ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA Y
AGROINDUSTRIA
“RECUPERACIÓN DE ZINC A PARTIR DE POLVOS DE ACERÍA”
PROYECTO PREVIO A LA OBTENCIÓN DEL TÍTULO DE INGENIERA
QUÍMICA
CYNTHIA FERNANDA ESPINOZA GUTIÉRREZ
[email protected]
DIRECTOR: ING. ERNESTO DE LA TORRE CHAUVÍN
[email protected]
Quito, julio 2012
© Escuela Politécnica Nacional (2012)
Reservados todos los derechos de reproducción
DECLARACIÓN
Yo, Cynthia Fernanda Espinoza Gutiérrez, declaro que el trabajo aquí descrito es
de mi autoría; que no ha sido previamente presentado para ningún grado o
calificación profesional; y, que he consultado las referencias bibliográficas que se
incluyen en este documento.
La
Escuela
Politécnica
Nacional
puede
hacer
uso
de
los
derechos
correspondientes a este trabajo, según lo establecido por la Ley de Propiedad
Intelectual, por su Reglamento y por la normativa institucional vigente.
________________________________
Cynthia Fernanda Espinoza Gutiérrez
CERTIFICACIÓN
Certifico que el presente trabajo fue desarrollado por Cynthia Fernanda Espinoza
Gutiérrez, bajo mi supervisión.
_________________________
Ing. Ernesto de la Torre MSc.
DIRECTOR DE PROYECTO
AUSPICIO
La presente investigación contó con el auspicio financiero del proyecto PIS09-04
“Caracterización de residuos electrónicos y evaluación de procesos metalúrgicos
que permitan su valoración y beneficio”, que se ejecuta en el Departamento de
Metalurgia Extractiva.
AGRADECIMIENTOS
En primer lugar quiero agradecer a Dios por cada nuevo día de vida que me
ofrece junto a mi familia, por cuidar de nosotros y demostrarme que todo sucede
por una razón específica que está predestinada por él, así ilumina y guía mis
pasos.
Les agradezco infinitamente a mis padres, Angel y Martha, ya que han sido un
pilar fundamental en mi vida, por su apoyo, comprensión, paciencia, fortaleza y
sobre todo por el amor que día a día me entregan, por haberme enseñado que
con esfuerzo y dedicación puedo alcanzar todo lo que me proponga y darme una
mano siempre que lo he necesitado.
A mis hermanos, Paúl y Santy con quienes he compartido tantos momentos
inolvidables durante muchos años, ellos que han sido un vivo y verdadero ejemplo
de tenacidad, esfuerzo, dedicación y superación, por sus enseñanzas y consejos;
a pesar de la distancia que ahora nos separa los llevo siempre en mi corazón. A
Paúl porque hace un año seis meses inundó de felicidad y amor a toda la familia,
con la llegada de un angelito divino, Ary.
Al Ing. Ernesto de la Torre por haberme dado la oportunidad de formar parte del
Departamento de Metalurgia Extractiva (DEMEX), por su colaboración y guía a lo
largo de la investigación.
A la Ing. Alicia Guevara por su apoyo, colaboración y principalmente comprensión.
Al Ing. Patricio Estupiñán por ser miembro del tribunal examinador de mi tesis, por
la ayuda y apoyo brindado.
A las personas que conforman el Departamento de Metalurgia Extractiva
(DEMEX): Sra. Maguita, Sra. Verito, Eve, Don Kleverito por su amistad,
colaboración y apoyo a lo largo de este proyecto.
A mis amigas Silvy y Anita, quienes a través del tiempo y a veces la distancia me
han apoyado, acompañado y hemos compartido hasta ahora los sucesos más
importantes de nuestras vidas.
A mis amigas con quienes compartí a lo largo de la carrera muchos momentos,
los mismos que fueron enseñanzas no solo técnicas si no de vida para aprender,
crecer y tomar decisiones.
A mis amiguitos DEMEX, Ara, Lore, Xime e Iván con quienes hemos compartido
no solo conocimientos si no una gran amistad, buenas y malas experiencias, risas
e inclusive lágrimas, por el apoyo mutuo en los momentos que más lo
necesitábamos.
DEDICATORIA
A mi madre y padre que siempre me han apoyado y brindado su amor
incondicional, ya que sin ellos no hubiese podido alcanzar esta meta. A mis
hermanos por su ejemplo, paciencia y amor.
i
ÍNDICE DE CONTENIDOS
RESUMEN
INTRODUCCIÓN
PAGINA
xiii
xv
1.
REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA
1.1.
Residuos generados en la industria del acero y sus implicaciones
ambientales
1.1.1. Residuos generados en la industria del acero
1.1.1.1. Fusión del acero por el método convencional
1.1.1.2. Fusión del acero en hornos de arco eléctrico
1.1.2. Implicaciones ambientales
1
1
3
10
12
1.2.
Metalurgia del zinc
1.2.1. Acondicionamiento de la materia prima
1.2.2. Tostación del mineral
1.2.3. Sinterización de la calcina
1.2.4. Producción del zinc metálico mediante vía pirometalúrgica
1.2.4.1. Proceso de retortas horizontales
1.2.4.2. Proceso de retortas verticales
1.2.4.3. Proceso electrotérmico
1.2.5. Producción del zinc metálico mediante vía hidrometalúrgica
1.2.5.1. Proceso de lixiviación primaria
1.2.5.2. Proceso de lixiviación secundaria
1.2.5.3. Purificación de la solución lixiviada
1.2.5.4. Electrólisis de la solución
1.2.5.5. Fusión de los cátodos
16
17
18
20
20
20
21
21
22
23
24
25
27
30
1.3.
Procesos industriales utilizados para tratar polvos de acería
1.3.1. Procesos pirometalúrgicos
1.3.1.1. Proceso Waelz
1.3.1.2. Proceso MF (Mitsui Furnace)
1.3.1.3. Proceso Flame Reactor
1.3.1.4. Proceso en horno de solera giratoria
1.3.1.5. Proceso electrotérmico
1.3.1.6. Proceso de energía plasma
1.3.2. Procesos hidrometalúrgicos
1.3.2.1. Lixiviación ácida inorgánica
1.3.2.2. Lixiviación ácida orgánica
31
33
33
36
37
37
37
38
39
40
41
1
ii
1.3.2.3.
1.3.2.4.
1.3.2.5.
1.3.2.6.
Lixiviación básica
Lixiviación amoniacal
Biolixiviación
Tecnología “Oxindus”
41
41
42
42
2.
METODOLOGÍA
43
2.1.
Caracterización química y mineralógica de los polvos de acería
2.1.1. Caracterización química de los polvos de acería
2.1.1.1. Determinación de la concentración de los metales
presentes en los polvos de acería mediante
espectrofotometría de absorción atómica
2.1.1.2. Determinación de la concentración de los metales
presentes en los polvos de acería mediante fluorescencia
de rayos X
2.1.1.3. Caracterización toxicológica de los polvos de acería
2.1.2. Caracterización mineralógica de los polvos de acería
45
46
Ensayos de lixiviación de los polvos de acería
2.2.1. Influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas
2.2.1.1. Lixiviación en pulpas diluidas con bases
2.2.1.2. Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro
2.2.1.3. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos
2.2.1.4. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
2.2.2. Influencia del porcentaje de sólidos y la concentración de la
solución en la lixiviación con ácido sulfúrico
2.2.3. Influencia del peróxido de hidrógeno (H2O2) en la lixiviación del
ácido sulfúrico (H2SO4) 150 g/l con 30 % de sólidos
2.2.4. Cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico a diferentes
porcentajes de sólidos
48
49
49
52
54
55
2.3.
Recuperación del zinc por electrólisis
2.3.1. Preparación de la solución para la electrólisis
2.3.2. Ensayos de electrólisis
2.3.2.1. Materiales y equipos para construir la celda electrolítica
2.3.2.2. Electrólisis de la solución
2.3.3. Fusión del zinc catódico
62
62
63
63
64
65
3.
RESULTADOS Y DISCUSIÓN
67
3.1.
Caracterización química y mineralógica de los polvos de acería
67
2.2.
46
47
47
48
56
58
59
iii
3.2.
3.3.
