Libro - José P. Sancho Martínez - Metalurgia Del Plomo

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METALURGIA DEL PLOMO José P. Sancho Martínez

7.1. 7.2. 7.3. 7.4. 7.5. 7.6. 7.7. 7.8.

Reseña histórica del plomo Propiedades Minerales, yacimientos y menas Producción de plomo y precios Usos del plomo Concentración de menas de plomo Fusión de las menas de plomo Recuperación de plomo de las chatarras (plomo secundario) 7.9. Elplomo y el medio ambiente Bibliografía

378

Metalurgia

extractiva.

Volumen 11:Procesos de obtención

7.1. Reseña histórica del plomo La reducción de los óxidos de plomo y la obtención del metal se sitúa entre el quinto y cuarto milenio antes de Cristo; estas operaciones se localizan en el Próximo y Medio Oriente y, en particular, en distintos lugares de Egipto. Hay citas de antiguos yacimientos de mineral situados en Irán. La explotación del plomo en España está documentada desde hace unos 2.000 años. Los chinos utilizaron este metal en forma de monedas (a veces para falsearlas) hace, también, 2.000años. Los primeros usos del plomo se relacionan con el labrado de vasos, cuencos y copas, también aleado con cobre; posteriormente, se comienza a usar en monedas, piezas de peso, estatuas, recubrimientos,sellados,fijacionesdel hierro en piedras, canales. conducciones de agua, etc. Los griegos explotaron el yacimiento de Laurium en el año 1200a. de C. y los romanos utilizaron el metal con fines estructurales en los siglos v YIVa. de C. Estos últimos, usaron el plomo, que soldaban por aporte, en las conducciones de agua de diversas ciudades, en particular en Roma; muchos kilómetros de conducciones permitían el uso de agua potable en fuentes, en arquitectura e, incluso. se utilizó en conducciones de aguas residuales. También en las ruinas de Pompeya se encontraron cañerías de agua hechas con plomo. El nombre de plomo viene del latín plumbum que significabaplomo o caño de agua (hecho con plomo); en realidad el metal se conocía por plumbum nigrllm para diferenciarlodel estaño llamadoplumbum album. Plinio el Viejo comenta en el libro 36 de su Natllrae Historiaeque: " ...uno se sorprende de que no haya casi nada que (el ingenio humano con) el fuego no pueda hacer. En efecto, coge un poco de arena (mine-

ral), la fundey la transformaen oo.,en diferentesclases de plomo (album,lIigll1n),.oo" En la Edad Media destacan explotaciones de pIorno en diversas partes de Europa: España, Alemania, Inglaterra. Bohemia, etc. El plomo adquirió importancia en usos diversos: techumbres, vidrios de ventana. tubos y conducciones, y fundiciones diversas que se siguen utilizando hoy.También el plomo lo usaron los alquimistas para diversas aplicaciones. El uso en proyectiles de armas de fuego comienza en cuanto se dispone de las mismas. España continuó su antigua tradición de país productor de metales y las fundiciones de plomo de Linares y Cartagena son casi milenarias. Solo recientemente, se ha decidido abandonar esta vieja metalurgia

en dichos núcleos mineros ante los problemas económicos que suponían las necesidades de modernización, las inversiones, el importante empobrecimiento de los depósitos y la política antipolución, que prefiere convertir viejas regiones minero-metalúrgicas en áreas dedicadas,por ejemplo, a la explotacióndel turismo. Así, hoy, las explotaciones más importantes de plomo se encuentran en países como Australia, Canadá, Perú, México e, incluso, Estados Unidos. Este metal está rodeado, últimamente, de un importante descrédito por su carácter contaminante. Por ello, las conducciones de agua se han sustituido por conducciones de materiales poliméricos, y el uso del plomo en las gasolinas, que mejoraba claramente el índice de octano, se está abandonando, e incluso se quieren poner restricciones a la munición de caza ante lo que se ha denominado la siembra de plomo en los campos de cultivo. No obstante, la curva de consumo sigue creciendo y es que su uso en acumuladores o baterías es, hasta el momento, insustituibleen la industria de la automoción a la que se dedica casi la mitad de la producción. El uso en la industria del vidrio y en ciertos equipos químicos, así como en insonorización y en protección radiológica le hacen, muchas veces, imprescindible.

7.2. Propiedades El plomo tiene color gris metálico que pasa de brillante, cuando se pule, a gris plomo, azulado, cuando se oxida por los agentes atmosféricos. Su pasivación a la oxidacióncuando se expone a un ambiente húmedo, recubriéndose de un carbonato básico insoluble, le hizo ideal para conducir agua potable; no hace tantos años, debido también a su maleabilidad y facilidad para soldar a baja temperatura, era el material común en las conducciones de agua de las viviendas de donde hoy ha sido desplazado por la pequeña solubilidad producida por algún tipo de agua de manantial, que ha determinado, al parecer, la ingestión de tasas peligrosas de plomo en algunas poblaciones.

7.2.1. Propiedades físicas Entre las propiedades físicas destaca su alta densitial!. baJo punto de fusión, y el ser blando y maleable lo 4ue permite trabajarlo con facilidad, fundamentalf1l~n(e.para producir chapas delgadas y tubos.

Capítulo 7: Metolurgia del plomo En el cuadro 7.1 se resumen las principales propiedades físicas de este metal. 7.2.2. Propiedades químicas del plomo Ya se habló de la magnífica resistencia a la corrosión del plomo en aire y en presencia de humedad lo que fomentó un uso extendido de este metal en conducciones de agua potable. A continuación, se recogen en el cuadro 7.2 las principales propiedades químicas del plomo. El ataque del plomo por los ácidos solamente se realiza cuando las condiciones son oxidantes y la sal de plomo que se forma es soluble. Por ello, los ácidos,

como el clorhídrico, sólo le atacan a concentraciones muy elevadas: lo mismo sucede con el ácido sulfúrico. El ácido fluorhídrico no le ataca; ello se debe al alto sobrepotencial de hidrógeno gas sobre plomo. Sin embargo. el ácido nítrico ataca al plomo inclusoa concentraciones relativamente bajas. También los ácidos orgánicos atacan al plomo en presencia de oxígeno. Tampoco resiste al ataque de las bases fuertes pues se forman plumbatos. Los compuestos de plomo de valencia 11son de carácter ¡ónico mientras los de valencia IV son más bien covalentes. El metal tiene carácter anfótero dando lugar a la formación de plumbitos y plumbatos. El plomo fundido, en atmósfera oxidante, produce PbO (litargirio) que reacciona con las impurezas

CUADRO 7. 1 Propiedades

Propiedad Densidad p. de f. (Iiq.): 10,687 Punto de fusión Punto de ebullición Color latente de fusión Color latente de volatilización Presión de vapor

Calor especifico medio Conductividad térmica

Tensión superficial líquido

Viscosidad dinámica

Susceptibilidad magnética (200q Coeficiente de expansión lineal Dureza Brinell (200q Módulo de Young Estirado (borra 5 cm) Velocidad del sonido Resistencia a la tracción

379

físicas del plomo

Unidad

Valor

g.cm-3

20°C: 11,336

°C °C J . g_1 J . g_1 KPa

327 1.740 23,4 862 980°C: 0,133 1.160°(: 1,33 1.500°C: 26,7 1.600°C: 53,3 0-1 00°(: O,13 1 0-300°(: 0,136 O°C: 0,355 300°(: 0,316 p. de f. (liq.): 0,155 p. de f.: 444 500°C: 431 800°(: 410 p. de f.: 2,75 400°(: 2,34 500°(: 1,96 -1,5.10-9 20°(: 29, 1.1~ 20-300°(: 31 ,3.1 ~ 2,5-3,0 16,5 50 1.225 20°(: 14 150°(: 5

J.g-I.K-l W. m-l. K-l

MN.m-1

MPa. s

H. m-l. kg-I K-l

GPa % m. s-I MPa

380

Metalurgia extractiva. Volumen 1/;Procesos de obtención CUADRO7.2 Propiedades quimicas del plomo Propiedad Sistema Periódico Número atómico Configuración electrónica Valencias Peso atómico Radio atómico Sistema cristalino Isótopos Radio iónico Equivalente eleetroquímieo Potencial de reducción estándar Electronegatividad

del metal y sirve para su escorificación. El plomo disuelve los metales preciosos; esta propiedad se utiliza para el afino del oro por copelación eliminándose los metales que lo impurifican como óxidos al quedar retenidos en una escoria de litargirio. Otros óxidos son el Pb02 y el PbJ04 (minio), óxido rojo, conocido desde antiguo y usado en pinturas protectoras del acero. Existen sales con los haluros de las que las más conocidas son los oxic1oruros. Otras sales conocidas son el nitrato y el acetato, así como el cromato (pigmento amarillo). La galena es el sulfuro natural de la que se puede obtener óxido y sulfato por tostación. Los boratos y óxidos de plomo se usan en la industria del vidrio.

