente y al enfriar, para recuperar el zinc, se debentener precauciones especiales. El punto de rocío de esta mezcla es de 830ºC y el zinccomenzará a condensar tan pronto se alcance esta temperatura. El problema que se presentaes que la reacción 4.1 se invierte tan pronto como la temperatura desciende, produciéndosela oxidación del zinc y formándose polvo azul. Si no se enfría rápidamente, la cantidad quese produce de polvo azul puede ser importante. Como ya se ha indicado, el oxido, que

cubre al zinc metálico, impide la coalescencia de gotas para formar zinc metal líquido. Sinembargo, si la temperatura desciende mucho, se formará zinc metálico sólido que tambiénestará en forma de polvo. Por estas razones, la temperatura de los condensadores debe estarpor encima de 419ºC pero con suficiente superficie para eliminar el calor de los vapores.Así, el zinc condensa en forma líquida sobre las paredes del condensador recolectándosecon menos del 5% de óxido. El diseño del condensador deberá ser adecuado en cuanto atamaño, forma, conductividad térmica, temperatura, etc.

Así pues, el producir zinc térmicamente es más difícil que hacerlo con otrosmetales. Hasta que el condensador de plomo se desarrolló en Inglaterra (1937), el horno decuba no funcionó y se seguía produciendo zinc en retortas.

Al necesitarse temperaturas sobre los 900ºC como condicionante termodinámicopara producir zinc, se precisaron hornos que alcanzasen este nivel de temperatura dentro delas retortas, y además por largos períodos de tiempo.

El material de las retortas es otro condicionante del proceso, así como el de los

condensadores.

4.4.2. Proceso de retortas horizontales.

El proceso belga en retortas horizontales produjo el 90% del zinc total hasta el

desarrollo, en 1917, del proceso electrolítico que supuso un verdadero impulso para laindustria del zinc. En 1969 había 26 plantas operando del proceso con retorta horizontalque producían un 15% del zinc mundial. En 1974 solo quedaban 12, de las que hoy no

trabaja prácticamente ninguna.

El horno típico se representa en la figura 4.3 en la que se ven cuatro filas de retortasa cada lado del horno. Estos hornos quemaban carbón o gas y utilizaban regeneradores paraprecalentar el aire. Cada sección del horno tenía 96 retortas de arcilla, cuidadosamente



elaborada y cocida. Las retortas, de sección elíptica, medían 1700 270 210 mm3 con unacapacidad de 0,07 m3. Cada retorta producía unos 35 kg de zinc diarios.

El ciclo de un horno era de 24 horas al final de las cuales se descargabandesmontando previamente los condensadores. Se introducía nueva carga que consistía en

blenda tostada y sínter molido a menos de 6 mm. La mezcla de reacción estaba formada por100 partes de sínter, 30 de antracita y 2-3 de sal, que beneficiaba la condensación. La cargay descarga eran manuales y, por tanto, muy penosas. Esto hizo que en EEUU se intentasemecanizar estas instalaciones pero sin buenos resultados.

El calentamiento del horno se hacía progresivo hasta alcanzar al final de laoperación los 1370ºC. El metal condensado se retiraba, a intervalos regulares, en cantidadesde 7 a 9 kg. El hierro y el plomo incrementaban en las sucesivas descargas concentrándoseel cadmio en el primer metal retirado.

Se exigían para este proceso las calidades siguientes: Prime (EEUU), con un 1,60%de plomo y un 0,08% de hierro; y G.O.B. (GB), con 1,35% de plomo y 0,04% de hierro.Sólo el primer metal obtenido cumplía estas especificaciones por lo que el resto del metalse sometía a afino. El metal se vertía en un horno de reverbero en el que la tempera era sololigeramente superior a la de fusión del zinc. En estas condiciones, se producía lasedimentación del plomo y del hierro. El metal afinado tenía 1,1-1,2% de Pb y 0,02-0,025%de Fe, satisfaciendo bien las especificaciones.

Para operar en estos hornos se precisaba de un grado alto de pericia y era muyconveniente que las cargas fuesen homogéneas conteniendo menos de 1% de azufre. Losamericanos utilizaron esta técnica en Texas por la abundancia de gas natural. Los hornoseran simples y el ciclo de 48 horas con lo que se conseguía una vida más larga de lasretortas aunque la productividad era inferior y mayor el consumo de combustible.