3.1.1. Caracterización química de los polvos de acería
3.1.1.1. Determinación de la concentración de los metales
presentes en los polvos de acería mediante
espectrofotometría de absorción atómica
3.1.1.2. Determinación de la concentración de los metales
presentes en los polvos de acería mediante fluorescencia
de rayos X
3.1.1.3. Caracterización toxicológica de los polvos de acería
3.1.2. Caracterización mineralógica de los polvos de acería
67
Ensayos de lixiviación de los polvos de acería
3.2.1. Influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas
3.2.1.1. Lixiviación en pulpas diluidas con bases
3.2.1.2. Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro
3.2.1.3. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos
3.2.1.4. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
3.2.2. Influencia del porcentaje de sólidos y la concentración de la
solución en la lixiviación con ácido sulfúrico
3.2.2.1. Ensayos con concentración de la solución de 50 g/L, 1,
10 y 30 % de sólidos
3.2.2.2. Ensayos con concentración de la solución de 100 g/L, 1,
10 y 30 % de sólidos
3.2.2.3. Ensayos con concentración de la solución de 150 g/L, 1,
10 y 30 % de sólidos
3.2.2.4. Comparación de la recuperación de zinc con las
diferentes concentraciones del ácido sulfúrico y
porcentajes de sólidos.
3.2.3. Influencia del peróxido de hidrógeno (H2O2) en la lixiviación del
ácido sulfúrico (H2SO4) 150 g/l con 30 % de sólidos
3.2.4. Cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico a diferentes
porcentajes de sólidos
3.2.4.1. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico
y 1 % de sólidos
3.2.4.2. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico
y 10 % de sólidos
3.2.4.3. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico
y 30 % de sólidos
72
72
73
75
81
90
Recuperación del zinc por electrólisis
3.3.1. Preparación de la muestra
3.3.2. Ensayos de electrólisis
3.3.3. Fusion del zinc catódico
67
68
69
71
98
98
99
100
101
103
104
104
106
107
110
110
110
116
iv
4.
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
119
4.1.
4.2.
Conclusiones
Recomendaciones
119
120
BIBLIOGRAFÍA
122
ANEXOS
128
v
ÍNDICE DE TABLAS
PÁGINA
Tabla 1.1.
Emisiones atmosféricas, efluentes y desechos sólidos que se
generan en la fase de acondicionamiento del mineral
4
Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de
elaboración de coque
5
Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de
elaboración de coque
8
Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de
fusión con convertidor de oxígeno y fusión
10
Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de
fusión y afino del acero en horno de arco eléctrico
12
Tabla 1.6.
Contenido de zinc en minerales
17
Tabla 1.7.
Recuperación de zinc de la lixiviación primaria y composición
del residuo
24
Tabla 1.8.
Composición típica de la solución purificada
26
Tabla 1.9.
Composición química de los polvos de acería que se generan en
la fabricación de acero común y especial.
32
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con bases
51
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con cianuro de sodio
52
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con ácidos orgánicos
55
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con ácidos inorgánicos
56
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con ácido sulfúrico
58
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación
de los polvos de acería con ácido sulfúrico y peróxido de
hidrógeno
59
Tabla 1. 2.
Tabla 1.3.
Tabla 1.4.
Tabla 1.5.
Tabla 2.1.
Tabla 2.2.
Tabla 2.3.
Tabla 2.4.
Tabla 2.5.
Tabla 2.6.
vi
Tabla 2.7.
Tabla 3.1.
Tabla 3.2.
Tabla 3.3.
Tabla 3.4.
Tabla 3.5.
Tabla 3.6.
Tabla 3.7.
Tabla 3.8.
Tabla 3.9.
Tabla 3.10.
Tabla 3.11.
Tabla 3.12.
Tabla 3.13.
Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de cinética de
la lixiviación de los polvos de acería con ácido sulfúrico
62
Caracterización química de los polvos de acería mediante la
técnica de absorción atómica (AA)
67
Caracterización química de los polvos de acería mediante la
técnica de fluorescencia de rayos X (FRX)
69
Caracterización toxicológica de los polvos de acería mediante el
test EPA 1 311 (TCLP 1 311)
70
Caracterización mineralógica de los polvos de acería mediante
la técnica de espectrofotometría de rayos X (DRX)
71
Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con agentes
lixiviantes básicos (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
74
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de la
lixiviación en pulpas diluidas con bases (1 % de sólidos, tiempo
= 24 h, 750 rpm)
75
Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con cianuro
de sodio (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm, pH = 10,5)
76
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con cianuro de sodio (1 % de
sólidos, tiempo=24 h, 750 rpm, pH=10,5)
77
Recuperación de zinc mediante lixiviación con cianuro de sodio
10 g/L y con carbón activado 5 g/L (1 % de sólidos,tiempo=24h,
750 rpm, pH=10,5)
79
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con cianuro de sodio 10 g/L y
carbón activado 5 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm,
pH = 10,5)
80
Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con ácidos
orgánicos (1 % de sólidos, tiempo de agitación = 24 h, 750 rpm)
82
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos (1 % de
sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
83
Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de
concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
85
vii
Tabla 3.14.
Tabla 3.15.
Tabla 3.16.
Tabla 3.17.
Tabla 3.18.
Tabla 3.19.
Tabla 3.20.
Tabla 3.21.
Tabla 3.22.
Tabla 3.23.
Tabla 3.24.
Tabla 3.25.
Tabla 3.26.
Tabla 3.27.
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con los ácidos tartárico y acético
de concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo=24h, 750 rpm)
86
Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos de
concentración 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
87
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos de
concentración 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo=24h, 750 rpm)
89
Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
de concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo=24 h, 750 rpm)
92
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de
concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
93
Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
100 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
94
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos 100 g/L
(1% de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
95
Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
de concentración 150 g/L (1% de sólidos, tiempo=24 h, 750rpm)
96
Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de
lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de
concentración 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo=24 h, 750 rpm)
97
Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido
sulfúrico y diferentes porcentajes de sólidos (concentración de
ácido=50 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
99
Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido
sulfúrico y diferentes porcentajes de sólidos (concentración de
ácido=100 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
100
Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido
sulfúrico y diferentes porcentajes de sólidos (concentración de
ácido=150 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
101
Valores de intensidad de corriente, voltaje y pH de la solución
durante la electrólisis de la solución de sulfato de zinc
112
Cantidad de zinc depositado en los cátodos durante la
electrólisis
113
viii
Tabla 3.28.
Tabla 3.29.
Tabla 3.30.
Tabla 3.31.
Tabla A1.
Tabla A2.
Tabla A3.
Tabla A4.
Análisis mineralógico del zinc catódico mediante difracción de
rayos X (DRX)
114
Análisis químico del zinc catódico mediante microscopía
electrónica de barrido (MEB-EDX)
115
Concentración y porcentaje de zinc presentes en la solución
durante la electrólisis del zinc
115
Recuperación de zinc de la fusión con diferentes cargas
fundentes
117
Límites de descargas al sistema de alcantarillado público,
TULAS
129
Límites de descargas al sistema de alcantarillado público,
TULAS (continuación)
130
Límites analíticos de detección para un contaminante en el
suelo, parámetros inorgánicos, TULAS
131
Límites de toxicidad de metales lixiviados mediante la
metodología EPA 1311
132
ix
ÍNDICE DE FIGURAS
PÁGINA
2
Figura 1.1.
Proceso de obtención de acero
Figura 1.2.
Diagrama de Chaudron (Reducción del hierro con monóxido de
carbono)
6
Esquema del alto horno que se empleo en la producción de
arrabio
7
Proceso de fusión de acero en el convertidor de oxígeno y
fundición
9
Figura 1.3.
Figura 1.4.
Figura 1.5.
Proceso de fusión y afino de acero en horno de arco eléctrico
12
Figura 1.6.
Proceso de fabricación de zinc a partir de minerales.
16
Figura 1.7.
Diagrama de Kellogg para el sistema Zn-S-O a 827 y 1 027°C
19
Figura 1.8.
Celda electrolítica con sus ánodos y cátodos
29
Figura 1.9.
Esquema del horno eléctrico para la fusión del zinc catódico
30
Figura 1.10.
Diagrama de Chaudron (Reducción del zinc con monóxido de
carbono)
34
Figura 1.11.
