Metalurgia del Plomo
Fusión a Mata de Plomo (Pb): Galena (PbS), Tostación-Reducción
El proceso de tostación de la mena de galena (PbS) produce óxido de plomo (PbO), que luego se funde con carbón en un horno. Las reacciones químicas involucradas son:
- PbS + 3/2O2 = PbO + SO2
- 2PbO + C = 2Pb + CO2
En la reacción PbO + Fe = Pb + FeO, el hierro (Fe) actúa como agente reductor, disminuyendo los requerimientos de coque y aumentando la capacidad de fusión. La escoria, con una temperatura de fusión (Tf) de 1200°C, se forma principalmente por silicato de hierro (Fe) y óxido de calcio (CaO). El plomo (Pb) se funde a 327°C y se recoge en un crisol con ladrillo de óxido de magnesio (MgO) de alta calidad. Si la escoria contiene azufre (S), habrá fundido de sulfuros. Si contiene antimonio (Sb) o arsénico (As), estos reaccionan con el hierro (Fe) formando speiss, que concentra el cobalto (Co) y el níquel (Ni).
Tostación-Reacción
Este método, el más antiguo, se basa en la reacción 2PbO + PbS = 3Pb + SO2, con un valor de Gibbs negativo sobre 900°C. El PbS, PbO y Pb son muy volátiles a esta temperatura, por lo que se utiliza una cota superior a la temperatura de operación. La actividad para coexistir del Pb es grande, lo que implica grandes pérdidas de Pb en la escoria.
Proceso Boliden
Este proceso funde y oxida el PbS en un horno eléctrico, dejando hasta un 3% de S, y luego se refina. Las pérdidas de Pb en la escoria son apreciables, alrededor del 4% para una escoria básica con 34% de CaO.
Método de Reducción con Hierro Metálico
La reacción PbS + Fe = Pb + FeS (ΔG°= -25Kj) utiliza hierro, que es insoluble en el plomo, produciendo plomo muy puro. El exceso de Fe forma sulfuro de Fe con bajo contenido de Pb. También, con sulfato de Pb, se obtiene escoria de óxido ferroso, muy útil para el procesado de chatarra de baterías viejas de Pb.
Refinación por Separación Metal-Metal
El cobre (Cu) se separa enfriando el plomo impuro a una temperatura por encima de su punto de fusión. La presencia de S, As, Sn y Tn favorece la separación del Cu, que asciende y se despuman como escorias metálicas (sulfuros, arseniuros u óxidos). La separación de la escoria no es eficiente, ya que contiene grandes cantidades de metal ocluido. La mezcla con aserrín o cloruro de amonio mejora la eliminación del Cu. La adición de azufre elemental también ayuda a eliminar más Cu del Pb.
Proceso Pattison
Este proceso de licuación inversa se basa en que el metal puro tiene un punto de fusión mayor que el fundido impuro. El plomo con 0.2% de plata (Ag) se enriquece hasta 2.5% de Ag. La plata, aún con 98% de plomo, se recupera de la aleación Pb-Ag por copelación, donde el 98% del Pb se oxida y la Ag permanece como fase metálica.
Proceso Parkes
Se añade zinc (Zn) al plomo impuro, formando fases sólidas estables con la plata. El sistema Pb-Ag presenta una desviación positiva. Al enfriar la mezcla Pb-Zn-Ag por encima del punto de fusión del Pb, las fases Zn-Ag se desespuman. Se utiliza un tratamiento doble con Zn para una alta recuperación de Ag. El tratamiento posterior de la aleación Zn-Ag consiste en destilar el Zn calentándolo por encima de su punto de fusión, obteniendo una aleación Pb-Ag con hasta 50% de plata. Esta aleación se oxida en un horno hasta que el Pb se oxida completamente. La plata restante se purifica por electrólisis, recuperando también oro (Au).
Otros Procesos
Si el Pb contiene 1% de zinc, este se elimina por oxidación o por tratamiento con cloro para formar cloruro de zinc. También se puede eliminar por tratamiento al vacío, donde el Zn se evapora y se recupera para uso posterior. Si el Pb tiene bismuto (Bi), se añade Ca-Mg, que forma una aleación sólida con el Bi que puede despumarse. Es más común eliminarlo y recuperarlo por refinación electrolítica. El As y el Tn en el Zn se eliminan por tratamiento con sodio (Na), que produce la precipitación de NaAs y NaSb.