7.3. Minerales, yacimientos y menas El plomo es un metal poco abundante en la corteza terrestre (su Clark es 0,0016%) por lo que los yacimientos de plomo son acumulaciones puntuales producidas en fases neumatolíticas y, especialmente, hidrotermales,de baja temperatura, en las que el metal se moviliza hacia la corteza donde queda acumulado en forma de filones de sulfuros; impregnando masas de calizas y dolomitas (Silesia); con carácter disperso en sedimentos (Missouri); en depósitos de metasomatismo o sustitución (yacimientosde Australia, como Broken Hill y Mont Isa, y yacimientos en la cordille-

Unidad

nm

nm gk1.h-1 V

Valor Grupo 4B 82 (Xe) 5s2 5p65d10 6s2 6p2 +2 y +4 207,21 0,175 e.c.c (parámetro de red: 0,4939 nm) 208, 206, 207 Y 204 (+2): 0,118 (+4): 0,070 3,865 Pb2+:-0,126 Pb4+:+0,784 1,6

ra de Los Andes); y en depósitos de relleno, en bolsadas, como los españoles de Linares-La Carolina. Hay algunos yacimientos de plomo, muchos ya agotados, donde el mineral sulfurado ha sufrido, a nivel de las monteras (recubrimiento superficial) de los depósitos, la acción meteorizante del medio ambiente; ahí aparecen minerales oxidados, del tipo anglesita, u otros en los que la acción del medio transformó los sulfuros de plomo en carbonatos. Estos yacimientos están asociados a algunos de los anteriores. Los depósitos de plomo son en un 75% mixtos cinc-plomo, en un 20% predominantemente plomo (Linares-La Carolina) y el resto asociados a minerales de cobre y otros. Existe una asociación natural de la plata con los minerales de plomo, tanto es así que el 70% de la plata se recupera en el procesado del plomo. El oro también está asociado a los minerales de plomo, aunque en cantidades muy inferiores, obteniéndose también cobre y antimonio como subproductos. Los minerales principales de plomo son los descritos en la cuadro 7.3. El más importante es la galena, que se encuentra muchas veces asociada a blenda y calcopirita, con sustituciones de arsénico y antimonio. Las reservas de plomo se cifran, en la actualidad (1995), en 68 millones de toneladas. De ellas, África tiene 3 millones destacando Sudáfrica con 2 millones; Asia tiene 16millones en total destacando China con

Capítulo 7: Metalurgia del plomo

381

CUADRO7.3 Minerales de plomo Mineral Galeno Jomesonito Boulongerito Anglesito Cerusito Piromorfito Vonodinita Wulfenito Crocoito Fosgenito

Fórmula PbS PbleSb6S14 PbsSb4S11 PbSO4 PbCOJ Pbs(PO4)P Pbs(VO 4bC1 PbMnO 4 PbCrO 4 Pb2(COJ)CI2

7 millonesy Kazajstáncon 5,5 millones;Europa tiene 14 millones repartidos uniformemente entre Bulgaria, Rusia, España, Yugoslavia, Polonia, Irlanda y otros, dando una media aproximada de 2 milIones por país; Norteamérica tiene 12 millones de toneladas de las cuales dos tercios corresponden a EEUU y un tercio a Canadá. Centro y Sudamérica acumulan 4 milIones de toneladas del metal destacando Perú con 2 millones; y Australia tiene 19 millones de toneladas. Las reservas, incluyendo minerales marginales o pobres, son de 120 millones de toneladas siendo los países con más reservas Australia, EEUU, Canadá, China y Kazajstán. Al ritmo de consumo previsto, se supone que estas reservas cubren unos 25 años de demanda de metal. Hay que tener en cuenta la altísima tasa de reciclado del plomo por lo que los años cubiertos por las reservas útiles pueden ser bastantes más, muy probablemente el doble. Las reservas de EEUU están en Missouri, Alaska y las Montañas Rocosas; en Australia están en los clásicos yacimientos de Mount Isa y Broken Hill, además de en Tasmania. Europa tiene sus mayores reservas en la antigua Yugoslavia, y la antigua Unión Soviética tiene sus reservas en Kazajstán y Altai. Las reservas de China no están muy bien situadas.

7.4. Producciónde plomo y precios La producción mundial de plomo sigue la curva de la figura 7.1. En ella se puede ver una producción creciente a pesar de las grandes disminuciones del con-

%de Pb 86,6 '" 40 '" 58 68,3 77,5 76 56

sumo en cuanto a los usos tradicionales como conducciones de agua y aditivos para gasolinas. La producción mundial alcanzó en 1993 los 5,4 milIones de toneladas siendo en 1994ligeramente inferior llegando los 5,37 milIones de toneladas. De ellas, por reducción mineral, se produjeron 3 millones en 1993y 2,75 millones en 1994;de lo que se deduce que la producción de plomo secundario, a partir de chatarras, fue de 2,4 milIones de toneladas en 1993y 2,62 millones en 1994. La evolución de los precios se representa también en la figura 7.1 expresados en dólares corrientes y en dólares constantes de 1995.Como es ley casi general, la mejora de las tecnologías de producción ha abaratado los precios con el transcurrir de los años. El plomo, como los demás metales, se cotiza en las diversas bolsas y ha sufrido los mismos avatares macroeconómicos por efecto de grandes crisiscomo las del petróleo o lasguerras mundiales.También,en algunoscasos, el incremento de la capacidad de producción ha producido excedentes con respecto a las necesidades lo que ha hecho bajar el precio del metal. Por otra parte, el metal ha estado expuesto a la salida al mercado de slOcksestratégicos. Pero la gran crisisdel plomo se presentó a mediados de los ochenta cuando su precio cayó hasta los 420 $/Mgpor lo que muchas minas problemáticas, y varias plantas que estaban obsoletas como las españolas de Linares, tuvieron que cerrar. A finalesde esta década de losochenta,el precio se había recuperado, superando los 800 $/Mg, con lo que se relanzó la actividad basada en nuevos proyectos, con k.:nologías no contaminantes basados en la fusión ins-

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Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

7 6

~

mill.t Pb-metal ---------------------___.

u_ ----------

5

mill.t Pb (mina)

4 3 2

o -, 1910 FIGURA 7.1.

1920

1930

1940

1950 1960 Año

1970

1980

1990

2000

Evoluciónde la producción minera de plomo, de la producción de plomo metal y de los precios, en dólares corrientes y en dólares de 1995.

tantánea, o incluso mejorando drásticamente los viejos hornos de cuba y adecuándolos a las nuevas medidas de protección del medio ambiente. El precio, en la actualidad, está en torno a los 750 $/Mg y con ello el negocio parece estar asegurado. La necesidad de plomo para la industria de baterías ha sido el verdadero motor del mercado y aún sigue siendo creciente la demanda de metal a pesar de las importantes pérdidas acumuladas en otras aplicaciones como las conducciones de agua y las pinturas.

7.5. Usos del plomo Los usos del plomo son diversos, pero en la actualidad el principal, como ya se ha comentado, es en baterías para la auto moción y para otros usos (iluminación); además, el plomo se usa en cantidades importantes en la industria de pinturas y de compuestos diversos. También es destacable el uso en productos como el tubo y la chapa dirigidos, fundamentalmente, a la construcción y conducción de agua. El uso en recubrimientos de cables parece mantener, o incluso incrementar, su mercado asociado al de los plásticos. Las aleaciones de plomo como metal de soldadura, aleaciones para cojinetes y tipografía mantienen su cota de mercado; en particular, crece el uso de las pri-

meras aunque las últimas pierden algo de cuota de mercado. El uso tradicionaldel plomo para aumentar el actanaje de las gasolinas está en franca regresión. El uso como aditivos de maquinabilidad para aceros y latones, y el de perdigones tiene un mercado mantenido e importante. Finalmente, hay otras pequeñas aplicaciones del plomo como son los equilibrados de ruedas, los lastres, los pesos de yates, los usos ornamentales, las pantallas protectoras contra la radiactividad, etc. En el cuadro 7.4 se expresan los porcentajes de cada uso, para los años 1977,1987Y1994,como media de valores dentro del mundo occidental. CUADRO7.4 Usosdel plomoen Occidente Uso (%) Baterías Cables Semiacabados Pinturas y químicos Aleaciones Otros Total Toneladas año (miles)

1977

1987

1994

50 6 11 22 6 5 100 2.934

63 3,8 10,5 14,8 4 3,9 100 2.739

67 4 10 11 3 5 100 2.020

Capítulo 7: Metalurgia del plomo

7.6. Concentración de menas de plomo Los concentrados de plomo son, fundamentalmente. concentrados de galena y. en menos ocasiones. de otros sulfuros de plomo. En las mineralizaciones masivas es posible hacer concentración del mineral por machaqueo y/o molienda. y posterior separación por métodos gravimétricos. Sin embargo. dada la normal existencia de mineralizaciones plomo-cinc o plomo-cine-cobre, es preciso, en la mayoría de los casos, hacer una molienda seguida de concentración por flotación diferencial para obtener los concentrados de cada metal por separado. En el caso de algunas tecnologías, como la fusión en horno ISF, se tratan directamente concentrados mixtos plomocinc. Las leyes normales de los concentrados están cercanas al 60% de plomo; leyes inferiores se utilizan cuando se tratan concentrados mixtos, como se ha dicho anteriormente. Los concentrados de plomo tienen unas especificaciones dependientes de la tecnología de la instalación metalúrgica; en general, se valora positivamente la ley de plomo si supera la especificación mínima o el valor típico. También se valoran positivamente contenidos razonables de metales recuperables en el proceso. como cinc, cobre y antimonio, pero ciertos metales, como el bismuto, pueden hacer rechazable un concentrado para una planta concreta si ésta no dispone de instalaciones de eliminación de este metal (electrólisis).Los contenidos en arsénico se penalizan. Sin embargo, se pagan los contenidos en plata y oro de los concentrados. Los contratos de concentrados se hacen conforme a una especificación que no siempre es cerrada pues muchas plantas compran en el mercado libre de minerales y concentrados y no entran siempre en el mercado de futuros. En función de la oferta de un mineral de una compañía minera solvente, se estudia la posible adaptación del proceso al mismo, las ventajas e inconvenientes, se ve la fórmula del precio y se decide si se compra o no. A veces. se emiten especificaciones típicas y rangos de contenidos, y otras veces, se hacen especificaciones límites. Esto quiere decir que, normalmente, el mineral tendrá una crmposición concreta y se servirá con valores típicos normales (97% de los análisis). es decir, 59% de plomo, y se pueden admitir, en la excepción determinada, concentrados hasta con el 57% del metal. Con respecto al arsénico, se puede especificar que se admite un contenido máximo del

383

0,04% Yse establecen penalizaciones por cada 0,005% más, rechazando los contenidos mayores del 0,06%. Están previstas en las fórmulas de precio, además de las penalizaciones, los extras a pagar por los contenidos de los metales valiosos antes mencionados. Estas prácticas son extensibles a la mayoría de los concentrados metálicos, en sus aspectos generales.