Esquema del horno rotatorio Waelz para producir óxido de zinc
35
Figura 1.12.
Esquema del horno MF para producir óxido de zinc de polvos de
acería
36
Esquema del horno de arco sumergido eléctrico para tratar
polvos de acería
38
Figura 1.14.
Proceso para tratar polvos de acería y obtención de zinc
39
Figura 2.1.
Metodología para la recuperación de zinc a partir de polvos de
acería
44
Figura 2.2.
Polvos de acería y equipo para efectuar el cuarteo de los mismos
45
Figura 2.3.
Lixiviación de los polvos de acería con el agente lixiviante
49
Figura 2.4.
Filtración de la pulpa proveniente de la lixiviación
50
Figura 2.5.
Esquema del reactor para la electrólisis del zinc
64
Figura 1.13.
x
Figura 2.6.
Esquema del reactor para la electrólisis del zinc
65
Figura 2.7.
Muestra con carga fundente para la fusión del zinc
66
Figura 3.1.
Recuperación de zinc en soluciones básicas de concentración
100 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
73
Recuperación de zinc mediante lixiviación con cianuro de sodio
a diferentes concentraciones de solución (1 % de sólidos, tiempo
= 24 h, 750 rpm)
76
Recuperación de zinc en soluciones ácidas orgánicas de
concentración 100 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
81
Recuperación de zinc con soluciones ácidas orgánicas de
concentración 50, 100 y 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h,
750 rpm)
84
Recuperación de zinc con soluciones ácidas inorgánicas de
concentración 50, 100 y 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h,
750 rpm)
90
Figura 3.2.
Figura 3.3.
Figura 3.4.
Figura 3.5.
Figura 3.6.
Figura 3.7.
Figura 3.8.
Figura 3.9.
Figura 3.10.
Figura 3.11.
Figura 3.12.
Figura 3.13.
Recuperación de zinc con diferentes concentraciones de ácido
sulfúrico y variación del porcentaje de sólidos (tiempo = 24 h,
750 rpm)
102
Recuperación de zinc en solución de ácido sulfúrico, con y sin
adición de peróxido de hidrógeno 10 g/L (30 % de sólidos,
tiempo = 24 h, 750 rpm)
103
Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes
concentraciones de ácido sulfúrico (1% de sólidos, tiempo=24 h,
750 rpm)
105
Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes
concentraciones de ácido sulfúrico (10% de sólidos,tiempo=24h,
750 rpm)
106
Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes
concentraciones de ácido sulfúrico (30% de sólidos,tiempo=24h,
750 rpm)
108
Cátodo de aluminio utilizado en electrólisis del zinc con
pequeñas cantidades del metal depositado
111
Zinc catódico procedente de la electrólisis, adherido a la placa
de aluminio y retirado de la misma
114
Ánodos de plomo corroídos después del proceso de electrólisis
116
xi
Figura 3.14.
Figura 3.15.
Zinc catódico procedente de la electrólisis, adherido a la placa
de aluminio y retirado de la misma
117
Zinc metálico resultado de la fusión del zinc catódico obtenido a
partir de polvos de acería
118
xii
ÍNDICE DE ANEXOS
PÁGINA
ANEXO I
Límites máximos permisibles de contaminantes según el TULAS y la EPA
129
ANEXO II
Fichas técnicas de la caracterización química y mineralógica de los polvos de
acería
133
ANEXO III
Influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas
136
ANEXO IV
Influencia del porcentaje de sólidos en la lixiviación con ácido sulfúrico
151
ANEXO V
Influencia del peróxido de hidrógeno (H2O2) en la lixiviación del ácido sulfúrico
(H2SO4) 150 g/L con 30 % de sólidos
166
ANEXO VI
Cinética de la lixiviación
167
ANEXO VII
Ensayos de electrólisis del zinc
179
xiii
RESUMEN
El presente trabajo tuvo por objetivo recuperar zinc a partir de polvos de acería,
los mismos que proceden de los sistemas de limpieza de las corrientes gaseosas
generadas durante las operaciones de fusión y afino de acero reciclado de una
industria ecuatoriana.
Para la caracterización química se emplearon las técnicas de espectrofotometría
de absorción atómica (AA) y fluorescencia de rayos X (FRX). Los resultados
reportaron la presencia mayoritaria de zinc en un 30,0 %; seguido de hierro con
18,7 %; plomo con 2,7 %; cadmio 0,03 % y además de elementos menores. Se
determinó que los polvos de acería son compuestos peligrosos y tóxicos, ya que
los niveles de plomo sobrepasan los valores máximos permisibles establecidos
por la caracterización toxicológica EPA 1311 (TCLP 1311).
Para la caracterización mineralógica se empleó la técnica de difracción de rayos X
(DRX), que reportó la presencia de compuestos que contienen zinc como la
zincita (ZnO) en 39,0 % y la franklinita (ZnFe2O4) en 5,5 %; además de óxidos de
hierro (45,5 %), halita (8,0 %) y grupo plagioclasa (10,0 %).
Los ensayos de lixiviación se realizaron con ácidos inorgánicos, orgánicos,
además de bases y cianuro de sodio. Las lixiviaciones con los ácidos sulfúrico,
clorhídrico, nítrico, acético y tartárico de concentración 100 g/L y 1% de sólidos,
durante 24 h a 750 rpm, alcanzaron recuperaciones de zinc sobre el 80,0 %. De
ellos el mejor agente lixiviante fue el ácido sulfúrico.
La utilización de bases como el hidróxido de sodio, amoníaco y carbonato de
sodio, lograron recuperaciones inferiores al 5,0 % de zinc. En cambio el cianuro
de sodio 20 g/L obtuvo una recuperación superior al 80,0 %.
Se seleccionó al ácido sulfúrico de concentración 150 g/L, para recuperar zinc y
se trabajó con el 30 % de sólidos. De esta manera se alcanzó el 75,6 % del metal
en solución con una concentración de 72,5 g/L, en 6 h de lixiviación con agitación
xiv
de 750 rpm; de los cuales se recuperaron el 77,2 % en los primeros 30 min de
trabajo.
La solución se trató con la técnica de electrólisis, en donde se trabajó a 400 A/m2,
durante 10 h y se recuperaron 60,7 g de zinc catódico; los mismos que se
fusionaron con cloruro de amonio a 450 °C por 2 h. Finalmente, se obtuvieron
26,5 g de zinc metálico de 92,3 % de pureza.
xv
INTRODUCCIÓN
Los metales son recursos naturales limitados y no renovables. Por esta razón, se
debe mejorar y optimizar la recuperación y el reciclado mediante la metalurgia
recuperativa, para que los metales cambien su condición de no renovables a
reciclables [Aser, 2000; Pardavé, 2006].
Anualmente se producen alrededor de 1 330 millones de toneladas de acero en el
mundo y únicamente el 40,0 % de la chatarra galvanizada se usa como materia
prima. Durante las operaciones siderúrgicas de fusión y afino del acero que se
efectúan a temperaturas superiores a 1 600 °C en hornos de arco eléctrico (EAF,
por sus siglas en inglés) se generan residuos sólidos complejos, los cuales salen
del equipo mediante una corriente gaseosa conjuntamente con otros metales y se
acumulan en los filtros del sistema de limpieza de gases, a estos residuos se los
denomina polvos de acería (Altadill et al., 2009).
La cantidad de polvos de acería que se generan es de 15 a 25 kg/t de acero
fabricado. En el mundo se producen cerca de 8 millones de toneladas de polvos
de acería por año; de los cuales 3,7 millones provienen de los hornos de arco
eléctrico (Dutra et al., 2006; Delvasto et al., 2010; Madias, 2009).
La química y mineralogía de los polvos de acería varía de acuerdo a las
condiciones de operación de cada planta siderúrgica y de las materias primas que
se utilizan en el proceso. Sin embargo, principalmente están constituidos por
óxidos metálicos, óxidos de hierro y no ferrosos, como la zincita (ZnO) y franklinita
(ZnFe2O4), con un tamaño de partícula menor a 40 μm (Altadill et al., 2009).