Las desventajas del proceso de retortas horizontales eran:

1. Exceso de trabajo manual: 20-24 horas-hombre por Mg de zinc (dos a tres vecesel necesario en un aplanta moderna).

2. Operación toxica y peligrosa.3. Operación discontinua.4. Alto consumo energético: Energía: 540 MJ; Antracita para la reducción: 540 kg;

Carbón para calentamiento: 1800 kg (Proceso Overpelt: 1400 kg); Producción devapor de baja: 2000 kg.



Figura 4.3. Horno belga de retortas horizontales para reducción del zinc.

4.4.3. Proceso de retortas verticales.

A finales de los años 20, la compañía New Jersey Zinc, de Pennsylvania, en EEUU,hizo un esfuerzo notable para resolver los problemas inherentes al desarrollo de una retortade operación continua con alta eficacia térmica. El problema estaba en encontrar el materialde la retorta que suministrarse el calor necesario para la reacción 4.6 que requiere 5279 kJpor kg de Zn producido, cantidad muy superior a la necesaria para reducir plomo, estaño ocobre. Los vapores de zinc necesitan para llegar a 1100ºC un calor que se evalúa en 1172 kJpor kg de Zn. Además, hay que suministrar calor para calentar la carga y reducir otrosóxidos metálicos presentes como los de plomo y cadmio. Por tanto, la cantidad total de

calor necesaria, por kg de zinc, era del orden de 7227 kJ.

Estas retortas verticales (figura 4.4.a) se usaron para la coquización del carbón pero, eneste caso, el ladrillo de sílice era suficiente dadas las necesidades térmicas. Para la

destilación del zinc fue preciso contar con un nuevo material, el carburo de silicio(carborundo), que tiene una conductividad térmica (15,9 W∙(m∙k∙h)-1 a 1300ºC) nueve veces



superior a la del ladrillo de sílice.

Las retortas se realizan con ladrillos de 115 mm de grueso, 1850 mm de largo y 305de anchos (figura 4.4.b). Estos ladrillos están diseñados para acoplarse y construir una retortade 12 m de altura que puede producir diez toneladas de zinc al día. Calentadas por encima

de los 1300ºC, pueden durar tres años en los que tratan 23000 Mg de carga.

Figura 4.4. a) Horno de retorta vertical New Jersey; y b) Sección transversal de la retorta.

Sobre la zona calentada hay otra zona de 3-4 m, llamada eliminador, que tiene porfin facilitar la reacción de reversión 4.1. Así, consumido el CO2, de los gases y producido elpolvo azul sobre la carga descendente, se evita que dicho polvo llegue al condensador, oque se forme en él, con lo que se permite una mejor coalescencia de las gotas de metal que,



como se sabe, tienen tendencia a recubrirse de polvo dificultándose dicha coalescencia. Eleliminador también ayuda a reducir el contenido de plomo de los vapores que dejan elhorno.

Las retortas se construyen en baterías de ocho. Se calientan con gas natural o gas de

gasógeno. Se precisan 1,8 1010

J por tonelada de zinc, de los que el 30% los suministra elgas CO de tragante. El gas se quema en las cámaras de combustión, con aire caliente y endiferentes puntos, para conseguir una combustión uniforme; esto es muy importante para lavida de la retorta. La temperatura normal es de 1300ºC. Los gases de combustión pasan losrecuperadores que calientan el aire a 550ºC.

Algo que ha sido consustancial al desarrollo del proceso New Jersey ha sido la

producción de briquetas las cuales deben ser de un tamaño adecuado para la mejortransmisión del calor. Tienen forma de panecillos, de 100 75 65 mm3 lo que les permiterecibir la radiación de la pared y una transmisión de calor adecuada.

Para fabricar las briquetas se prepara una mezcla de blenda sinterizada con carbónbituminoso de alto poder aglutinante, antracita y pequeñas proporciones de arcilla y lejía desulfito. Se mezcla bien, se amasa y se conforma en prensas de rodillo.

Las briquetas deben cocerse posteriormente en un horno de descenso. La

temperatura del horno se mantiene por combustión de la materia volátil del carbón no

necesitándose aporte energético exterior. Después de cocidas las briquetas, se cargancalientes (800ºC) en la retorta.