7.7. Fusión de las menas de plomo El plomo se ha obtenido tradicionalmente por vía pirometalúrgica. Los primeros procesos indu"triales, más allá de lo que fue una práctica artesana, se llevaron a cabo mediante el denominado proceso de forjas, también llamado proceso escocés, en el que por calentamiento en un ambiente oxidante se hacía reaccionar la galena con el óxido o el sulfato que se iba formando, para dar plomo metálico y SOr Las reacciones son: PbS + 2PbO ~ 3Pb + S02

[7.1]

PbS+ PbSO4 ~ 2Pb + 2S02

[7.2]

El proceso está abandonado por su toxicidad y por la dependencia manual. El paso industrial de mayor importancia fue la reducción del sínter en horno de cuba. Dicho sínter está constituido por el mineral (galena) tostado más fundentes; este producto, en trozos, se redll~'l:en el horno, con coque metalúrgico, produciendo un pIorno bruto, o bullón, que, por afinado en pasos múltiples, conduce al metal con aplicación comercial. Los conocimientos cada vez más profundos de la fusión instantánea a partir de la metalurgia del cobre, y los inconvenientes de la secuencia de operaciones sinterización-reducción en horno de cuba (altos costes de mantenimiento de la máquina de sinterización, elevado coste del coque reductor y volúmenes importantes de gas a tratar) propiciaron el desarrollo de dichos métodos de fusión instantánea los cuales han resultado ser más eficaces, con menor consumo energético. con mayores productividades y con un magnífico control medioambiental. La fusión en horno de cuba ISF,para tratamiento simult:1neode menas cinc-plomo,ha sido descrita con J<.:[<.:nimiento en el capítulo 6 sobre la metalurgia del Cinc.

384

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

7.7. 1. Proceso de sinterización Para la reducCIónen horno de cuba es precise pre¡:>araruna carga en trozos, con una estcuctura y comp0sición adecuada, a ;.1vez que se tuesta el concentrado tino de .;~kna eliminando el S02 y dejando un óxido poroso y con aditivos fundentes. El diagrama de Kellogde la figura 7.2,trazado para temperatura variable y a las presiones de oxígeno en la atmósfera del horno antes y después de la tostación (siempre menores de 0,21 atm), pone de manifiesto que el óxido no está presente hasta alcanzar casi los 1.000°C,pasando antes por las regiones del sulfato y del oxisulfato. La estructura rígida, a la vez que porosa, necesaria para un sínter de horno reactivo precisa de otros constituyentes que le den consistencia. Éstos son los silicatos de plomo, de hierro, de calcio y, también, las ferritas, que generan una red de soporte a la temperatura de sinterización, que es precisamente aquel1a a la que algunos de los compuestos citados inician su fusión produciendo la unión entre las partículas de óxido. El proceso de sinterización, que se desarrol1ó inicialmente sobre parril1as estáticas, se extendió industrialmente una vez desarrol1ada la máquina continua

Dwight-LIoyd, a principios de siglo. En esta máquina, se pasa el aire tostador por el lecho incendiado, que viaja a velocidad constante en bandejas, de forma que el frente de l1amaatraviesa la altura del lecho desde el inicio a la caída. Un diagrama de una instalación de sinterización de este tipo se presenta en la figura 7.3. En él se puede ver el frente de l1amay sobre éste la composición de los gases según la posición en la cadena. Como ya se indicara en el capítulo 6 dedicado al cinc, existen dos formas de paso de los gases por el lecho: hacia arriba y hacia abajo. Inicialmente, las cadenas o cintas de las máquinas de sinterización fueron desarrol1adaspara trabajar con aspiración desde abajo; posteriormente, el goteo de plomo en la sinterización de minerales con galena hizo pensar en pasar aire desde abajo hacia arriba con lo que el pIorno líquido, de la reacción sulfuro-sulfato o sulfuroóxido, quedaba retenido en el sínter al solidificar y, además, ayudaba a darle más consistencia (sínter duro). El contenido máximo en una cinta de sinterización con aspiración inferior era del 35-40% de plomo para no tener graves problemas de cegado de las cajas de aire por fusión del metal. Además, el gas era pobre aunque se recirculara; pero incluso la obtención de gas rico en S02' pasando más volumen de aire, producía fusibilidad en el lecho bajando la permeabi.

PbSO 4- PbO

4

:'1 .. f~..~~:-:.:\...(.~., ,.,

PbSO 42PbO (.-;:.,//"//;..;1 PbS044PbO

-4 -12

log PO 2

4 12

FIGURA7.2. Diagrama de Kellog del sistema PlrO-S.

Capítulo 7: Metalurgia del plomo

385

............ ..... .. .. .. .. .. .. ...... ................................... Gas rico a planta de Acido sulfúrico

FIGURA 7.3. Evolución de la concentración de S02 en una máquina de sinterización-toslación continua aspirada

lidad del mismo. El soplado hacia arriba se efectúa con aire a menor velocidad, que se carga más de SOz' y, además, el contenido en plomo de la carga puede subir hasta el 50%. El desarrollo de la máquina con soplado hacia arriba se debió a las necesidades del horno de cuba de plomo y fue llevado a cabo, simultáneamente, en Port Pire (Australia) y por la empresa multinacional alemana Lurgy. En particular, el horno de cuba ISF de cinc-plomo precisa de un producto duro, a la vez que poroso, el cual solamente se puede fabricar con este tipo de máquina de paso de gas hacia arriba. La preparación de la carga de sinterización se hace en un tambor de mezcla en el que se introduce concentrado, finos de retorno de la molienda del propio sínter, finos de retorno de las captaciones de polvo de los gases del horno, productos de la recuperación o separación del plomo en la hidrometalurgia del cinc, aditivos, fundentes y cierta humedad (en el entorno del 5%). La instalación produce polvos tanto en la captación de SOzcomo en las captaciones de polvos de las distintas moliendas, aquéllas en húmedo y éstas en seco, y ambas destinadas al reciclado en la cinta de sinterización.

hacia abajo.

El SOz rico de las primeras cajas de la máquina se mezcla con gas de las siguientes, consiguiendo un gas de contenido medio del 7% en SOzque se puede, una vez lavado, enviar a la planta de ácido. A continuación, se dan algunos parámetros definidores de una planta de sinterización dimensionada para el tamaño de una planta de reducción y un tipo de concentrado que requiere un sistema de soplado hacia arriba. Una planta de 100.000Mg de Pb usa una cinta de unos 90 mZde bandejas con una capacidad de tratamiento de 20 Mg . m-2. día-1;recicla el 66% del producto con el fin de aumentar la concentración de SOz de los gases y de obtener un producto de calidad

y tamaño adecuado, bien desulfurado« 2% de S), con una mezcla de alimentación que contiene el 6% de azufre y un concentrado con menos del 30%; la máquina produce un sínter con un 45-50% de plomo; la capa de mineral sobre la cinta es de 300mm; usa 10 cajas de viento que alimentan 40 m3. m-z. min'( a una presión de 5 kPa; el gas que se manda a la planta de ácido lleva un 6% de SOz' Los polvos captados en la sinterización tienen un contenido elevado de plomo, que llega al 70%, por lo que se recirculan humedecidosal mezclador de materiales de retorno.

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Metalurgia extractiva. Volumen 1/:Procesos de obtención

El proceso de sinterización usado en el ISF se describe en el capítulo 6 dedicado a la obtención del cinc.

7.7.2. Fusión en horno de cuba En el horno de cuba se lleva a cabo el proceso de reducción del sínter con coque, a alta temperatura, para obtener plomo metálico y otros metales de más fácil reducción, entre los que se encuentran el cobre y el antimonio obteniéndose con ellos los metales preciosos. La carga del horno está formada por sínter autofundente, coque de carbón, para la reducción y el calentamiento, y otros materiales oxidados susceptibles de ser cargados en el horno de cuba: minerales, residuos, etc. En el horno se pueden distinguir las siguientes zonas: 1. La zona superior, o de secado y precalentamiento (hasta 200-300°C). 2. La zona de reducción indirecta, en fase sólida, que llega hasta los 900°C; en ella, el material sin fundir reacciona, en contracorriente, con el gas reductor, mayoritariamente ea. En la parte baja de esta zona comienza la fusión de los metales reducidos. 3. La zona de fusión donde se forma la escoria a partir de los fundentes y de los componentes de la ganga, y en la que se alcanza una temperatura de 1.200°C. 4. La zona de "reducción directa", en contacto con la anterior, bajo toberas. La mayoría de las reacciones formadoras de metal comienzan en la cuba, se aceleran en la zona pastosa o de formación incipiente de la escoria, y terminan en la de fusión. Los óxidos de plomo se reducen en la cuba, ya en su parte alta, por reacción indirecta; los sulfatos y sulfatos básicos pueden reaccionar con el poco sulfuro que haya en el horno para dar plomo metal. aunque también reaccionan con silicatos; y los silicatos de pIorno formados se reducen en la zona de fusión con carbono sólido. Los demás óxidos y silicatos acompañan en su reducción al plomo, en estadios más tempranos o más tardíos. en función de su nobleza relativa. Los metales como el cobre o se unen al azufre para formar una fase mata o, en ausencia de éste, se disuelven en el plomo. El mismo camino del cobre lo siguen los metales preciosos que o se incorporan al bullón o lo hacen a la mata.