Además presentan un contenido importante de metales pesados, como plomo,
zinc y cadmio, los cuales son catalogados como residuos peligrosos y
contaminantes según el Catálogo Europeo de Residuos con el código 10 02 01,
así mismo la EPA los considera residuos peligrosos de Clase I, Código K061. Por
lo que pueden causar impactos ambientales negativos en los seres vivos, suelo y
agua (Parrón y Herrero, 2009; Instituto Nacional de Ecología, 2007; EPA, 1991)
xvi
Los polvos de acería contienen alrededor del 20,0-55,0 % de Fe, 10,0-35,0 % de
Zn, 1,0-8,0 % de Pb y 0,05-0,20 % de Cd; por lo que la recuperación resulta
ambiental y económicamente beneficiosa (Doronin y Svyazhin, 2010).
Se puede aplicar la pirometalurgia para tratar polvos de acería, el método más
utilizado es el sistema Waelz, que comprende una fusión reductora en un horno
rotativo tubular en el cual el zinc y el plomo se volatilizan y recogen en forma de
óxidos. Entre las desventajas del método, está que el óxido de zinc que se
produce necesita un sistema de tratamiento adicional para poder reciclarlo,
además de los altos costos de operación (Madias, 2009).
Otra vía es la hidrometalurgia, mediante la lixiviación con un agente selectivo
como el ácido sulfúrico, se obtiene una solución enriquecida de los metales de
interés. Por lo que se puede aplicar un proceso de electrólisis, previa purificación
de la solución, para así obtener zinc catódico que se transforma en metal después
de un proceso de fusión [Sinclair, 2005; Docstoc, 2011].
Al ser el zinc un compuesto valioso y de importancia comercial, por su utilización
en los procesos de galvanizado de diferentes materiales; además de su empleo
en aleaciones (latón), procesos metalúrgicos (separación de metales), fabricación
de equipos para las industrias de la construcción y automotriz. El objetivo de la
presente investigación es recuperar el metal de interés a partir de los polvos de
acería. De esta manera se reducirá la explotación de las fuentes naturales, así
como los impactos ambientales causados por los desechos de las acerías.
Al ser la hidrometalurgia una técnica innovadora dentro del campo del reciclaje y
al tomar en cuenta los recursos existentes en el Ecuador, se considera que el
desarrollo de ésta investigación es un método viable y un aporte a la conservación
de los recursos minerales del país.
1
1. REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA
1.1.
RESIDUOS GENERADOS EN LA INDUSTRIA DEL ACERO Y
SUS IMPLICACIONES AMBIENTALES
1.1.1. RESIDUOS GENERADOS EN LA INDUSTRIA DEL ACERO
El acero es uno de los materiales de mayor importancia en el mundo, debido a
sus múltiples usos y aplicaciones en diferentes áreas tales como: la construcción,
la industria alimenticia, en el campo automotriz, en el área de la medicina;
además de su empleo en la elaboración de maquinaria y equipos para la industria
en general. Debido a la diversidad de aplicaciones, en el 2011 se produjeron
alrededor de 1 490 millones de toneladas de acero a nivel mundial (Worldsteel
Association, 2011).
El acero es un metal que se recicla a gran escala, alrededor del 45,0 % de su
consumo procede del reciclaje. Este, es uno de los materiales que se puede
reutilizar y además mantiene sus propiedades iniciales de fabricación, es decir, no
pierde sus características. Su reutilización promueve la reducción de: la
explotación minera (90,0 %), el consumo de energía (74,0 %), las emisiones a la
atmósfera (88,0 %), la contaminación del agua (75,0 %) y el consumo del agua en
la producción (56,0 %). Por tal razón es el material que más se recicla a nivel
mundial, así su recolección resulta mayor a la del aluminio, plástico y vidrio. En el
Ecuador actualmente una empresa recicladora de chatarra ferrosa, recoge
aproximadamente 250 000 t por año a nivel nacional, para ser utilizadas en la
producción de acero (Ekos, 2011; Gerdau, 2011; Green Jobs, 2008).
Por lo general, la fabricación de acero se lleva a cabo principalmente mediante los
siguientes métodos:
·
Siderurgia convencional (alto horno)
·
Por fusión en hornos de arco eléctrico.
2
La generación de desechos durante la fabricación del acero se efectúa, por medio
de los métodos tradicionales o a través del procedimiento más utilizado en los
últimos años que es la acería eléctrica, la misma que permite fabricar acero a
partir de chatarras férricas. Los residuos que se generan en el proceso industrial
constituyen alrededor del 15,0 al 20,0 % de la producción total del acero. Por esta
razón, se analizan los métodos que se emplean para la fabricación del acero y de
esta manera se determina la cantidad y el tipo de desechos que se generan
durante las operaciones. Cabe recalcar que la acería convencional utiliza entre el
25,0 y 35,0 % de acero reciclado, mientras que la de horno eléctrico
aproximadamente el 95,0 % (Gervásio, 2010; Frías et al., 2002; International Iron
and Steel Institute, 2002).
La figura 1.1 muestra y compara los diferentes procesos que se emplean para la
obtención de acero por el método convencional (alto horno), así como los
procedimientos que se ejecutan por fusión en hornos de arco eléctrico. Además,
se señala la materia prima que se utiliza en cada uno de los métodos.
Figura 1.1. Proceso de obtención de acero
(American Iron and Steel Institute, 2010)
3
1.1.1.1. Fusión del acero por el método convencional
El método convencional o también llamado acería integrada comprende las
siguientes fases:
·
Fase de acondicionamiento del mineral (sinterización y peletización)
·
Fase de elaboración de coque
·
Fase en los altos hornos
·
Fase de fusión del acero en el convertidor de oxígeno y fundición
a) Fase de acondicionamiento del mineral
En esta fase es en donde se prepara la materia prima ferrosa mediante la
peletización y sinterización del material. Los minerales de hierro están
constituidos por: magnetita (Fe3O4), hematita (Fe2O3), óxido de hierro hidratado
(Fe2O3H2O), además de otros elementos como aluminio, sílice, calcio, magnesio y
azufre. Al material se lo reduce de tamaño y se eliminan sus impurezas con el uso
de separadores magnéticos, las mismas que van a pasar ser parte de los residuos
(International Iron and Steel Institute, 2002).
La peletización implica la preparación de los materiales de óxido de hierro con el
uso de agua y aglutinantes, aquí se forman los pellets a partir de minerales finos y
aditivos de tamaño de partícula inferior a 0,05 mm que llegan a formar esferas de
9 a 11 mm de diámetro. La sinterización involucra la aglomeración de la carga del
horno por fusión incipiente, la misma que está conformada por una mezcla de
minerales finos, aditivos, hierro y material reciclado procedente de otras
operaciones. Este procedimiento, se efectúa a través del uso de temperaturas
muy altas (1 200 °C) con la ayuda del coque en donde se produce el sinter, que
son grandes pedazos de aglomerados [Forpresid, 2006; Infoacero, 2000].
Las emisiones atmosféricas, descargas de efluentes y desechos sólidos que se
generan en esta fase se muestran en la tabla 1.1.
4
Tabla 1.1. Emisiones atmosféricas, efluentes y desechos sólidos que se generan en la fase
de acondicionamiento del mineral
Etapa del proceso
Emisión/Efluente
Residuo generado
Emisión atmosférica
Óxidos de: azufre, nitrógeno, monóxido de
carbono, polvos fluorados, metales pesados
(Pb, Hg, Zn), hidrocarburos aromáticos
policíclicos (HAPs), cloruros alcalinos,
hidrocarburos, policlorados dibenzo-p-dioxinas
y furanos, Bipheyls policlorados (PCB),
compuestos orgánicos halogenados.
Descarga de efluente
Agua de enjuague, agua de refrigeración y
aguas residuales de tratamiento de gases
Desechos sólidos
Polvo (eliminación de polvo y tamizado),
residuos de lodos de tratamiento de gases y
polvos de los filtros.
Emisión atmosférica
Material particulado, óxidos de nitrógeno
(NOx), dióxido de azufre, ácido clorhídrico y
fluorhídrico.
Descarga de efluente
Agua depurada (posibles concentraciones de
ácido fluorhídrico) y agua de enjuague
Desechos sólidos
Polvo de la clasificación de las materias
primas. Eliminación del polvo del sistema de
residuos.