En la figura 4.5 se presenta el diagrama completo de una planta de retortasverticales. La condensación del metal es problemática. Se sabe que para evitar la reacción

inversa a la 8.1 es decir:

Zn CO2 ZnO CO Ec. 4.18

Se precisa enfriar los vapores tan rápido como sea posible. Para hacer esto, se hacepasar el vapor que deja el eliminador a una caja en la que se mantiene un baño de zincfundido regulado constantemente a 500ºC por medio de tubos refrigerantes. Este baño dezinc se agita mediante una turbina de carborundo produciéndose una suspensión de gotitasde zinc en la cámara, que enfría instantáneamente los gases de la retorta con lo que el zinccondensa en forma metálica sobre las gotas evitando la posibilidad de reoxidación.Aproximadamente, el 96% del zinc que entra en el condensador condensa como metal ymenos del 4% como polvo azul.

El gas que deja el condensador se lava en venturis y se alimenta a la cámara decombustión de las retortas aportando el 30% de energía necesaria. El metal colado tiene:0,1 - 0,2% de Pb: 0,03 - 0,06% de Cd; y 0.005 -0,015% de Fe. El futuro de las retortasverticales está casi agotado. A pesar del gran avance que supuso este proceso sobre el deretorta horizontal, las retortas verticales tienen sus propias desventajas. Aunque se consigueun proceso continuo y con ahorro energético, los costos de primera instalación son altos, así



como los costes de mantenimiento. El proceso está muy determinado por la existencia decarbón bituminoso que es el que da estructura a las briquetas. Además, los concentradoshan de ser bajos en hierro, pues si no, se pueden formar placas de hierro en las retortas queinterfieren la marcha de las briquetas. Las briquetas gastadas suponen un problema comoresiduo a almacenar. Así y todo, hasta no hace mucho tiempo, funcionaban algunas plantas

en New Jersey, en Estados Unidos, y en Inglaterra; también funcionaron en Francia,Alemania y Japón pero hoy estas plantas están paradas y no se van a construir nuevasinstalaciones en el futuro empleando esta tecnología.

4.4.4. Proceso Electrotérmico

En 1926, a la vez que la New Jersey, la compañía Saint Joseph estaba tratando dedesarrollar un proceso alternativo que utilizara un método del calentamiento directo de lacarga basándose en los estudios hechos a principios de siglo en Suecia para intentar reducirel zinc en hornos eléctricos de arco. Estos primeros intentos fracasaron por el hecho de queno condensaban bien el vapor y no escorificaban bien las cargas.

Saint Joseph desarrolló un método en el que el calor se generaba sobre la carga porefecto Joule y el proceso era continuo. Hubo que resolver un cierto número de problemastal como se expone a continuación. En principio, se cargó igual cantidad de sinter que decoque y no se intentó condensar el zinc vapor, sino que éste se obtenía en una cámara querodeaba al horno en la que el zinc se oxidaba recogiéndose como óxido tipo pigmento. Así,se puso de manifiesto la posibilidad de la reducción y el problema se centraba entonces endesarrollar un método de condensación.

Se intentó condensar haciendo pasar los vapores metálicos a través de una piscinade zinc fundido. Este fue un método exitoso y fue la primera vez que se intentó enfriar el

vapor con metal líquido. Se conseguían, así, condensar cantidades importantes de zincmetal sin la práctica producción de polvo azul.

Se fijó un condensador de este tipo a un horno productor de óxido obteniéndose unbuen resultado: cinco toneladas diarias de zinc. Hoy día, con una sola unidad decondensación, se pueden producir casi cien toneladas de metal. En la figura 4.6.a se puedever un esquema de la instalación Saint Joseph. El horno se construye con una serie de

sectores de refractario soportados individualmente. Los vapores producidos en el horno serecogen en un anillo central del que se aspiran a través del condensador a una temperaturaentre 800 y 850ºC. Este anillo y el condensador se construyen con ladrillos de carburo desilicio.

La corriente eléctrica atraviesa el horno por medio de ocho pares de electrodos queentran dentro del mismo: cuatro en la parte alta y cuatro en la baja. La carga de coque y

blenda sinterizada se calienta por el CO gas hasta 750ºC; entonces, se alimenta en el horno através de un distribuidor rotatorio y se descarga por el fondo a una cierta velocidad pormedio de una mesa giratoria asistida por brazos mecánicos refrigerados. La operación segobierna automáticamente por un indicador de nivel del horno.



La potencia del horno Saint Joseph es 10000 kW. La tensión entre electrodos es de200-250 V. El consumo del horno es de 3050 kWh por Mg de zinc necesitándose, además,0,6 toneladas de coque.