Metalurgia del Aluminio
Proceso Hall-Héroult
Este proceso consiste en la electrólisis de sales. La olla de la celda, recubierta con carbono, actúa como cátodo, y la corriente se toma por gruesas barras de acero en el fondo. El ánodo, también de carbono, puede ser de dos tipos: prehorneado (bloques de carbono que se reemplazan) o autohorneado (hecho de carbono dentro de una estructura de acero, al que se añade pasta nueva constantemente). La corriente eléctrica entra por birlos de acero embebidos en el ánodo. El electrolito es criolita fundida, con 1 a 8% de Al2O3, con una temperatura de fusión (Tf) de 1010°C, que disminuye al añadir Al2O3. El aluminio (Al) va al cátodo y el oxígeno (O2) se descarga en el ánodo, produciendo CO2. Es crucial mantener la concentración de Al2O3 en el electrolito, ya que su disminución aumenta drásticamente la resistencia de la celda (efecto anódico), elevando el voltaje de 4 a 40 voltios. Las impurezas en las materias primas, como Fe y Si, van al cátodo, por lo que la pureza del óxido de aluminio y la pasta de ánodo es fundamental (pureza del 99.5% o más). El sodio (Na) daña el carbono del cátodo. La eficiencia de la corriente está entre 80 y 95%, y se ve afectada por la reoxidación del Al en el ánodo. Una mayor distancia entre ánodo y cátodo y una mayor densidad de corriente aumentan la eficiencia. El potencial estándar es 1.2 V, con un sobrevoltaje de 0.4 V para la liberación de CO2, resultando en 1.6 V para la electrólisis. Para una producción eficiente, se utilizan voltajes de celda de alrededor de 4 V, lo que con una eficiencia de corriente del 88%, resulta en 15 kWh por kilogramo de aluminio.
Electrólisis del Cloruro de Aluminio
Este proceso electroliza AlCl3 disuelto en un fundido de haluros para producir Al y Cl. El cloro gaseoso se utiliza para producir el cloruro a partir de óxido de aluminio y carbono. Opera a menor temperatura que el proceso Hall-Héroult y no consume el ánodo de carbono. El consumo de energía eléctrica es 8.9 kWh/kg de Al. El «método de las tres capas» utiliza un electrolito de haluros de Ba, Na y Al, más denso que el cátodo de aluminio puro. El ánodo es chatarra de aluminio con cobre, más pesada que el electrolito. El ánodo está en el fondo y el cátodo flota encima. Para evitar cortocircuitos, los lados de la celda son aislantes. La temperatura de operación es de 700 a 900°C. El voltaje teórico es 0, pero se usan voltajes de alrededor de 5 V para generar calor. Para evitar la contaminación, se aumenta la distancia ánodo-cátodo (15 a 18 cm). La eficiencia de la corriente es del 90 al 95%.
Metalurgia del Oro
El oro (Au) y la plata (Ag) a menudo se encuentran juntos en una aleación natural llamada electrum. El oro también se encuentra en minerales de Cu, Pb y Ag, en pequeñas partículas dentro de sulfuros. Se encuentra principalmente en su forma nativa. Los contenidos de oro en menas explotables son de alrededor de 10 g/Mg (10 ppm). El oro puede estar libre, asociado a sulfuros de hierro, asociado a minerales de arsénico o antimonio, asociado a minerales de cobre, plomo y zinc, o en menas refractarias. Debido a la diferencia de densidad entre el oro y la ganga, se puede extraer por procedimientos gravimétricos. La mena se tritura en chancadoras y molinos. La amalgamación utiliza mercurio líquido para formar una amalgama con el oro. La cianuración disuelve el oro fino con cianuro de sodio o potasio, según la ecuación de Elsner: 4Au + 8NaCN + 2H2O + O2 → 4Na[Au(CN)] + 4NaOH. La adición de cal minimiza el consumo de cianuro (0.11 a 0.22 kg de cianuro sódico por tonelada de mena) y evita su descomposición. Un exceso de cal retrasa la disolución del oro. El proceso de cianuración incluye: molienda húmeda, disolución, separación del licor de oro, cementación, tratamiento del precipitado y tratamiento de la ganga.
Recuperación del Oro con Carbón Activado
El carbón activo adsorbe el oro disuelto. El lavado con HCl elimina impurezas sin afectar al oro, que se reextrae con cianuro a alta temperatura y álcalis. El proceso CIP (carbon in pulp) añade carbón directamente a la pulpa, evitando el filtrado y la clarificación. Reduce costos, pérdidas de oro y permite tratar menas con materiales carbonosos. El proceso CIL (carbón en lixiviación) añade carbón al tanque lixiviador, sin tratamiento en contracorriente. Se recomienda para menas con material carbonoso. El proceso CIC (carbón en columna) realiza la separación sólido-líquido antes de añadir carbón. La reactivación del carbón se realiza con percolación en caliente de soda y alcohol. El oro se recupera por electrólisis con cátodo de lana de hierro. El reciclaje del carbón se realiza por vía seca a 600-750°C. La recuperación del oro lixiviado se realiza por precipitación con un reductor (Proceso Merril Crowe), que ofrece ahorros, mayor eficiencia y menor sensibilidad a impurezas.