Sinterización
Peletización
(Traducción textual EPA, 2009)
b) Fase de elaboración del coque
En esta etapa, se emplea como materia prima carbón natural que se reduce de
tamaño y homogeniza para alimentarlo en un horno a 1 200 °C durante 24 h, así
se ejecuta la pirolisis en un atmósfera libre de oxidación. De esta manera se
genera un residuo sólido, además de líquidos y desechos volátiles que son
reciclados. El coque contiene carbón casi puro, además de cenizas (< 10,0 %),
componentes volátiles (< 2,0 %) y azufre (< 2,0 %). A continuación, el producto se
descarga en un vagón de apagado, en donde se lo enfría con agua y finalmente
se seca con la ayuda del calor residual. De 1 t de carbón que se quema, se
obtienen cerca de: 641 Kg de coque, 10 Kg de sulfato de amonio, 32 L de brea,
312 m3 de gas, 500 g de fenol, 9 L de aceite ligero y 0,3 Kg de naftalina (Nemerow
y Dasgupta, 1998).
5
Al coque (agente reductor en la fabricación del acero) se lo utiliza para la
sinterización del mineral de hierro y su posterior transformación a arrabio, que es
el metal fundido en el alto horno procedente de la reducción del hierro.
La mayor parte de los vertidos se generan en el vagón de apagado, aquí el agua
que se utiliza se contamina con polvo de coque, denominado cisco del coque, que
se recupera del agua [EPA, 2009; Nemerow y Dasgupta, 1998]. La tabla 1.2
señala las diferentes emisiones atmosféricas, descargas de efluentes y desechos
sólidos que se generan en esta fase.
Tabla 1. 2. Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de elaboración de
coque
Etapa del proceso
Emisión/Efluente
Residuos generados
Emisión atmosférica
Emisiones de: fugas (de puertas de hornos,
tapas, puertas niveladoras, emisiones de la carga
de carbón), tratamiento de gas del horno de
coque,
material
particulado,
metano,
hidrocarburos, benceno, los hidrocarburos
aromáticos policíclicos (HAPs), monóxido de
carbono, dióxido de azufre, sulfuro de
hidrógeno, amoníaco y, óxidos de nitrógeno.
Descarga de efluente
Agua
del
tratamiento
del
gas,
aguas residuales del horno de coque,
fenoles, amoníaco, cianuro, aguas residuales del
proceso de enfriamiento (con amoníaco,
compuestos de azufre arsénico).
Desechos sólidos
Desechos de la reducción de tamaño del carbón.
Elaboración de
coque
(Traducción textual EPA, 2009)
c) Fase en los altos hornos
El mineral de hierro (resultado de la sinterización y peletización), aditivos
(fundentes y formadores de escoria como piedra caliza) y el agente reductor
(coque), se alimentan de manera continua desde la tolva superior del horno con el
fin reducir el material y obtener arrabio (hierro fundido). Una corriente de aire
caliente bajo presión a 1 000 °C, enriquecida con oxígeno y agentes reductores
auxiliares (carbón, polvo, gas natural) se inyectan en la parte inferior del equipo
6
(tobera), entonces se efectúa la combustión del coque que modifica la
composición del gas que sube a través de las capas de los materiales
alimentados y reacciona con el mineral de hierro. En esta fase se produce
principalmente monóxido de carbono, que a su vez reduce los óxidos de hierro
contenidos en el mineral a temperaturas superiores a 555 °C, como se puede ver
en las siguientes reacciones y en el diagrama de Chaudron de la figura 1.2 [EPA,
2009; Nemerow y Dasgupta, 1998].
‫ܱܥ‬ଶ ൅ ‫ ܥ‬ൌ ʹ‫ܱܥ‬
[1.1]
͵‫݁ܨ‬ଶ ܱଷ ൅ ‫ ܱܥ‬ൌ ʹ‫݁ܨ‬ଷ ܱସ ൅ ‫ܱܥ‬ଶ
[1.2]
‫݁ܨ‬ଷ ܱସ ൅ ‫ ܱܥ‬ൌ ͵‫ ܱ݁ܨ‬൅ ‫ܱܥ‬ଶ
[1.3]
‫ ܱ݁ܨ‬൅ ‫ ܱܥ‬ൌ ‫ ݁ܨ‬൅ ‫ܱܥ‬ଶ
[1.4]
Figura 1.2. Diagrama de Chaudron (Reducción del hierro con monóxido de carbono)
(Esguerra et al., 2009)
El arrabio fundido se decanta en el fondo del crisol del horno (hogar), mientras la
escoria que se queda en la superficie se separa, extrae y procesa con agua (se
enfría y granula) para producir pellets que de emplean en la construcción de
carreteras y fabricación de cemento. Por la parte superior del horno sale gas
conjuntamente con polvo que es separado y recuperado en un equipo de
7
recolección, a continuación el gas pasa por un sistema de lavado que elimina más
del 99,0 % de impurezas. El agua de lavado se impregna de contaminantes como:
hierro, sílice, caliza, amoníaco, fenoles y cianuro (EPA, 2009; Nemerow y
Dasgupta, 1998; Kemmer y McCallion, 1996).
El arrabio, líquido rico en hierro (93,7 %) con presencia de carbono (4,5 %) y otros
compuestos como manganeso, sílice, fosforo, azufre, vanadio y titanio en
cantidades inferiores al 1,0 %, se recoge y transporta en buques de la planta de
conversión de oxígeno (Infoacero, 2000). En la figura 1.3 se puede observar el
esquema del alto horno y las secciones del mismo por donde se obtiene al arrabio
que se utiliza en la fabricación del acero.
Figura 1.3. Esquema del alto horno que se empleo en la producción de arrabio
(APTA, 2004)
Para cuidar el material refractario del horno y trabajar eficientemente, se utilizan
de 63 a 950 L/s de agua de enfriamiento. El agua ingresa por la parte superior del
horno (garganta) y se recoge en un canal que se sobre la sección en donde se
calienta el gas, además se dispone de otro sistema de enfriamiento en la parte
inferior del equipo (hogar) (Kemmer y McCallion, 1996). En la tabla 1.3 se pueden
observar las emisiones atmosféricas, descarga de efluentes y desechos sólidos
que se generan en la presente fase de producción.
8
Tabla 1.3. Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de elaboración de
coque
Etapa del proceso
Reducción del
material en el alto
horno
Emisión/Efluente
Residuos generados
Emisión
atmosférica
Material particulado, hidrocarburos, amoníaco,
gases residuales, componentes de cianuro, HAPs,
monóxido de carbono, dióxido de carbono,
sulfuro de hidrógeno, metales pesados (Mn, Zn,
Pb), óxidos de nitrógeno y dióxido de azufre.
Descarga de
efluentes
Agua residual de los gránulos de escoria, metales
(Pb, Cr, Cu, Zn, Ni) y agua de la purga del
circuito de agua de refrigeración.
Desechos sólidos
Polvo y lodo del tratamiento de gases y escoria.
(Traducción textual EPA, 2009)
d) Fase de fusión del acero en el convertidor de oxígeno y fundición
El objetivo de esta fase es oxidar impurezas como: carbono, fósforo, sílice,
manganeso y azufre. En el convertidor de oxígeno se cargan: chatarra de acería y
arrabio (60,0 % de la carga). Se inyectan 8 500 L/s de oxígeno refrigerado, por
medio de una lanza que desciende con los fundentes (cal y espatoflúor) durante
20 min y se alcanza 1 650 °C, así los gases de salida tienen una temperatura muy
alta y por dicha razón se utiliza agua de enfriamiento en la parte superior del
horno [Nemerow y Dasgupta, 1998; Kemmer y McCallion, 1996].
El oxígeno reacciona con el arrabio, por lo que se genera monóxido y dióxido de
carbono que salen del horno en forma gaseosa, el carbono presente es inferior al
2,0 % y las impurezas pasan a la escoria en una capa sobre el acero líquido, en
un proceso que dura 45 min. Al metal se le realiza una limpieza con un gas inerte
(argón) que se inyecta por la parte inferior del convertidor; además se efectúa el
afino en un horno de cuchara para eliminar contaminaciones aún presentes. El
producto se vierte en una olla de colada continua y luego desciende a un tanque
de vacío, la presión atmosférica induce el material ascendentemente, de esta
manera los gases se desprenden y extraen mediante una bomba de vacío y el
acero vuelve a descender a la olla de colada (EPA, 2010; Infoacero, 2000;
Kemmer y McCallion, 1996).