Figura 4.6. a) Planta de producción de zinc por procedimiento St. Joseph.b) Horno de zinc electrotérmico tipo St. Joseph.



El condensador está formado por dos tubos verticales conectados a una zonainclinada con respecto a la horizontal, con 2 m2 de área interna. Éste está conectado a unpozo enfriador del metal en el que el zinc se enfría mediante serpentines para que latemperatura del metal esté entre 480 y 500ºC. Aproximadamente el 93% del zinc que entra enel condensador se condensa como tal.

El gas, con el zinc residual, se lava para separar aquel que tiene una composiciónaproximada de 79% de CO, 3% de CO2 y 18% de N2. Este gas pasa por una bomba de vacíoque succiona con un efecto de 33,3-40 kPa (250-300 mm Hg). Este vacío es suficiente parahacer pasar el gas a través del condensador. Se producen 1,42 moles de CO por mol de Znvaporizado. El gas tiene un poder calorífico de 93 105 J∙m-3 el cual se utiliza, en un 60%,para calentar la carga y el resto, en la producción de vapor.

Los residuos del horno precisan ser tratados para extraer de ellos el Zn (aumentando larecuperación hasta el 95-96%).

Un separador magnético elimina los materiales ferrosos. El 90% del coque serecupera en mesas neumáticas y, finalmente, un proceso en medios densos recupera unconcentrado de zinc; tanto este concentrado como el coque se reciclan.

A pesar de los esfuerzos y desarrollos aplicados al proceso Saint Joseph suextensión ha sido limitada. Unidades similares se han desarrollado en la antigua UniónSoviética, Japón y Alemania. Las unidades mayores producían 100 Mg por día, cantidadconsiderablemente inferior a la producida por el horno de cuba ISF. Por otro lado, el costede inversión por unidad de zinc es bastante alto. Además, se precisan concentrados de bajocontenido en hierro. Por estas razones, se explica que el proceso no se extendiera y queprácticamente las plantas St. Joseph no operen en la actualidad si se exceptúa la planta de

Monaca, en Pennsylvania (EEUU), que trabaja en condiciones óptimas al haber mejorado latostación-sinterización y teniendo la posibilidad de usar polvos de acería.

4.4.5. Horno de Cuba de zinc. Proceso ISF.

Ha habido muchos intentos de producir zinc a través del horno de cuba; sinembargo, si ya presenta problemas condensar un gas de retorta con un 45% de Zn, un 50%de CO y un 1% CO2, es fácil imaginar el problema que supondría condensar el zinc de ungas que solo tiene un 6-7% de Zn y un 12% de CO2.

El proceso desarrollado por la Imperial Smelting Corporation, en Inglaterra, ha

sido, en vía pirometalúrgica, el más destacado y, en la actualidad, el único capaz decompetir con la obtención electrolítica de zinc.

Hubo un primer intento en 1939, con un horno que trataba sínter y coque, consoplado superior e inferior, retirándose los vapores por el centro de la cuba. Efectivamente,mediante un enfriamiento rápido en tubos refrigerados se obtenía zinc en polvo pero la

inversión de la reacción era suficiente para recubrir de óxido este polvo y hacer

impracticable la fusión del polvo de zinc ya que este no coalescía. Fue preciso, pues,



desarrollar otro método de condensación.

Se propuso condensar el zinc vapor sobre gotas de plomo fundido a una temperaturaligeramente superior a la del punto de fusión del zinc. Una lluvia de gotas de plomo lava losgases de zinc que condensan en forma líquida disolviéndose en el plomo.

Después de enfriar este metal, se producía la segregación del zinc que, así, seseparaba al alcanzar la saturación. El plomo era recirculado al condensador. A

continuación, se resumen las solubilidades, a distintas temperaturas, de plomo y zinc, el

uno en el otro y viceversa:

T (ºC) Pb en Zn Zn en Pb417,8 0,7 2

450 1,4 3,2500 2,3 3550 4 4

600 5,9 6650 9 8700 15 12775 32 26790 Total Total

Tabla 4.1. Solubilidad del zinc y plomo a distintas temperaturas.

Después de la Segunda Guerra Mundial se profundizó en estos primeros estudios

con resultados alentadores. Se hicieron estudios termodinámicos que indicaban que era

posible reducir el contenido de Zn de las escorias a niveles bajos sin producir hierro metal,

hecho este último que hubiera acarreado consumos innecesarios de coque. Esto se confirmóen la práctica y también que el óxido de plomo se reducía en la parte alta del horno por elCO presente. Ya que esta reacción es exotérmica, no se precisaba coque adicional y lacapacidad del horno para producir zinc no se veía afectada.