El antimonio se reduce paralelamente al plomo, impurificándolo. El arsénico puede volatilizarse y oxidarse en los gases; pero si hay presencia de cobre, hierro y níquel se puede formar una fase fundida, inmiscibleen las demás, llamadaspeiss. Finalmente, no debe olvidarse la parte más baja del horno que es la zona de combustión,o de toberas,y bajo ella el crisol. En la zona de combustión se quema el coque a COz'con grandesprendimientode calor,e inmediatamente que el gas asciende haciala cuba, ademásde enfriarse, se produce la reacción de Boudouard entre el mismoeoz y el coque produciéndoseea, reductorprincipal de losóxido metálicos.La generación térmica parte de la zona de combustión del coque, y el calor de los gases se distribuye hacia la cuba siendo utilizado en el calentamientode losmaterialesy en lasreaccionesendotérmicas: equilibrio de Boudouard, fusión de escoria, etc. A este balance hay que añadir la energía generada en las reaccionesexotérmicas,es decir,en la mayoríade las reacciones de reducción metálicas. Las reacciones en el crisol son de recuperación entre componentes de la escoria y el plomo metálico. No obstante, si algún óxido metálico, no constitutivo de la ganga, se incorporara a la escoria sería automáticamente reducido en ella por el carbón sólido; esto le sucede, fundamentalmente, al plomo y al antimonio. El cinc alcanza la escoria mayoritariamente en forma de óxido; su posible reducción produciría cinc en forma de vapor que, en la cuba, se oxidaría de nuevo, tanto por bajar la temperatura como por oxidarse en presencia de caz; de esta manera, descendería nuevamente dentro del horno y se establecería un proceso recirculante del metal en el interior del reactor. Si el contenido de cinc en la escoria sube mucho, se crean problemas de acreciones en la cuba y de viscosidad en la escoria. Igual sucede si hay azufre disponible; el sulfuro formado o el que viene en el sínter, sublimando, crean fenómenos de pegaduras en las paredes de la cuba dificultando la bajada de la carga. Queda claro. por tanto, que un horno de reducción debe tener en su proceso: 1) Un sínter poroso, reactivo, resistente y uniforme para desplazarse cuba abajo permitiendo la reducción metálica a la par que no estorbando a la reacción sólido-gas al conservar, el mayor tiempo posible, su porosidad; no debe degradarse. por presión-fricción, al descender por la cuba pues la generación de finos crea pasos preferenciales de gas que perturban de forma importante la marcha general del horno. 2) Un coque resistente y de reacti-

Capítulo 7: Metalurgia del plomo vidad adecuada que permita una combustión lo más ajustada posible y un óptimo desprendimiento de calor para que el proceso de reducción ocurra de la mejor manera en la parte baja de la cuba. Si el coque es muy reactivo. el calor asciende por la cuba a mayor velocidad que funde ]a carga y se produce una subida no deseable en el horno de la zona de fusión. En caso contrario. e] coque tarda en arder y la carga avanza lentamente hacia el crisol sin haberse calentado y reducido suficientemente. Este equilibrio. entre la calidad del coque y las buenas características del sínter para la fusión. es lo que lleva a una marcha correcta con óptimos parámetros de consumo y con mayor producción. La marcha del horno de cuba es moderadamente reductora para conseguir que el hierro, de forma mayoritaria. pase a la escoria en forma de FeO que se escorifica con sílice. Como productos del horno de cuba se pueden mencionar: 1. Plomo impuro, llamado bullón. 2. Escoria ferrífera (ferrosocálcica) y cinquífera, por lo que debe recuperarse este metal si conviene. 3. Mata, que se forma si hay suficiente azufre en e] metal y que, generalmente, contiene al cobre si éste está presente en la carga. Se retira y recircula a la planta de cobre. En el proceso de afino, durante el descuprado con azufre, se forma un sulfuro de cobre y plomo que también se aprovecha. 4. Speiss. que se forman si hay exceso de arsénico y metales tales como el hierro, níquel, cobalto, etc, que no son absorbidos por la mata. También arrastra metales preciosos y,por ello, no es deseable. 5. Polvos de tragan te, en los que se acumula el cadmio si está presente. Se recuperan en un filtro de mangas a la salida del tragan te. 6. Gas pobre en CO, el cual debe ser mantenido en torno al 3%, ya que el horno no es un gasificador sino un reactor para reducir. 7. Escoria ferrosocálcica, que pertenece al sistema SiOz-FeO-CaO y con composiciones que propician una baja densidad, una baja viscosidad y un bajo punto de fusión. Las escorias son ácidas con excesos importantes de sílice sobre la fayalita, 2FeO.SiOz' y sobre el metasilicato cálcico, SiOz.CaO.

387

El diagrama de fases de la figura 7.13 muestra la zona de trabajo con una composición de escoria que funde a unos 1.100°C. Los hornos de cuba de plomo SCin,generalmente, de sección rectangular para la buena penetración del aire (véase la figura 7.4); están refrigerados por camisas de agua en la cuba, inmediatamente por encima de las toberas. El crisol tiene, también, dos filas de cajas refrigerantes. La cuba puede ser tronco piramidal invertida o paralepipédica pudiendo haber una o dos filas de toberas que se acoplan, generalmente, en los laterales más largos de la sección rectangular de la base del horno. La sección a la altura de toberas es un rectángulo de 1,5-3m por 5-10m, con la excepcióndel enorme horno de Port Pire, en Australia, con 17 mZ de sección de crisol. Este horno, que produce 500 Mgldía de plomo (siendo normal en otros hornos 200 Mgldía), carga 1.200Mg de sínter y 120Mg de coque. Tiene 91 toberas de 120 mm que inyectan aire a 120 kPa y cuela por un sistema Asarco-Roy. Carga

Antecrisol Mat Pb FIGURA7.4. Diagrama de un horno de cubo poro fundir plomo (según Blazy, 1979).

Los hornos de cuba pueden trabajar con enriqueciIlllt:ntodel aire en oxígeno (2-3%) lo que aumenta la rroJucción (10-15%) a la vez que se reduce la necesi-

388

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

e>.,

1 . Alto horno

7. Skip principol

2. Anticrisol

B. Bando transportadora

3. Solido de gases 4. Tolva de alimentación

cerrado 9. Tolvade alimentación

5. Vagón de cargo 6. Tolva poro alimentación directo

\. .

de coque 10. Tolvaporo coque 11. Tolvaporo sinter

12. Elevador de cargo I 3. Tolvade subprodudas

- Notas - Motos - Finos - Chatarra

- Escoria de Pb y Cu - Fundentes - Tortas de Filtros

FIGURA 7.5. Esquema de una instalación para la obtención de plomo por fusión reductora (según Mackey, 19901.

dad de coque.También se obtienen resultadossimilares precalentando el aire. El diagrama de una instalación con horno de cuba se presenta en la figura 7.5. El sistema de colada puede ser normal o continuo (Asarco-Roy). Este último, por un sifón descarga el material fundido en un antecrisol donde se decanta el plomo y la escoria y, en el caso de existir una mata, ésta también se separa. A la salida de la escoria puede disponerse de un granulador o de un sistema de transporte en fundido para llevar la escoria a la recuperación de cinc. A continuación, se comentan algunas mejoras que se han introducido en la fusión en horno de cuba que se viene describiendo. 1. Recuperación del cinc de las escorias.Las escorias granuladas se cargan en un horno rotativo con otros productos residuales como los polvos de acería. Se mezclan con un carbón de tamaño fino y se tratan en un horno Waelz, por encima de los 1.000°C,obteniéndose polvo de óxido de cinc y óxido de plomo, de los que se recupera hasta el 95%. También se pueden tra-

tar las escorias fundidas en un horno de cuba o eléctrico en el que se insufla o carbón pulverizado o un combustible líquido. Los hidrocarburos y el carbón reducen los óxidos de cinc y de plomo de las escorias. El proceso se conoce como volatilizaciónde escoriasslagfuming. Las recuperaciones de este proceso son elevadas. 2. Imperial Smelting Furnace (ISF). El proceso ISF se ha descrito en el capítulo 6 pues esta tecnología, en principio, fue desarrollada para menas mixtascon un contenido superior de cinc que de plomo. No obstante, el horno ISF se puede utilizar, en algunos casos, como horno de fusión de plomo aumentando el contenido de plomo del sínter hasta el 25%, no más, por los problemas de pegaduras. Pero en este caso, un contenido tan elevado de plomo se funde y reduce sin costo extra por lo que algunas menas mixtas,de bajo contenido en este metal, se pueden mezclar con concentrados de plomo en la sinteriz¡¡ción ya que la economía del proceso ~Iobal es muy favorable. Recuérdese que los consumos de coque en un horno convencional

Capítulo 7: Metalurgia del plomo de plomo pueden suponer hasta un 25% del peso de metal producido: sin lugar a dudas. se puede intentar fundir en el ISF un concentrado de plomo hasta las cantidades mencionadas con un rendimiento. térmico y en metal. muy favorable. 3. Horno de tratamiento de escorias. Para mejorar la recuperación del plomo retenido en las escorias. en las instalaciones más modernizadas se incluye una etapa adicional para su tratamiento en horno eléctrico (figura 7.6) que permite trabajar a temperaturas más altas y cambiar la composición de las escorias hacia tipos más refractarios.

389

hacia los procedimientos de fusión instantánea, al estilo de los usados en el cobre, y hacia otros procesos de fusión. a través de escoria, más específicos aunque no exclusivos del plomo. Los distintos procesos se basan en la rápida combustión del sulfuro de plomo con oxígeno, o aire enriquecido. obteniéndose. en función de la riqueza del concentrado, plomo metal en la etapa oxidante y una escoria con el plomo restante, como PbO (20 a 50% de Pb). La escoria se somete a reacción con un reductor fluido, o fluidificado, por un medio de contacto íntimo (toberas o lanzas), recuperándose así el plomo de la escoria. Entre los métodos de fusión instantánea están: el proceso Outokumpu, el Kivcet,el Kaldo y el Boliden. Entre los de fusión a través de una escoria, se pueden mencionar el proceso QSL y el Isasmelt.

A) Procesos de fllsión instantánea REFRACTARIO

, .. ['séoiuA . . . . iJsiI'c' . . . . ,, I

,

IJ$O'C. . . . . . l'IO~.c-: -: -: -: -: -: -: I

REFRIGERACiÓN CON AGUA

;

Siguen la línea desarrollada en los años 60 para la metalurgia del cobre tratando de obtener un mejor rendimiento térmico, bajar la contaminación con saz y metales, y aumentar la productividad de las instalaciones.