9
En el proceso de colada continua en donde se elaboran semiproductos
siderúrgicos, el acero se deposita en una lingotera sin fondo que se enfría con
agua, luego el metal pasa por una serie de rodillos y termina su solidificación con
la ayuda de agua pulverizada para finalmente obtener planchas, que pueden ser
laminadas mediante vía caliente o fría para posteriormente ser recortadas y se les
da la forma deseada como placas, barras, bobinas, perfiles o alambrón
(Forpresid, 2006).
Al acero producido se le realiza un decapado (lavado) para eliminar costras de
óxido de hierro, grasas y suciedades generadas en el proceso. Para tal efecto se
sumerge el metal en ácido sulfúrico diluido de concentración 15,0-25,0 % en peso;
del proceso se genera un residuo (líquido decapante) que contiene sales de hierro
que reaccionan con el ácido y forman sulfato de hierro, que al alcanzar una
máxima concentración inhibe la limpieza, por lo que la solución limpiadora debe
de ser reemplazada por una nueva (Nemerow y Dasgupta, 1998).
En la figura 1.4 se puede observar el proceso de fabricación de acero en el
convertidor de oxígeno así como su fundición para obtener el producto final.
Figura 1.4. Proceso de fusión de acero en el convertidor de oxígeno y fundición
(Infoacero, 2000)
En la tabla 1.4 se muestran las diferentes emisiones atmosféricas, descargas de
efluentes y desechos sólidos que se generan en esta fase del proceso.
10
Tabla 1.4. Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de fusión con
convertidor de oxígeno y fusión
Etapa del proceso
Fusión con
convertidor de
oxígeno y fusión
Emisión/Efluente
Residuos generados
Emisión
atmosférica
Emisión de gases de la inyección de oxígeno,
conversión y afino, material particulado (Al, As,
Cd, Cr, Cu, Fe, Hg, Mg, Mn, Pb y Zn), óxidos de
azufre y de nitrógeno, monóxido de carbono,
fluoruro de hidrógeno, HAPs.
Descarga de
efluente
Agua de lavado y refrigeración en el convertidor
(óxidos metálicos, presencia de sólidos
suspendidos e hidrocarburos)
Desechos sólidos
Escoria, polvos finos, gruesos y lodos del
convertidor, polvo y escorias del afino del acero
y colada continua.
(Traducción textual EPA, 2009)
1.1.1.2. Fusión del acero en hornos de arco eléctrico
La técnica en el horno de arco eléctrico (EAF, por sus siglas en inglés) es
conocida por su versatilidad. Se alcanzan temperaturas de hasta 1 930 °C y el
proceso se controla eléctricamente con gran precisión. Al no utilizar combustibles
fósiles en la producción, el acero que se obtiene es más limpio que en los otros
procesos. El equipo tiene forma cilíndrica y una cubierta de refractario, poseen un
sistema de enfriamiento con agua en las puertas, en el anillo del techo y en las
pinzas de los electrodos [Infoacero, 2000; Kemmer y McCallion, 1996].
La operación en estos hornos presenta varias ventajas. Por 1,0 t de acero
reciclado se ahorran 1,3 t de mineral de hierro, 630,0 kg de carbón y 54,0 kg de
caliza. El reciclaje requiere menos energía, disminuye la generación de residuos y
la emisión de partículas contaminantes. Las emisiones de carbono son inferiores,
así al producir 1,0 kg de acero se emiten 462,0 g de CO2, mientras que en el alto
horno se emanan 2 494,0 g. Por otro lado el consumo de energía es de 10,0 GJ
cuando en el alto horno se consumen 29,0 GJ [Gervásio, 2010; Forpresid, 2006].
La principal materia prima es la chatarra (80,0-90,0 % de la carga) que procede
de: desechos de fabricación de industrias consumidoras (15,0-20,0 %), desechos
11
de producción en plantas siderúrgicas (15,0 %), y chatarras que se recuperan al
final de su vida útil que contienen zinc (15,0-65,0 %). Además, se alimentan
pequeñas cantidades de mineral de hierro, prerreducidos (disuelven metales
indeseables), ferroaleaciones, cal, espatoflúor, coque y oxígeno (APTA, 2004).
Las chatarras con el mineral de hierro, prerreducidos y ferroaleaciones se
alimentan en la bóveda giratoria del horno, en la parte superior se encuentran tres
electrodos de grafito de donde surgirá el arco eléctrico. En el interior la diferencia
de tensión entre los electrodos y la chatarra hace que las moléculas se ionicen, lo
que provoca la aparición de partículas cargadas que propagan una corriente
eléctrica que forma el arco, para emitir energía y desprender calor, de esta
manera las chatarras se derriten y convierten en líquido fundido. Entonces, se
alimentan la cal y el espatoflúor para formar escoria y eliminar el fósforo presente;
además, se inyecta oxígeno puro a través de un sistema de lanzas, con el objeto
de oxidar al hierro, silicio y manganeso. Las impurezas se extraen del horno y
reciben el nombre de escoria negra, las misma que tiene un aspecto poroso y
morfología regular cúbica y se la utiliza en la industria cementera [Ihobe, 1999;
Forpresid, 2006].
De la operación se desprende monóxido de carbono que genera burbujeo en el
líquido fundido. Los gases que se generan tienen apariencia de humo rojizo y
contienen metales que se evaporan como: el plomo, cadmio, arsénico, cromo y
zinc; siendo éste último el de mayor interés ya que está presente en los gases en
concentraciones entre el 18,0 y el 40,0 %. Al acero fundido, se lo afina (colada)
para reducir oxígeno y eliminar azufre, el metal se cubre con un agente reductor
(escoria blanca) y se reducen los óxidos metálicos. Para la desulfuración se lleva
el líquido a un horno de cuchara, se sopla gas inerte (argón) que homogeniza la
temperatura y composición del líquido fundido, de esta manera se evita la
oxidación y se desplazan las impurezas hacia la escoria; finalmente, el acero es
moldeado según la forma deseada. Debido a las altas temperaturas que se
manejan, los equipos cuentan con un sistema de enfriamiento con agua [Aser,
2000; Ihobe, 1999]. En la figura 1.5 se muestra el proceso de fabricación de acero
en el horno de arco eléctrico.
12
Figura 1.5. Proceso de fusión y afino de acero en horno de arco eléctrico
(Bright Hub, 2010)
En la tabla 1.5 se muestran las emisiones atmosféricas, descargas de efluentes y
desechos sólidos generadas en la fabricación de acero en horno de arco eléctrico.
Tabla 1.5. Emisiones atmosféricas y efluentes que se generan en la fase de fusión y afino
del acero en horno de arco eléctrico
Etapa del proceso
Emisión/Efluente
Residuos generados
Emisión
atmosférica
Emisiones de gases de salida del horno, material
particulado (mercurio, zinc, Óxidos de azufre y
nitrógeno, compuestos orgánicos volátiles,
clorobenceno, HAPs. Partículas y gases del
proceso de afino, partículas y humos alcalinos de
la escoria negra y blanca, polvos de acería
(tóxicos y peligrosos).
Descarga de
efluente
Del drenaje de agua del depósito de la chatarra,
agua del lavado de los gases y de enfriamiento
del afino del acero.
Fusión y fusión en
horno de arco
eléctrico
Desechos sólidos
Escoria negra y blanca.