El plomo fundido desciende por la carga y actúa como colector del cobre y de losmetales preciosos. Así, se llegaba a un resultado magnífico: el horno podía usarse paraobtener, simultáneamente, plomo y zinc a partir de menas mixtas. Esto se comprobó pronto,pero se precisó de un cierto tiempo para fijar los parámetros del proceso y para hacer queéste trabajase sin problemas. Uno de estos problemas, y además serio, fue el hecho de quealtas cantidades de zinc se depositaban en la parte alta del horno y en los conductos hasta el

condensador. El gas salía de la parte alta del horno en condiciones en las que la reacción dereducción indirecta estaba en equilibrio por lo que, tan pronto como la temperatura bajaba,se producía la deposición del óxido de zinc. Esto llevaba a que el horno dejase de trabajarpor atasco.

Se desarrolló una solución simple sacada de la química-física del sistema. Un gastípico de horno, en condiciones de equilibrio, puede reaccionar adiabáticamente con carbónpero el contenido en CO2, disminuye, la temperatura baja y el gas es más proclive a



producir óxido de zinc. Si, por otra parte, el gas reacciona con oxígeno, el aumento detemperatura hace posible que el gas pueda reducir al óxido de zinc, a pesar de incrementarsu contenido en CO2, desapareciendo también el peligro de reversión de las reacciones. Así pues, se propuso adicionar aire en la parte alta del horno para quemar parcialmente el gas yevitar la deposición de óxido de zinc. El principio resultó eficaz, se simplificó el diseño del

horno y, aunque el aire de soplado superior producía algo de óxido en la parte alta delhorno, su aparición quedaba reducida a la entrada del condensador de donde podía serretirado.Se precisó modificar la calidad del sínter y el tipo de máquina para poder tratar menascon plomo. Esto se consiguió por la idea Port Pire de sinterización con soplado inferior,probada ya con éxito para sintetizar la galena.

Todo el desarrollo se concretó, en 1960, en una instalación en Gales (Gran Bretaña)que producía, con 17,1 m2 de sección, 30000 Mg de zinc y 15000 Mg de plomo al año. Semejoró el diseño inicial, se introdujo aire caliente a 750ºC, se utilizó un control automáticomás extendido y se pudo aumentar la producción. Otro horno entró en producción enAustralia poco después. En 1962 arrancó un horno en Zambia y otro en la SociedadPeñarroya, en Francia. En 1965 se instaló un nuevo horno en Duisburg (Alemania), en el 66

otro en Rumania y en Japón, en el 68 en Polonia, en el 69 en Japón nuevamente, en 1972 y1973 en Italia y Yugoslavia, respectivamente, y en el 78 y 80 en China y en Polonia. En lafigura 8.7 se representa un esquema general del horno de cuba ISF.

Figura 4.7. Horno de cuba de zinc ISF

5. Recuperación del zinc a partir de chatarras.La recuperación de metales a partir de chatarras está aumentando cada vez más por

razones medioambientales, de ahorro de materias primas y de ahorro energético. Elreciclado del zinc supone un ahorro del 70% en energía. La obtención de zinc de los polvosvolados de acería tiene en su contra un mayor consumo energético que la produccióndirecta. La escasez de minerales en Europa incrementa el interés del reciclado. En 1992, seha reciclado el 24% del consumo (6,5 106 t).



El zinc reciclable procede del automóvil (5 kg de galvanizado y unas 100 de piezas

de inyección). También se recicla zinc de las escorias y residuos metálicos de galvanizado.Se refunden, además, tubos bajantes, chapas y canaletas de zinc, así como piezas deelectrodomésticos. En Europa, en donde se consume el 37% del zinc, se recolecta el 43%

de la chatarra mientras que en Asia, donde se consume el 30%, sólo se recolecta el 22%; enAmérica, estas cifras son, respectivamente, del 28 y 30%.

La mayor proporción de zinc secundario corresponde al reciclado del latón (32%).Los residuos de galvanización suponen un 23% (éstos se usan mayoritariamente en laproducción de óxido de zinc). La chatarra de piezas de fundición supone el 16% y las dechapa el 10%. El zinc de los polvos de acería supone el 8%. Los principales usuarios de lachatarra de zinc son las industrias del latón, las fundiciones primarias de zinc y la industriade compuestos del metal.