·

! I

Proceso Olllokumpu

!. IO~O 'C ~íET~L;' REFRIGERACIÓN CON AGUA

GRAFITO

REFRIGERACIÓNCON AGUA FIGURA 7.6.

Esquema de detalle de lo construcción de un

horno poro lo limpieza de escorias de lo metalurgia del plomo (según Mockey, 19901.

7.7.3.

Fusión directa de menas su/furo

Los inconvenientes del método tradicional de sin. terización-reducción. ya mencionados, motivaron la búsqueda de procesos más simples y eficaces para 1.1 obtención del plomo; las investigaciones se dirigieron

Los comienzos de la fusión instantánea de galena. basados en la experiencia con los sulfuros de cobre. tuvieron lugar en los años sesenta, pero no es ha~ta los setenta cuando el proceso se perfila como posible cambiando el soplado de aire enriquecido por oxígeno. Se diseñó una planta semi-industrial (100 Mg/día de concentrado) que trata concentrados uiversos (figura 7.7). Si la producción de escoria es normal. se cuela el metal y dicha escoria se lleva a un horno eléctrico para reducirla con carbón pulverllauo inyectado en una corriente de nitrógeno. En b li~ura 7.8 se representa la relación entre el contenld'l ue plomo en la escoria y el contenido de azufre Jd hullón. Este tipo de relación se puede esperar en "fr.l' tecnologías de fusión instantánea o a través de 1.\..:,CtHia. \unque se han producido varios miles de tonela! " J..:plomo. y existe el proyecto de una planta indus': ,1 h..,I
390

Metalurgia extracfiva. Volumen 11:Procesos de obtención

Concentrado de Pb A PLANTA ÁCIDO

DE

SULFÚRICO

so,

ENFRIADOR DE GASES

HORNO DE OXIDACIÓN

PRECIPITAOOR ELECTROESTÁTICO

COLADA DE Pb

HORNO ELÉCl1UCO DE REDUCCiÓN ESCORIA A GRANULACIÓN Pb OIILLlON

FIGURA7.7. Proceso de fundición instantónea aplicado a la fusión del plomo.

.

60

.Q 't' Q

c.

50 40 30

20 e

10 O 0,0

1,0

0,5 %

1,5

2,0

en peso de S

FIGURA 7.8. Relaciónentreel contenidode plomoen lo escoriade un procesoOutokumpuinstantáneo y el contenidode azufre en el bullón.

·

Proceso Kivcet

El proceso Kivcet tiene un buen grado de desarrollo pues existen varias plantas en funcionamiento. Una en Kazajstán.otra en Cerdeña y la tercera, recientemente arrancada. en Trail (British Columbia, Canadá). El horno tradicional Kivcet funciona dividido en

Jl!~ r;¡rt~., scparadas por un tabique refrigerado (véa,~ 1.1tl\!ura 7.1)):en la zona del quemador (quemadoro.:',. "\lJ.JnI~-reductora, se carga concentrado, resiJUl)~ J..: pll)mo. fundentes y coque, que funden a I ~../ l \ljUl. se produce plomo y escoria cargada de (I\IJ.. Jc: o.:'lc metal. oxidándose el azufre a saz. Los ~.I~' r,-'uhJntes de la combustión con oxígeno salen

Capítulo 7: Metalurgia del plomo en esa misma zona hacia la chimenea. donde se enfrían y donde se les separa el polvo (hastaI5% de la carga). pasando. por último, a la planta de ácido por su alto contenido en S02' El metal y la escoria fluyen. bajo el tabique. a la zona fuertemente reductora, en la que se trabaja como si se estuviera en un horno eléctrico a 1.350°C y en la que se carga carbón sobre la escoriaobteniéndose más plomo por reducción a dicha temperatura. La escoria se descarga cuando contiene un 2% de plomo. Si se quiere, se puede volatilizar el cinc a base de incrementar la carga de coque yalcanzar una temperatura conveniente. El cinc se oxida, a la salida del reactor. con aire recogiéndose como óxido en los filtros; éste óxido se procesa, posteriormente, en la hidrometalurgia del cinc. El plomo se cuela por un sifón hacia un antecrisol de separación de la mata y la escoria; ésta se retira y se trata en un horno de volatilización,con carbón pulverizado, en el que se elimina todo el cinc; posteriormente, se granula.

Una instalación como la del Trail produce anualmente 120.000Mg de plomo recuperando gran parte de los residuos de la hidrometalurgia del cinc. Es necesario decir que el desarrollo del proceso Kivcet estuvo, en un principio, muy relacionado con tecnología alemana aunque los desarrollos iniciales son soviéticos y los posteriores, para el plomo, se han hecho en Cerdeña y Kazajstánen contacto con la compañía canadiense Cominco. Esta tecnología supone una reducción enorme de la contaminación, por plomo y S02' en viejas instalaciones con hornos de cuba; además, permite tratar productos residualesy mejorar el beneficiode la explotación.

·

Proceso Kaldo de Boliden

Este horno, similar a un convertidor de soplado superior, se puede utilizar para fundir concentrados de plomo con lanza de oxígeno, produciéndose plo-

Caldera Mineral

pxígeno

.J

/uemador

cicl6uico

Electrodosde grafito k'"

Colada de

. . . .

Escoria

. . . . . .

:L . . . . . . .J:: .. ... .. ... .. ... f.. ... ::~: . . . .. . . . . ::L . .. .. .. .. .. .. .. .. .. ... ....... ....... .... ... .... ... .... ... ....... .... ... .... ... .......

-

Metal

¡. FIGURA 7.9.

391

Zona oxidante --.f+--Zona

reductora-+j

Horno Kivcet-Samim-Snampragelti (KSS)de Portovesme.

Colada de metal

392

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

mo metal y una escoria con óxido de plomo. Una vez lleno el convertidor. se procede a insuflar por medio de gas nitrógeno el concentrado de sulfuro. que reduce al óxido. y en la etapa final carbón fluidificado. Finalizado el ciclo, se descarga la escoria y el bullón, y se procede a un nuevo llenado. El proceso puede cargar diversos materiales y chatarras, pero su trabajo discontinuo y la difícil estanqueidad del convertidor hace que sea poco atractivo, a pesar de la versatilidad en cuanto a la carga que puede tratar.

·

Proceso Boliden

Esta tecnología sueca propone la fusión en horno eléctrico. con electrodos tipo Soderberg, de un concentrado rico en galena (70% Pb), en una corriente de aire enriquecido con un 25% de oxígeno.añadiendo cal. coque y polvo volador del proceso, el cual se genera en una cantidad importante en las distintas operaciones. Se produce una fusión oxi-reductora con una eliminaciónparcial del azufre, y con producción de un plomo sulfurado y de una escoria pobre en óxido de plomo (4% de Pb). El plomo se desulfura con aire en un horno exterior y la escoria se trata. por volatilización reductora. para recuperar el cinc y el plomo. La instalación industrial sueca produce cerca de 300

Mgldía de bullón y un escoria con alto contenido de cinc, aunque esto es función del concentrado que se trate en cada caso. El gas sale con la concentración conveniente para la planta de ácido.

B) Fusión continua por medio de una escoria

Se pretende 10mismoque en los procesos de fusión instantánea con quemadores pero, aquí. la carga funde al unirse a una escoria en la que se sopla aire enriquecido en oxígeno, por medio de una lanza, u oxígeno, a través de unas toberas.

·

Proceso QSL

Este proceso se desarrolló a mediados de los años setenta y en los ochenta se construyó una planta en Duisburg (Alemania). Se levantaron más tarde otras tres plantas de producción en Trail (Canadá), Alemania y China. En este proceso, la carga consiste en una mezcla típica. en húmedo, de concentrado, polvos de reciclado. fundentes y carbón, que se proyecta al interior de un reactor cilíndrico, parecido a un convertidor Pierce-Smith enorme, con dos secciones (véase la figura 7.10): la primera, donde cae la carga, está separada

A

e Secciónde reducción

Sección de oxidación

~ Toberasde gas reductor

D

Toberas de oxígeno

-(DSECCIÓN "A"

SECCIÓN "B"

SECCIÓN "C"

FIGURA7.10. Detalles del reactor QSl.

SECCIÓN "D"

Capítulo 7: Metalurgia del plomo por un tabique. con un gran agujero. de la segunda. En la primera parte existen condiciones oxidantes mientras que en la segunda son reductoras. La parte oxidante es de unos 7 metros y la reductora de 14 m (la instalación canadiense. hoy desmontada. tenía 12.5 y 28 m. respectivamente. y unos diámetros de 4.5 y 4m). En ambas zonas se acoplan toberas refrigeradas

por las que se introduce oxígeno, en la zona oxidante. y polvo de carbón suspendido en oxígeno, o una mezcla de gas y oxígeno con exceso de reductor, en la reductora. El cilindro tiene más de 2 m de diámetro en la parte oxidante y sobre 2 m en la reductora. La figura 7.11 representa un diagrama de la instalación QSL completa.

RESIDUOS DE LA LIXIVIACIÓN DEL CINC

CONCE.'ITRADO

DEPb SIUCE A LA PLANTA

DEÁCIDO

C CARBÓN

ALIMENTACiÓN DOSIFICADA

A CIIIMENF.A

VAPOR MEXCLAlXJ DE LA ALIMENTACiÓN

AIRE FRlo

PLANTA DECINC

PLANTA

DE

AIRE OXIOENO MATADE CODRE

FIGURA 7.11.

Diagrama

393

de bloques del proceso QSL (según Mackey, 1990).

394

Meta/urgia extractiva. Volumen 1/:Procesos de obtención · Proceso /sasmelt

El gas puede retirarse por dos salidas: una en la parte oxidante. que va a la planta de ácido. y otra en la reductora, por la que se puede obtener el óxido de cinc. En el caso de comunicar los gases y retirarlos de la zona oxidante, no se produce volatilización de cinc. También, el diseño del sifón que comunica el plomo de ambas partes del reactor se puede disponer para que el fundido fluya hacia la parte oxidante, de la que se cuela,y en ese caso el As y el Sb se retiran del metal y se cargan en la escoria.o bien se puede hacer al revés con lo que el metal se carga de As y Sb en la parte reductora de la que se retira.