(Traducción textual EPA, 2009)
1.1.2. IMPLICACIONES AMBIENTALES
Durante la producción del acero se generan: residuos sólidos, efluentes líquidos y
emisiones gaseosas, que resultan perjudiciales para el medio ambiente, de los
13
cuales las más perjudiciales son las emisiones gaseosas de los hornos. Los
gases que se generan en las operaciones de fusión y afino, se depuran en seco
con filtros que retienen el material particulado. Las partículas que se retienen son
los llamados polvos de acería, que poseen una química y mineralogía variable
según la materia prima utilizada en el proceso. Además, se los considera como
desechos peligrosos, tóxicos y contaminantes por el Catálogo Europeo de
Residuos con el código 10 02 01, así mismo la EPA los cataloga residuos
peligrosos de Clase I, Código K061. Se generan alrededor de 8,0 millones de
toneladas de polvos de acería por año mundialmente, de los cuales 3,7 millones
provienen de hornos de arco eléctrico. La mayoría de plantas no cuentan con un
sistema controlado de gestión de residuos para los polvos de acería, lo que
representa un serio problema al medio ambiente con impactos ambientales
negativos en el aire, suelo y agua (Frías et al., 2002; Ihobe, 1999; EPA, 2010).
Los polvos de acería contienen: 20,0-55,0 % de Fe; 10,0-35,0 % de Zn; 1,0-8,0 %
de Pb y 0,05-0,20 % de Cd (Doronin y Svyazhin, 2010). Debido al alto contenido
de zinc en estas partículas, el objetivo de la presente investigación es el de
recuperarlo, ya que dicha acción es ambiental y económicamente beneficiosa.
En el país se regula el medioambiente mediante el TULAS (Texto Unificado de
Legislación Ambiental Secundaria), a través del Ministerio del Ambiente. En el
Título V del texto (Reglamento para la Prevención y Control de la Contaminación
por Desechos Peligrosos), Sección II, artículos 152, 153 y 154 se menciona:
“El presente reglamento regula las fases de gestión y los mecanismos de
prevención y control de la los desechos peligrosos, al tenor de los lineamientos y
normas técnicas previstos en las leyes de Gestión Ambiental, de Prevención y
Control de la Contaminación Ambiental, en sus respectivos reglamentos, y en el
Convenio de Brasilea. Los desechos peligrosos comprenden aquellos que se
encuentran determinados y caracterizados en los Listados de Desechos
Peligrosos y Normas Técnicas aprobados por la autoridad ambiental competente
para la cabal aplicación de este reglamento. Se hallan sujetos a las disposiciones
de este reglamento toda persona, natural o jurídica, pública o privada, nacional o
14
extranjera, que dentro del territorio del Ecuador participe en cualquiera de las
fases y actividades de gestión de los desechos peligrosos, en los términos de los
artículos precedentes”.
El título V, capítulo III (Fases de la Gestión de Desechos Peligrosos), artículo 160
señala: “Todo generador de desechos peligrosos es el titular y responsable del
manejo de los mismos hasta su disposición final, siendo su responsabilidad:
·
Tomar medidas con el fin de minimizar al máximo la generación de
desechos peligrosos.
·
Almacenar los desechos en condiciones ambientalmente seguras, evitando
su contacto con el agua y la mezcla entre aquellos que sean incompatibles.
·
Disponer de instalaciones adecuadas para realizar el almacenamiento
temporal de los desechos, con accesibilidad a los vehículos recolectores.
·
Realizar la entrega de los desechos para su adecuado manejo, únicamente
a las personas autorizadas para el efecto por el MA o por las autoridades
secciónales que tengan la delegación respectiva.
·
Inscribir su actividad y los desechos peligrosos que generan, ante la
STPQP o de las autoridades secciónales que tengan la delegación
respectiva, el cual remitirá la información necesaria al MA.
·
Llevar en forma obligatoria un registro del origen, cantidades producidas,
características y destino de los desechos peligrosos, cualquiera sea ésta,
de los cuales realizará una declaración en forma anual ante la Autoridad
Competente. La declaración se identificará con un número exclusivo para
cada generador. Esta declaración será juramentada y se lo realizará de
acuerdo con el formulario correspondiente, el generador se responsabiliza
de la exactitud de la información declarada, la cual estará sujeta a
comprobación por parte de la Autoridad Competente.
·
Identificar y caracterizar los desechos peligrosos generados, de acuerdo a
la norma técnica correspondiente.
·
Antes de entregar sus desechos peligrosos a un prestador de servicios,
deberá demostrar ante la autoridad competente que no es posible
aprovecharlos dentro de su instalación”.
15
En el libro VI del TULAS, anexo 1(Norma de calidad ambiental y descarga de
efluentes: Recurso agua, con respecto a la descarga de efluentes al sistema de
alcantarillado público), se cita:
“Se prohíbe descargar en un sistema público de alcantarillado, cualquier sustancia
que pudiera bloquear los colectores o sus accesorios, formar vapores o gases
tóxicos, explosivos o de mal olor, o que pudiera deteriorar los materiales de
construcción en forma significativa. Esto incluye las siguientes sustancias y
materiales, entre otros:
·
Fragmentos de piedra, cenizas, vidrios, arenas, basuras, fibras, fragmentos
de cuero, textiles, etc. (los sólidos no deben ser descargados ni aún
después de haber sido triturados).
·
Resinas sintéticas, plásticos, cemento, hidróxido de calcio.
·
Residuos de malta, levadura, látex, bitumen, alquitrán y sus emulsiones de
aceite, residuos líquidos que tienden a endurecerse.
·
Gasolina, petróleo, aceites vegetales y animales, hidrocarburos clorados,
ácidos, y álcalis.
·
Fosgeno, cianuro, ácido hidrazoico y sus sales, carburos que forman
acetileno, sustancias comprobadamente tóxicas”.
De acuerdo a la EPA (Agencia de Protección Ambiental de los Estados Unidos),
se determina el grado de toxicidad de los residuos industriales mediante el test
TCLP (EPA 40CFR 261,24) según la metodología de la EPA 1311, que utiliza la
lixiviación de los residuos industriales y determina la concentración de los metales
presentes que se extraen en el proceso. Si los valores que se obtiene en el
estudio, sobrepasan a los máximos permisibles por la norma, se considera al
residuo como peligroso.
Los límites máximos permisibles de descargas al alcantarillado y límites analíticos
para un contaminante en el suelo normados por el TULAS. Así como los límites
de toxicidad de residuos peligrosos establecidos por la EPA 1311, se muestran en
el anexo I.
16
1.2.
METALURGIA DEL ZINC
Para obtener zinc metálico, se somete al mineral a una serie de procesos como
se muestra en la figura 1.6 y que se detallan a continuación.
Figura 1.6. Proceso de fabricación de zinc a partir de minerales.
(ARZinc S.A., 2009)
17
El zinc es un metal blanco ligeramente azulado y brillante, que no se lo encuentra
en forma nativa pero si como blenda [(Zn,Fe)S] ligado a otros materiales como el
plomo, hierro o cobre. Se utiliza ampliamente en la sociedad principalmente en: la
elaboración de aleaciones y galvanización de metales, para su posterior uso en la
construcción, industria automotriz y fabricación de electrodomésticos. Debido a la
extensa aplicación del zinc es el cuarto metal que se produce en el mundo
después del hierro, aluminio y cobre, su producción mundial en el 2010 fue de
10,2 millones de toneladas [Pacific Credit Rating, 2010; Unctad, 2010].
1.2.1. ACONDICIONAMIENTO DE LA MATERIA PRIMA
La blenda o esfalerita [(Zn,Fe)S] es el principal mineral de zinc, que se extrae de
las minas conjuntamente con la smithsonita (ZnCO3), zincita (ZnO), franklinita
(ZnO.Fe2O3), wilemita (Zn2SiO4) y la hemimorfita que es un silicato hidratado de
zinc (Zn4.Si2O7OH-H2O) [Groover, 1997; Hicks, 1982]. Los minerales que mayor
contenido de zinc presentan son la zincita y la blenda como se puede observar en
la tabla 1.6.
Tabla 1.6. Contenido de zinc en minerales
Mineral
Fórmula
Contenido de zinc [%]
Zincita
ZnO
80,4
Blenda o esfalerita
(Zn,Fe)S
67,1
Wilemita
Zn2SiO4
58,7
Hemimorfita
Zn4.Si2O7OH-H2O
54,3
Smithsonita
ZnCO3
52,5
(Sinclair, 2005)
El mineral que se extrae de las minas también contiene gangas no aprovechables,
por dicha razón debe ser concentrado para liberar las partículas de la esfalerita de
las gangas. Primeramente se reduce el tamaño del mineral mediante las técnicas
de trituración y molienda en chancadoras y molinos. El mineral que está triturado
se lo somete a una separación por flotación, en la que se agrega agua y
colectores de flotación, agentes surfactantes, depresores, espumantes (xantatos y
18
sulfuro de cobre) mediante agitación, así las partículas de zinc absorben al aceite
y se separan de la ganga flotando sobre ella. El concentrado de sulfuro de zinc,
contiene del 48,0 al 60,0 % de zinc [DeGarmo et al., 2002; Leidinger, 1997].