Del consumo anual del zinc, la mitad se utiliza en el galvanizado y en la protección

del acero. Está claro que de esta chatarra se recupera el zinc con dificultad. En el recicladopor fusión de la chatarra de acero, se generan cantidades crecientes de óxido de zincprocedente de la vaporización del metal contenido en los galvanizados los cuales sondifíciles de reprocesar.

En cuanto a las piezas de moldeo automático es difícil de planificar su recuperación apesar de ser grande el consumo de zinc por este concepto. Los latones se recuperan desdehace tiempo por los valores intrínsecos del cobre y del zinc.

La recuperación del óxido de los neumáticos está iniciándose y puede extenderse enun futuro inmediato. El reciclado del zinc es complicado lo que hace difícil una industria de

chatarras para la obtención de metal. Solamente se reprocesa el 5% de la chatarra de zincpara zinc metal o sus aleaciones.

6. Compuestos de zinc.

Existen varios compuestos de zinc de uso extendido entre los que se pueden citar elsulfuro, el sulfato, el cloruro y el óxido. De ellos, el más importante es el óxido de zinc

cuyo consumo supone entre el 5 y el 10% de la producción de zinc de un país desarrollado.

El sulfuro de zinc, que es blanco, se usa en materiales de recubrimiento altos en

contenido de pigmento. También en cargas para imprimaciones y en masas plásticas. En

pinturas precisa muy poca cantidad de ligante, dispersándose bien, por lo que a veces semezcla con TiO2 pues, además, tiene propiedades fungicidas y alguicidas. Se producen unas200000 t de sulfuro de zinc (litophone).

De los compuestos de zinc, el óxido supone más del 80% del consumo y por ello, acontinuación, se hace una mención especial de sus usos y aplicaciones.

Al óxido de zinc se le denominaba blanco de zinc cuando su uso estaba restringido a



las cargas de pinturas. Su conocimiento viene de antiguo al producirse de forma espontáneaen los humos de reducción del cobre.

Se usaba al principio para fabricar latón ("oro blanco") a partir de los humosrecogidos. La producción del óxido de zinc se desarrolló a mediados del siglo XIX por

combustión del vapor de metal. El óxido producido reemplazó al óxido de plomo por latoxicidad de éste.

El procedimiento americano de reducción del óxido mineral y de su reoxidación enel mismo horno, a la salida, también se desarrolló a mediados del XIX. En la segunda mitadde ese siglo se desarrolló el uso del óxido para la goma, pues reduce el tiempo devulcanización.

El óxido de zinc es un polvo blanco que se vuelve amarillo si se calienta a 300ºC. Elproducto son cristales, más o menos redondos, con tamaños de entre 0,5 y 5 µm. Tiene unadensidad de 5,66 g/cm3 y un índice de refracción de 2, fundiendo a 1975ºC. Del óxido

producido, el 2% se obtiene por vía química, el 15% por vía directa y el resto por víaindirecta.

La vía directa consiste en calentar materiales, con zinc oxidado y residuos,mezclados con carbón, en un horno rotativo. Los gases y vapores producidos se reoxidanproduciendo el óxido que se recoge en un filtro de mangas.

La vía indirecta consiste en volatilizar el zinc de las chatarras y residuos, quemandolos vapores y obteniendo, así, el óxido de zinc. Este proceso se denomina proceso francés.Para conseguir la calidad adecuada, se regula la turbulencia y el exceso de aire decombustión. La pureza depende, fundamentalmente, de la pureza del vapor de zinc. Los

hornos usados pueden ser de mufla, con dos cámaras y rotatorios. También se puedenutilizar columnas de destilación para separar las impurezas y quemar el vapor purificado ala salida.

El proceso húmedo produce carbonato básico, el cual se precipita a partir de

disoluciones de cloruro o de sulfato purificadas. Por calcinación de la sal se obtiene el

óxido que es de una elevada área superficial.

El producto final tiene unas especificaciones dependientes de la vía de producciónsegún se muestra en la tabla 6.1. El óxido de zinc se usa en la industria de la goma en la queactúa como catalizador de la vulcanización.



Para este uso se consume el 50% del óxido producido. El óxido también mejoraladurabilidad de la goma y su conductividad térmica. El contenido en la goma varía entre el2y el 6%.