Este proceso, que utiliza dos reactores separados con lanza. ha sido desarrollado para tratar diversos sulfuros y se propone también su uso en la metalurgia del plomo tras los desarrollos efectuados por la Compañía ISA y el SCIRO de Australia. En la figura 7.12 se puede ver un esquema de una planta semiindustrial para la obtención de plomo. La base del proceso son dos reactores cilíndricos verticales parecidos a un convertidor de acería. Estos reactores están recubiertos de refractarios de cromo-magnesia. En ambos

GAS LIMPIO

/\/\/\/\ nl.TRO

01': MANGAS

1

/\/\/\/\

POLVO RECICLADO DEPÓSITO DE COI'IC E:-rrR.\ )()

TOLVADE

~

TOLVA OKCOQt.:

TOLVADE

FILTRO

~7 O' \~ ~~RI ;

¡

AIRE E.'lRIQl"ECIDO

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In: GAS

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ESCORIAY PI!

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I

F.SCORIA Pb II.n:TAL

FIGURA7.12. Diagrama de flujo de una planta piloto del proceso ISASMELT (según Mackey, 1990).

Capítulo 7: Metalurgia del plomo reactores, se introduce una lanza, de diseño especial, refrigerada por aire. El concentrado, fundentes y reciclados se introducen en el primer reactor, sobre la escoria que los incorpora. Sobre esta escoria, en el centro, la lanza insufla aire mezclado con oxígeno y fuel-oil. La carga se oxida casi totalmente y la escoria se vierte en el otro reactor inferior donde se adiciona coque o carbón como reductor. Los desarrollos han pasado todos los niveles y se ha proyectado una planta industrial. En la figura 7.13 se representa un diagrama de fases del sistema Si02-CaO-FeO con la composición de la escoria del paso reductor la cual tiene un punto de fusión más elevado que la del primer reactor.

395

de ppm) hasta alcanzar eI2%; los otros metales. normalmente, no superan el 0,5%. Por medio de los tratamientos de afino, se consigue bajar el contenido de los metales mencionados hasta nivelesaceptables. Esta purificaciónse hace para conseguir ablandar el metal y,otras veces, para evitar la coloración que los metales disueltos aportan al óxido blanco. La separación de metales como cobre, plata y oro comporta un beneficio económico en absoluto despreciable. El afino del metal se hace por procedimientospirometalúrgicosy muy rara vez(menosdel 10%del Pb total obtenido) se efectúa un afino electrolíticoel cuales casi exclusivode las menas altas en bismutopues el proceso convencionales caro y complejo (proceso Betts).

7.7.4. Afino del metal A) Procesos pirometalÚrgicos

El afino del plomo bruto, o bullón, es un paso necesario pues el metal se obtiene con diversas impurezas como cobre, hierro, cinc. estaño, arsénico, antimonio y bismuto, además de los metales preciosos plata y oro, fundamentalmente; raras veces aparece el níquel. El contenido de estos metales depende mucho de la mena e incluso del proceso. El cobre, arsénico, antimonio, bismuto y, a veces, estaño y plata pueden estar desde muy bajos contenidos (algunas decenas

FIGURA 7.1 3. Diagrama de fases del sistema Si02-CaO-FeO mostrando la composición de la escoria durante la reducción continua.

CaO

Estos procesos se basan en la combinación preferente de las impurezas con oxidantes, tales como oxígeno, cloro o azufre, a ciertas temperaturas. Cabe también la combinación intermetálica o la separación de impurezas de la fase metálica fundida, de la que precipitan por solubilidad parcial en determinadas condiciones. Finalmente, la distinta solubilidad de los metales en el plomo y en el cinc, así como la distinta

FeO (+ZnO)

396

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

tensión de vapor, hace posible separar metales disueltos por volatilización de uno de ellos.

·

DesCllprado

La primera eliminación de cobre se produce cuando se enfría el metal formándose natas -dross- de pIorno-cobre a con otras impurezas metálicas. La contaminación de cobre, según el sistema ternario plomo-cobre-azufre, baja teóricamente hasta el 0,06% al enfriar desde las temperaturas de colada al punto de fusión del plomo. Si se quiere disminuir más el contenido de cobre hay que acudir a la adición de azufre; a temperatura cercana al punto de fusión del plomo (330°C),el azufre se combina con el cobre, como C~S, a la vez que se forma sulfuro de plomo. Al enfriar, el contenido de cobre baja hasta el 0,001%, siempre que exista plata en disolución, pues su presencia disminuye la velocidad de combinación del azufre y el plomo (termodinámicamente más favorable). Esta operación se lleva a cabo en calderas de 250 Mg en las que se carga el plomo del horno y se somete a desnatado de las costras plomo-cobre formadas al enfriar. Después, el plomo, con el 0,09% de cobre, se somete a la acción del azufre. El proceso de desnatado-descuprado se realiza en continuo,en Canadá y Australia, en un horno de reverbero mejorándose las condiciones ambientales. La instalación consiste en un horno de descarga del plomo reducido del que se saca plomo a otra instalación refrigerada externa devolviéndose, más tarde, al horno; así, se forman las primeras natas cupríferas. En las últimas generaciones de hornos, se añade el azufre para formar las matas cupríferas. En estos hornos se pueden tratar plomos con mucho cobre (hasta el 3%). . El descuprado final añadiendo azufre fino se suele hacer en calderas (similares a las que se usan para el estaño) con consumosde 1 kg de azufre por kg de cobre y se consiguedesulfurarpor debajo de 40 ppm. La mecanizacióndel proceso del descuprado final se hace automatizando y secuenciando las adiciones y los desnatados, asícomo la carga del plomo desde la operación de licuacióndescuprificante antes descrita.

.

Ablandamiento

térmico

Se denomina así el proceso por el cual se oxidan, a temperatura elevada (310°C), los elementos estaño, arsénico y antimonio contenidos en el plomo debido a su mayor afinidad por el oxígeno que el metal a puri-

ficar. La operación se puede realizar en un horno de reverbero al que se puede hacer llegar aire forzado, por medio de lanzas,para acelerar el proceso. En Australia, se consigue bajar el antimonio hasta el 0,03% en un tratamiento en continuo, con un horno de lanza y a una velocidad muy superior a un tratamiento convencional. Este proceso lleva asociada la formación de grandes cantidades de PbO que se arrastran al desnatar con lo que las natas contienen, normalmente, más del 50% de óxido. El nivel de impurezas en el plomo, tras el tratamiento, es del orden del 0,02-0,03% de antimonio y niveles inferiores de estaño y de arsénico.

.

Ablandamiento químico: proceso Harris

El proceso Harris produce la oxidación del estaño, arsénico y antimonio poniendo en contacto el metal con una mezcla de sales fundidas oxidantes formada por sosa y nitrato sódico. Cuando el plomo se pone en contacto con la sal fundida, se forman estannato, arseniato y antimoniato sódicos; aunque se produce Na2Pb03, éste inmediatamente reacciona con el Sn, As y Sb para dar las sales anteriores, pues estas impurezas tienen más tendencia a oxidarse que el pIorno. Las reacciones se pueden resumir así: 2M + 2NaN03 + 4NaOH ~ ~ 2Na3M04 + N2 + H20

[7.3]

siendo M o As o Sb. El estaño, de forma similar, da lugar a esta reacción: 5Sn + 4NaN03 + 6NaOH ~ ~ 5Na2Sn03 + 2N 2 + 3H20

(7.4]

Y, finalmente, el plomo: 3Na2Pb03 + 3Sn(2As, 2Sb) ~ ~ 3Na2Sn03(2Na3As04, 2Na3Sb04)

+ 3Pb [7.5]

El arsénico, antimonio y estaño se pueden separar de la sal fundida cargada de metales para regenerarla y reciclarla. De hecho, el proceso se lleva a cabo en un reactor continuo (figura 7.14), o en dos, en los

Capítulo 7: Metalurgia del plomo que el plomo se bombea desde una caldera y se dispersa en un barril de sal fundida afinándose mientras lo atraviesa. El barril tiene una válvula y el metal se puede almacenar o recircular. Cuando el metal está limpio. se retira y se hace pasar carga nueva. Una vez que las sales han perdido su capacidad limpiadora, se procede a su retirada y se renueva el contenido del barril. De las sales cargadas, se recuperan los metales basándose en sus diferencias de solubilidad en agua bien sea caliente o fría. Cuando se utilizan dos máquinas Harris se puede limpiar el plomo con una cantidad de sal que solamente se combine con los dos metales más ávidos: estaño y arsénico; una vez separados, se pone en contacto el plomo en otro reactor con más sal y se extrae el antimonio. De las disoluciones ricas en estannato sódico y arseniato sódico, una vez separadas, se puede precipitar estannato cálcico y arseniato cálcico adicionando cal y recuperándose la sosa, reactivo de limpieza

del plomo fundido. El antimonio se recoge como antimaniato sódico (antimoniato blanco) por cristalización.

·

Desplatado:proceso Parkes

El proceso de desplatado se basa en el hecho de que cuando se pone en contacto plomo, conteniendo plata y oro, con cinc fundido, el plomo se satura en cinc, con aproximadamente 0,6% de este metal, y se produce un paso de los metales preciosos al cinc en exceso. Si se enfría, se produce la cristalizaciónde una aleación plata-cinc que flotan sobre el baño metálico. Estos cristales se pueden separar de la costra que se forma y se tratan para recuperar de ellos los metales preciosos. El sistema de desplatado en continuo desarrollado en Port Pire (Australia) hace pasar el plomo por un recipiente que contiene cinc y en el que hay tem-

Cuchara de

f<' ~usuca

Bomba de Pb bullón

FIGURA7.14. Esquema del proceso Horris de afino del plomo en un horno continuo.