Fusión de Precipitados de Oro
La fusión se utiliza para homogeneización, muestreo y pirorrefinación. El crisol debe resistir la acción de los fundentes. Se utilizan: crisoles de grafito, hornos de reverbero, altos hornos y hornos de inducción. El horno de inducción es el preferido por su velocidad, limpieza y menor volumen de gases. El proceso Miller (pirorrefinación) utiliza cloración a alta temperatura. El cloro se inyecta en el lingote, produciendo cloruros no volátiles (sal Miller) que se desespuman. Los gases se ventilan por lavado con leche de cal y un filtro de bolsa. El De-golding trata la plata y los cloruros contaminados para recuperar oro. La sal Miller se trata con ceniza de soda (Na2CO3) para formar óxidos que flotan. El proceso de electrorrefinación Wohlwill refina el oro del proceso Miller (99.9% de pureza) mediante electrólisis con ánodos de oro impuro y cátodos de titanio o oro. El electrolito es una solución de cloruro de oro. La plata forma un lodo insoluble. Se utilizan altas densidades de corriente para acelerar el proceso y minimizar el costo de inventario.
Refractarios
Los refractarios son materiales resistentes al calor utilizados en hornos, techos y ductos para gas. Están compuestos por óxidos de metales menos nobles o materiales no óxidos como carbono (C) y carburo de silicio. Sus propiedades importantes son: punto de fusión, resistencia mecánica a alta temperatura, resistencia a choques térmicos, resistencia a metales y escorias fundidos, resistencia a la oxidación y reducción, estabilidad durante el almacenamiento y costo. Se clasifican en óxidos (sílice, arcilla refractaria, alta alúmina, cromita, magnesia-cromita, magnesita cocida, dolomita, forsterita, óxidos especiales) y no óxidos (carbono, grafito, carburo de silicio, compuestos raros, metales). Los refractarios ácidos son la sílice y la arcilla refractaria; los básicos son la magnesita, dolomita cocida y forsterita; y los neutros son la alúmina y la cromita. Los refractarios industriales se fabrican con materias primas naturales, mientras que los de laboratorio utilizan materias primas purificadas. Se moldean con un aglutinante y se cuecen a 1300-1700°C. La porosidad (10-30%) se controla con la granulometría, aglutinante y temperatura de cocción. Se unen con mortero o se aplican como mezcla plástica o concreto refractario. Los ladrillos porosos, con aserrín, mejoran el aislamiento. Las fibras de silicato de aluminio (40-85% Al2O3) soportan hasta 1700°C. Los óxidos con mayor punto de fusión son SiO2, Al2O3, Cr2O3, CaO y MgO. La adición de otros óxidos reduce el punto de fusión. Los refractarios industriales raramente son puros y tienen una región de ablandamiento. La temperatura de servicio depende de la carga y la composición del ladrillo. La resistencia al choque térmico depende del coeficiente de expansión térmica, resistencia mecánica, módulo de elasticidad y transformaciones polimórficas. La sílice sufre transformaciones cristalográficas, lo que le da buena resistencia al choque térmico a alta temperatura, pero puede agrietarse al enfriarse por debajo de 400°C. Es adecuada para arcos suspendidos, pero tiene mala resistencia a las escorias. Los ladrillos básicos, como el óxido de magnesio, tienen alta expansión térmica y se sujetan con ganchos de acero. La sílice vítrea (vidrio de cuarzo) resiste choques térmicos. La zirconia, con cal, es estable en todo el rango de temperatura. El ortosilicato de calcio se funde a 2130°C, pero se desintegra por debajo de 725°C. La forsterita (Tf 1890°C) no presenta transformaciones. El descantillado térmico resulta de tensiones térmicas por cambios rápidos de temperatura en la superficie. El descantillado estructural ocurre cuando la escoria reacciona con el refractario. La resistencia a las escorias se relaciona con las relaciones de equilibrio. Una escoria saturada con una fase sólida no ataca un refractario de esa fase. La temperatura relativa de la escoria y el recubrimiento, la viscosidad de la escoria y la estructura física del ladrillo influyen en la resistencia a la escoria. Los refractarios porosos se desgastan fácilmente. Los refractarios no óxidos, como el carbono, son resistentes a altas temperaturas, pero se queman en presencia de aire. Son resistentes a escorias «blancas», pero reaccionan con escorias ferrosas. El carburo de silicio se usa en calderas y retortas, se descompone por encima de 2200°C y es resistente a la oxidación por debajo de 1500°C. Los refractarios de óxidos se ven afectados por la oxidación y la reducción. El óxido ferroso ataca la sílice en condiciones reductoras. El óxido férrico es menos agresivo. La resistencia de la cromita a escorias ácidas es mayor en condiciones oxidantes. En condiciones reductoras, los óxidos pueden reducirse parcialmente. La selección del refractario para fundir metales menos nobles es compleja. El aluminio se puede fundir en crisoles de alúmina. Los refractarios básicos absorben humedad y CO2 del aire. Los compuestos raros, como el boruro de titanio y el nitruro de boro, tienen usos específicos. Los sialones (Si-Al-O-N) son resistentes a altas temperaturas y a la oxidación. Los metales tienen aplicación limitada como refractarios debido a la oxidación. El molibdeno, tungsteno, hierro y níquel se usan en condiciones reductoras o protectoras. El siliciuro de molibdeno es resistente al aire hasta 1700°C gracias a una capa protectora de sílice.