También se utiliza en pinturas, en recubrimientos, en cosmética y farmacia, en

la industria del vidrio, en la de cerámica y en la de esmaltes. Se usa para producirdiversos compuestos químicos, como catalizador (metanol) y para fabricar varistores. Elconsumo mundial de óxido supera las 500000 toneladas.

7. Polvo de zinc.

El polvo de zinc se obtiene por dos vías. Una, es la volatilización a 900ºC y

el enfriamiento posterior del metal, que se recoge en los filtros en forma de

partículas esferoidales fluyentes.

El otro, consiste en la dispersión fina (atomización) en minúsculas gotitas demetal fundido (spray) que se solidifican al aire recubierto de una fina capa de óxidode zinc transparente.

La reducción de menas oxidadas, cuando no se propicia una condensación,produce vapor de zinc que al enfriar se convierte en polvo de zinc oxidadosuperficialmente. Si a la salida del vapor se favorece la oxidación en una cámaraapropiada, se puede obtener óxido de zinc, blanco de zinc, tal como se producía en elhorno eléctrico St. Joseph. La regulación de la oxidación, es decir, la temperaturade contacto vapor-aire y la velocidad de enfriamiento, produce o bien óxido blanco obien polvo azul.

Las propiedades del polvo de zinc son: más del 99% de zinc, del cual un 95%debe ser zinc metálico, un tamaño de partícula en torno a 3 µm y una cantidad de

residuo insoluble en ácido del 0,1%.



8. El zinc, el medio ambiente y la toxicidad.

El zinc metal, y la mayoría de sus compuestos, tienen muy baja toxicidaden comparación con los otros metales pesados. La intoxicación por zinc, aunque rara, sepuede producir por alimentos que lo contienen a partir de los recipientes que los

guardan o por inhalación de vapores del metal o del óxido.El zinc es necesario para la vida humana y animal, para el crecimiento, la

piel, procesos metabólicos, etc. Está ligado a las proteínas y se elimina con relativafacilidad. El cuerpo humano contiene 33 ppm. La ingestión tóxica se puede producir altomar alimentos o bebidas acidas con alto contenido de metal, lo que puede producirtrastornos gástricos. La ingestión de cloruro de zinc también puede ser peligrosa para elestómago, así como para los pulmones lo es la inhalación de vapores de esta sal.

Los vapores de zinc o de su óxido se consideran responsables de la

denominada

fiebre del humo metálico, que aparece dentro de las 6 horas de exposición ydesaparece después de dos días; es común a otros metales, el cuerpo se acostumbra ysuele reaparecer después del descanso del trabajador por desintoxicación y nuevainhalación.

No parece que existan degeneraciones cancerosas en trabajadores en contacto conel zinc por su exposición a los vapores metálicos. El cloruro de zinc es letal poringestión de 35 g siendo el sulfato mucho menos dañino. La ingestión de agua detuberías galvanizadas puede producir pequeña toxicidad si la contaminación del aguaalcanza 40 ppm.



9. Conclusiones y discusiones.

El proceso del zinc es un proceso en que el mineral se obtiene

mediante concentración de menas del mineral, con sus respectivos procesos como la

flotación, la tostación, la sinterización, etc.Al principio se usa la calamina como materia prima principal para la obtención

delmetal llegando al proceso en donde se realiza la tostación de los minerales de zinc, elcualutiliza la blenda como materia fundamental, la que se oxida y se conviertepaulatinamenteen óxido.

La producción del metal se obtiene mediante procesos como son la

reducción térmica, por retortas horizontales y verticales, el proceso electrotérmico y ala utilización del horno de cuba para el proceso ISF.

Otro punto importante tratado en este informe fue la recuperación de zinc através de chatarras y los aspectos ambientales tanto en la naturaleza como en la saludllegando a la conclusión de que el zinc es metal prácticamente inofensivo y nodebe crear mayor problema el trabajar con él.



10. BIBLIOGRAFIA.

Antonio Ballester, José Sancho, Luis Felipe Verdeja: “Metalurgia Extractiva Volumen II.

Procesos de Obtención.”.Capitulo 6Páginas 320 a 374Editorial Síntesis S.A. Madrid, España.



11. ANEXOS

19.1. Diagrama de flujo de la planta de Cominco en Trail (British Columbia, Canadá)



19.2. Diagrama de flujo de la etapa de lixiviación a presión de la planta e Cominco enTrail (British Columbia, Canadá)



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