397

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~~ime.ntaciónde sosa rund;da

398

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

peraturas en disminución:desde 600°C en la parte alta a 75°C (eutéctico Ag-Pb-Zn) en la parte baja. El plomo ablandado se introduce a 650°C en el recipiente de desplatado. El plomo. mientras desciende, se satura en cinc y va cediendo los metales preciosos a este metal a la vez que disminuye la temperatura. Cuando se llega cerca del punto de solidificación del plomo precipitan cristales Ag-Zn que suben a la superficie del metal fundido donde se separan las capas de cinc y del mismo plomo. Este cinc se va, simultáneamente, enriqueciendo en plata y plomo hasta que con el paso de mucho plomo alcanza e115% de Ag y el 20% de Pb. En este momento, el cinc comienza a solidificar en cristales por lo que se retira y se repone con nuevo cinc fresco. El plomo que atravesó el cinc se recoge en la parte de abajo del recipiente; como contiene 3- 4 ppm de Ag y 0,6% de Zn, lógicamente, se debe someter a tratamiento para la recuperación del cinc disuelto. Después del desplatado hay que tratar el plomo y los cristales ricos en plata y oro para eliminar de ellos el cinccristalizadoy el plomo empapado al desnatarlos. En alguna bibliografía se indica que si el plomo contiene cantidades más importantes de oro se puede hacer la separación de una aleación plata-oro, rica en oro, por solubilización preferencial, adicionando en una caldera cantidades pequeñas de cinc y forzando el contacto con el plomo, por agitación. Posteriormente, se desplataría añadiendo más cinc. Un diagrama interesante para estudiar el desplatado es el diagrama temario Pb-Ag-Zn. El desplatado se puede hacer en discontinuo o en continuo, como hacen en Port Pire; parece, sin embargo, que lo más conveniente es hacer el desplatado en dos pasos. En una caldera, se echan las costras de plata y cinc, ya cargado de procesos anteriores, sobre unos 250 kg de plomo ablandado, a unos 450°C y removiendo continuamente la mezcla. La costra que se separa, si ya es rica, se retira para aprovechamiento de la plata. En un segundo tratamiento se echa más cinc, se remueve, se enfría cerca de la solidificación y se separan más cristales Ag-Zn, que son los que se recirculan a un nuevo proceso, con metal plomo nuevo, muy probablemente como cristales siembra. El plomo después del segundo tratamiento baja su contenido en plata a unas 6 ppm. Hoy día, a pesar de las ventajas del proceso continuo, parece que el tratamiento en dos pasos se está imponiendo pues usa menos cinc y tiene menores costos de operación.

·

Descincado del plomo

El plomo ha admitido en el proceso Parkes una cantidad determinada de cinc en disolución de acuerdo con el diagrama de fases a la temperatura del proceso, es decir, más o menos, un 0,6%. La extracción del cinc se puede hacer bien por vía oxidante, usando para ello aire, cloro o sales oxidantes, con lo que el metal se obtiene en forma de óxido, cloruro o cincato sódico, respectivamente, o bien se puede extraer utilizando la diferencia de tensiones de vapor entre el cinc y el plomo a temperaturas no muy elevadas. Esta última posibilidad se lleva a cabo en un caldero, con tapa refrigerada por agua, en el que se introduce el plomo. Se aplica un alto vacío, en el entorno de 0,1 Pa, a la temperatura de 600°C con lo que la mayor parte del cinc se extrae en forma de vapor que condensa sobre la tapa y ciertas aletas metálicas a ella fijadas; el cinc así obtenido puede ser reutilizado. Los calderos de descincado pueden adaptarse para el trabajo en continuo, lo que se consigue mediante un tubo de admisión que introduce el plomo caliente bajo un sifón que se retira por la parte baja. Controlando el flujode plomo, su temperatura y manteniendo un vacío de unos pocos pascales, se consigue evacuar más del 90% del cinc con lo que su contenido en el plomo, a la salida, puede bajar hasta el 0,04%. El poco cinc restante se puede retirar por los procedimientos oxidantes antes comentados.

. Desbismlltado del plomo Cuando el contenido de bismuto en el plomo es importante (0,1-0,6%), se debe proceder a su eliminación; no obstante, dado que la afinidad del plomo por los diversos oxidantes es superior a la del bismuto es imposible retirarlo por esta vía. Se acude entonces a la formación de compuestos intermetálicos con Ca y Mg,en particular del compuesto CaMgzBiza través del proceso Kroll-Betterton (también se pueden utilizar,en el proceso Jolivet, potasio y magnesio pero hoy esta alternativa ha caído en desuso). Mediante el proceso Kroll-Betterton se consigue bajar el contenido en Bi hasta el 0,0025% que es una composición muy cercana a la del eutéctico cuaternario del dia!;r;lma de fases correspondiente. Los excesos de aditi\ u se oxidan con facilidad. El proceso trata el plon10en una caldera a temperatura un poco superior a I(I~

.¡(IO C. desnatándoseel bismutouna vezproduci-

da 1.1'~'paración del intermetálico.

Capítulo 7: .Metalurgia del plomo

Los excesos de impurezas provenientes de afinos térmicos se pueden eliminar mediante un proceso Harris en pequeño para oxidar, hasta contenidos de 1 ppm, la mayoría de las impurezas tradicionales, incluido el cinc de adición.

·

negro que contiene selenio, telurio e indio. De la disolución acuosa con arsénico y estaño se recupera -mediante adición de cal- arseniato, estannato y sosa. Si se emplea un procedimiento doble Harris, el antimonio se recupera, en buena parte, como antimoniato sódico, de las escorias del segundo tratamiento por contacto de aquellas con sosa. Las natas del desplatado se tratan para retirar de ellas el plomo utilizando un prensado en calienteseguido de la fusión a 600°C. El plomo fundido se separa por densidad y se recircula al desplatado, y las costras se llevan a un descincado por destilacióna vacío(figura 7.15) recirculando el cinc al desplatado. El descincado a vacío se hace en un caldero calentado a unos 600°C en el que se retiene la plata sobre plomo añadido, condensando el vapor de cinc en forma líquida. El residuo es sometido a copelación para oxidar el cinc y el cobre con el plomo, quedando un bullón de plata y oro que, posteriormente, se trata para separar ambos metales. Las natas del desbismutado se oxidan para la eliminación del calcio y el magnesio, quedando un residuo de plomo-bismuto.De esta aleaciónse puede separar el plomo por oxidación preferencial a 750°C con cloro gas o hexacloroetano. Resulta un metal bismuto que puede ser afinado de sus impurezas por oxidación.

Tratamiento de las costras

Las natas del descuprado tienen contenidos importantes de plomo incluso después de dejarlas reposar en un horno para drenar el metal arrastrado. Sobre este metal flota la mata; si hay arsénico, se forma un speiss y sobre él la escoria. Una mata puede admitir hasta un 20% de plomo, 20% de azufre, 6% de hierro y el resto cobre. Los speiss contienen cantidades importantes de hierro, además de arsénico, cobre, azufre y níquel, si hubiere. Cada una de las fases. solidificada, se procesa por separado y la escoria se retorna al proceso de fusión. Las natas de ablandamiento se pueden reducir con adición de sosa para obtener así plomos antimoniales procurando sacar el arsénico de los mismos. Las aleaciones pueden contener hasta un 35% de antimonio. De las escorias del afino Harris se recuperan los metales y la sosa. Después de lavados con sosa en disolución yagua se puede obtener un antimoniato

Tenn0p'''' del vapor de CinC

Tennopar del horno Refrigeración con agua

CD Crisol de grafito
Cubierta de vacio

G)

Cubierta de refractario

399

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Interior de I refractario

FIGURA7.15. Construcción de un horno de inducción ce ~.,\- 'J<10!Iegún Van Negen, P. (1990): Lead-Zinc'90. TheMinerals,Metalsand ,'.';:;'~r; I ~.x ety. Warrendale).

400

Metalurgia extrocfiva. Volumen 1/:Procesos de obtención

La aleación plomo-bismuto puede purificarse por vía electrolítica depositándose en el cátodo plomo y recogiéndose el bismuto en los Iodos anódicos de los que se recupera por calcinación-reducción. B) Afino electro/íticodel plomo El afino electrolítico del plomo se puede hacer en muy pocos medios debido a la baja solubilidad del plomo en un medio acuoso. La electrólisis se lleva a efecto en el ácido resultante del ataque de la sílice por el ácido fIuorhídrico, es decir, en ácido fluosilícico, HzFóSi,mediante el denominado proceso Betts. En este medio, el metal se afina al quedar en el lodo anódico, o en los restos de ánodo, casi todos los metales más nobles que el plomo y el bismuto. Esta electrólisis se realiza, fundamentalmente, a los plomos bismutíferos ya que este elemento es difícil de eliminar por otros métodos. El problema de los menos nobles, como el cinc, es pequeño debido a su baja concentración. No sucede lo mismo con el estaño, metal que también es soluble en el mismo ácido y que tiene un potencial de reducción muy cercano (-0,126 V para el Pb y -0,139 V para el Sn) . La electrólisis del plomo es un proceso a tensión variable debido a la naturaleza del residuo anódico ya que se incrementa la tensión en ese electrodo. La calidad del depósito catódico se garantiza con aditivos orgánicos típicos. Los ánodos, de peso en torno

a los 200 kg, se retiran con unos 50 kg y se reciclan a la fundición una vez lavados. Los Iodos se tratan para aprovechar los metales preciosos y el bismuto de las escorias de copelación. Los cátodos se retiran con 145 kg. En el cuadro 7.5 se recogen algunos parámetros de una electrólisis industrial de purificación de plomo.

7.8. Recuperación de plomo de las chatarras (plomosecundario) El hecho de que la producción de plomo secundario supere ampliamente los 2 . 1()6 t, casi un 40% de

la producción total de plomo, hace que se tenga que dar una importancia preponderante a los procesos de reciclado; así, se ha pasado, en muchas ocasiones, de realizar la operación en plantas pequeñas, con poca producción y contaminación no controlada, a hacerlo en plantas de un tamaño y producción importantes donde se cumple con todos los requerimientos medioambientales aplicables a una industria con gran peligrosidad polucionante como la de fusiónde este metal. Reciclando las baterías, principal uso del plomo en estos momentos, no solamente se consigue un beneficio industrial al obtener el metal con un menor consumo energético, sino que se evita un problema contaminante de gran calado como el vertido de dichas baterías en escombreras o basureros en los que el áci-

CUADRO7.5 Parámetros más significativos del afino electroquímico del plomo Parámetro o componente Dimensiones de la celda Material Número de ánodos Número de cátodos Densidad de corriente anódica Densidad de corriente catódica Rendimiento de corriente medio Ciclo Tensiónde cuba Electrólito Consumo de energía medio Temperotura Calidad cátodo Calidad ánodo

Unidad

Cantidad o valor 2,75.0,8.1,25 Hormigón recubierto 24 25 135.200 155-230 85 5 0,3-0,6

A. m-z A. m-z % Días V 65 de Pb; 100 de H2SiF6 g. dm.3 220 kWh . Mg.1 35-45 °C 3 de Cu; 10 de Bi ppm % 1 de Sb; 0,05 de Cu; 0,2 de Bi; 0,5 de Ag

Capítulo 7: Metalurgia del plomo do de las mismas y el plomo podrían deteriorar gravemente las aguas subterráneas. El recicladode baterías es diferente en los distintos países pero, en los desarrollados como los de América del Norte y Alemania, supera el 90%. Un diagrama del reciclado de plomo se presenta en la figura 7.16. En lo que sigue a continuación se hace especial mención de los tratamientos de recuperación aplicables a dichas baterías.

Las baterías de plomo tienen tres usos fundamentales: automóvil, vehículos de carga y carretillas e iluminación de diversa índole. La composición de las baterías es la siguiente:20% de plomo aleado: 17% de óxido de plomo;20-25%de sulfato de plomo; 25% de ácido; 8% de PP (H-D); 4% de CPV; y el resto de otros componentes varios. Los procesos de tratamiento han sufrido, en los últimos años, cambios drásticos, fundamentalmente,

RESIDUOS DE

CHATARRA

PLOMO

DE

fLQMQ

"CHIPS" DE POLlPROPILENO SEPARAIX>RES DE CAUCHO ENDURECIDO

FINOS METÁLICOS

PLOMO SUBPRODUCTOS

(A VERTEDEROS)

ESCORIA A VERTEDEROS

PLOMO BULLÓN

GRÁNULOS DE POLIPROPILENO PARA VENTA

401

PLOMO DÚCTIL PI.< )MO-Z:ALCIO PARA Vr_'ITA

PLOMO ANTIMONIAL PARA VENTA

FIGURA 7.16. Diagrama de flujo general para el reciclado del plomo (según Mackey, 1990).

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FIGURA 7.17. Diagrama de flujo de una planta de tratamiento de baterías (según Mackey, 1990).

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Capítulo 7: Metalurgia del plomo dirigidos a mejorar las condiciones medioambientales a la vez que se mejoraba el aprovechamiento de las materias primas. En un principio. las baterías se machacaban. se drenaba el ácido y el todo uno se cargaba a un horno sin clasificación. Hoy día. se prefiere hacer una clasificación de los materiales (véase diagrama en la figura 7.17) que componen las baterías separando. en primer lugar, los sólidos de los productos químicos (óxido de plomo, sulfato y ácido). Los sólidos se tratan por un procedimiento de líquidos densos separándose el metal del PP y del CPY. Los productos químicos se tratan con carbonato sódico, para obtener una disolución de sulfato sódico, que se cristaliza; además, se precipita carbonato de pIorno que se recicla al horno reductor. Hay distintas posibilidades de utilización de hornos para el tratamiento de las baterías. En el tratamiento en horno de cl/ba,el todo uno sólido se carga en el horno. El aprovechamiento del poder energético de los productos orgánicos alimentados no merece la pena pues la emisión de sustancias sin quemar y de partículas sólidas exige unas instalaciones de captación y lavado desmesuradas. El CPV, por otra parte, emite clorocompuestos que alteran y degradan la atmósfera. Las instalaciones que se basaban en el horno de cuba y en otros fundidores integrales precisaron la utilización, a la salida de humos, de una cámara de combustión en la que se oxidaban los productos sin quemar con lo que el gas de chi-

403

menea se clarificaba trabajando, además. mejor losfiltros de mangas. El horno cargaba las baterías machacadas a las que se adicionaban fundentes,chatarra de hierro y reciclablesde diversosorígenesobteniéndosecomo productos en el crisol plomo antimonial, algo de mata, escoria y polvosvoladores. Un inconveniente adicional de los hornos de cuba es la marcha problemática que produce lacargade plásticosque impideuna bajadanormal de la carga. La fusión en horno rotativo del concentrado metálico de plomo se lleva a cabo en un horno de fusión continua al que se adiciona carbonato sódico, coque y reciclables. Se obtiene plomo y una mezcla de escoria y mata. En la figura 7.18 se presenta un esquema de una planta de fusión con horno rotativo. Este horno puede ser corto, tipo tambor (5 m largo por 4 m de diámetro), y en él se realizan procesos discontinuos que permiten una carga variable de productos obteniéndose desde plomo bajo en antimonio hasta plomos antimoniales. El uso de hornos de reverbero para tratar baterías es un hecho normal al tener estas instalaciones un mejor control del ambiente reductor y poder mantener el antimonio, durante la fusión, bien en el metal o bien en una escoria que se procesa para obtener. posteriormente. plomo alto en antimonio. El uso de hornos eléctricospara eliminar el plomo de las escorias de tratamiento con el fin de poderlas

Chimenea

~

Planta de gases

Dosificadores de sosa cáustica, Fe y cok e

Elevador Tren de Pb Tren de escoria FIGURA7.18. Esquemade uno planto de fusión de baterías con horno rotativo.

404

Metalurgia extractiva. Volumen 11:Procesos de obtención

verter en las escombreras sin que dañen al medioambiente. es algo que se está imponiendo para alcanzar las regulaciones tremendamente estrictas de los países más desarrollados. Existe hoy una tendencia a poder obtener plomo puro y antimonial tratando por separado los productos oxidados de la batería y los productos metálicos; así. se da mejor salida al mercado al creciente número de toneladas de plomo secundario. Finalmente. también hay que comentar los intentos de tratamiento de los productos oxidados de pIorno por electrorrecuperación y los de electroafinar el plomo metálico con la misma idea de aumentar la cantidad de plomo puro disponible. Sin embargo, estas prácticas, con base en la electrólisis de fluosilicatos, se están introduciendo más lentamente.

7.9. Elplomo y el medio ambiente El plomo se ha revelado como un metal sumamente tóxico. Por esta razón, las reglamentaciones de emisiones, tanto en la planta como en los aledaños, son muy estrictas. Por ejemplo, las leyes americanas exigen, en el interior de la planta, niveles inferiores a 50 Ilg . m-3en el aire; en el exterior, este nivel baja 30 veces. Estos valores de emisión límite se alcanzan, sin problema, en las nuevas instalaciones. En cuanto al efecto tóxico en el hombre, ya fue detectado desde la Antigüedad encontrándose enfermedades en metalúrgicos y en fabricantes de cerámica que usan el plomo o sus compuestos; la enfermedad se conoce bajo el nombre de saturnismo. En el agua, las regulaciones europeas permiten

hasta 50Ilg . 1-1Y en EEUU se pretende reducireste

nivel 10 veces. Esto hace que las tuberías de plomo estén abocadas a desaparecer pues las aguas ligeramente ácidas disuelven cantidades muy superiores a las permitidas. Las mayoresemisionesal ambiente procedían de las gasolinaspero hoy esta tasa ha bajado drásticamente al producirse.cada vez más, gasolina sin plomo. Las fábricas de plomo han contaminado mucho el ambiente en el pasado registrándose m~didas en su

entorno muy por encima de las permitidas (hasta 200 veces más, por ejemplo, en alguna instalación de Yugoslavia).Pero hoy no se permite pasar el límite de 1,5 Ilg . m.3e incluso se quiere bajar esta concentración tres veces. El plomo se ingiere de los alimentos y de los objetos usados;en particular,los niños utilizaron en el pasado juguetes acabados con pinturas que contenían este metal lo que les produjo intoxicaciones. En las áreas de trabajo el nivel de plomo debe ser inferior a 0.1 mg. m-3.El polvo finísimo (O,l-lllm) es el más peligroso pues pasa a la sangre al respirarlo. La absorción gástrica es importante; alcanza en los niños el 25% y se queda en los huesos y tejidos en equilibrio con el contenido en sangre. El efecto de la ingestión de cantidades peligrosas de plomo en el cuerpo es la inhibición de la síntesis de la hemoglobina. También se conocen los efectos nocivos de grandes ingestiones de plomo en el sistema nervioso, aunque ahora son raras incluso en las fábricas. El daño renal es claro y puede ser grave. La ingestión de plomo ha de limitarse por los análisis en sangre que deben dar contenidos inferiores a 50 Ilg . di-l.

Bibliografía Blazy P. (1979): La métallurgie extractive des métaux /Ionferreux. Société de L'lndustrie Minérale. Saint Etienne. Bray. J. L. (1962): Metalurgia Extractiva de los Metales no Ferreos.Interciencia. Madrid. Cigan, J. M. Yotros (1979): Lead-Zinc-Tin'SO. The Metallurgical Society of AIME. Warrendale. Habashi, F.(1997):Handbook of ExtractiveMetallurgy (Vol. 11.;Parte 3.9: Lead). WILEY-VCH. Jaeck, M. L. (1989):Primaryand Secondary Lead Processing.The Metallurgical Society of CIM. Pergamon Press. Mackey, T. S. y Prengaman, R. D. (1990): LeadZinc'90. 'The Minerals, Metals and Materials Society. Warrendale.