1.2.2. TOSTACIÓN DEL MINERAL
El concentrado se oxida con la quema del azufre presente mediante tostación del
mineral, que se efectúa entre los 700 y 900 °C con la ayuda de una corriente de
aire que asciende a través de un horno de fluidización con agitación continua.
La mayor parte del mineral se convierte en ferritas y muy poco en sulfato de zinc
(se forma a 600 °C), ya que la temperatura es muy alta para su formación. Las
principales reacciones que se dan en el proceso se muestran a continuación:
ܼ݊ܵሺ௦ሻ ൅ ʹܱଶሺ௚ሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ
[1.5]
͵ܼ݊ܵሺ௦ሻ ൅ ͷǡͷܱଶሺ௚ሻ ൌ ܼܱ݊Ǥ ʹܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ ൅ ܱܵଶሺ௚ሻ
[1.6]
ܼ݊ܵሺ௦ሻ ൅ ͳǤͷܱଶሺ௚ሻ ൌ ܼܱ݊ሺ௦ሻ ൅ ܱܵଶሺ௚ሻ
[1.7]
ܼ݊ܵሺ௦ሻ ൅ ܱଶሺ௚ሻ ൌ ܼ݊௢ ሺ௦ሻ ൅ ܱܵଶሺ௚ሻ
[1.8]
ܼ݊‫ܱܥ‬ଷሺ௦ሻ ൌ ܼܱ݊ሺ௦ሻ ൅ ‫ܱܥ‬ଶሺ௚ሻ
[1.9]
El principal producto de la tostación que se obtiene es el óxido de zinc (ZnO)
sólido, que se lo conoce como tostado o calcina y tiene un tamaño de partícula en
promedio de 200 μm. El anhídrido sulfuroso gaseoso (SO2) que se genera en el
proceso no debe bajar su contenido del 7,0 %, de ésta manera se controla el
proceso y así se lo puede utilizar posteriormente en la fabricación de ácido
sulfúrico, pocas veces el SO2 se emana a la atmósfera, esto sucede cuando su
producción es inferior a la requerida [Sancho et al., 2001; Sinclair, 2005].
19
Las reacciones que se efectúan en la combustión son altamente exotérmicas, el
equilibrio de la reacción se controla mediante las presiones parciales del oxígeno
y del dióxido de azufre, que pueden ser expresadas en términos de un diagrama
de Kellogg para el sistema Zn-S-O a 827 y 1 027 °C. Bajo condiciones de
operación normales, el sulfato básico de zinc se forma a 827 °C y el óxido de zinc
a 1 027 °C como se muestra en la figura 1.7 (Sinclair, 2005).
En la figura 1.7 del diagrama de Kellogg para el sistema Zn-S-O, se puede
observar la zona de trabajo, a la mayor temperatura en la cual se realiza la
conversión total del sulfuro a óxido de zinc y que a temperaturas superiores a los
900 °C se desprende y evapora el azufre presente.
Figura 1.7. Diagrama de Kellogg para el sistema Zn-S-O a 827 y 1 027°C
(Sinclair, 2005)
Debido a que la blenda contiene sulfuro de zinc y hierro, al darse la tostación el
oxígeno hace que se forme la ferrita de zinc (Fe2O3.ZnO) y dióxido de azufre a
700 °C, la formación del mineral se da de forma inmediata. Al trabajar con 900 °C,
el hierro presente se convierte en un 90,0 % en ferrita (Docstoc, 2011).
20
1.2.3. SINTERIZACIÓN DE LA CALCINA
En la sinterización se carga una capa del mineral de espesor entre 15,0 y 18,0 cm
en un equipo de cinta-máquina Dwight-Lloyd. Se comienza con la aspiración hacia
la parte inferior de los gases de combustión que tienen una velocidad mucho
mayor a la de la carga. Los concentrados deben contener el azufre suficiente para
que se efectúe la combustión (óptimo: 6,0 %). La temperatura que se alcanza en
la zona de reacción es de 1 450 °C, se reduce el azufre a menos del 1,0 %
durante 20 min de operación. Para una buena sinterización la humedad debe
estar entre el 6,0 y 7,0 % y la porosidad del lecho tiene que ser uniforme, con lo
que se tendrá un flujo uniforme de gases. De esta manera se elimina el azufre
presente en la calcina y se lo emplea en la fabricación de ácido sulfúrico, que se
utiliza en el proceso hidrometalúrgico de obtención de zinc. (Sancho et al., 2001).
1.2.4. PRODUCCIÓN
DEL
ZINC
METÁLICO
MEDIANTE
VÍA
PIROMETALÚRGICA
En la pirometalurgia se realiza la extracción del zinc mediante vía seca. Para tal
fin, se efectúa la reducción del metal a partir del mineral mediante su tostación,
así se elimina la ganga del mineral y se extrae el metal puro. Los procesos de
pirometalurgia emplean altas temperaturas, entre 950 y 1 300 °C. El zinc que se
obtiene de la operación contiene impurezas menores al 1,0 % entre las que
comúnmente se encuentran el plomo y el hierro (Unctad, 2010).
1.2.4.1. Proceso de retortas horizontales
Se efectúa en un horno de retorna horizontal que posee cuatro filas de retortas de
arcilla a cada lado del horno. El combustible que utilizan estos hornos es carbón o
gas y para precalentar aire disponen de generadores. En el horno se alimenta la
carga que consiste en blenda tostada y sinter de 6 mm, además de una corriente
de aire precalentado. Dentro del horno se efectúa la reacción a una temperatura
21
de 1 370° durante 24 h de operación. El metal se lleva a un horno de reverbero
con temperatura ligeramente superior a la de fusión del zinc; el plomo y hierro se
sedimentan y se obtiene un metal afinado que contiene 1,1 % de plomo y 0,02 %
de hierro. En la actualidad este proceso no se emplea debido a desventajas tales
como: tiempo de proceso largo (24 h), operación manual, proceso tóxico,
operación discontinua, alto consumo de energía (Sancho et al., 2001).
1.2.4.2. Proceso de retortas verticales
Se trabaja en hornos con retortas de ladrillos de sílice dispuestos en filas de 12 m
de altura. Estos hornos operan continuamente a 1 300°C y utilizan como
combustible gas natural. La alimentación ingresa al horno en forma de briquetas
previamente preparadas con blenda sinterizada, antracita, arcilla y lejía de sulfito,
se ejerce la reacción en el interior del horno y se condensan los vapores que se
generan. Para esto, se hacen pasar los vapores por un tanque con un baño de
zinc fundido y constante agitación, se produce una suspensión de gotas de zinc
que enfrían a los vapores de las retortas y condensan el zinc en forma metálica
sobre las gotas. El metal obtenido contiene 0,1 % de plomo; 0,04 % de cadmio y
0,07 % de hierro (Sancho et al., 2001).
1.2.4.3. Proceso electrotérmico
El proceso se realiza en un horno electrotérmico con operación continua. El calor
se produce por una corriente eléctrica que atraviesa el horno con ocho pares de
electrodos: cuatro en la parte superior y cuatro en la inferior. La blenda sinterizada
junto con el coque se calientan hasta 750 °C, con la ayuda de monóxido de
carbono. Una vez que la reacción se efectúa, se descarga el producto por la parte
inferior del horno a través de una mesa giratoria con brazos metálicos que se
encuentran refrigerados para condensar al zinc. El gas que se produce se evacua
y lava para recuperar trazas de zinc, para lo cual el gas pasa a través de una
bomba de vacío. Los residuos del horno se tratan para extraer el zinc presente en
22
ellos, mediante un separador magnético para eliminar materiales ferrosos. A
través de medio densos se recupera el concentrado de zinc (Sancho et al., 2001).
1.2.5. PRODUCCIÓN
DEL
ZINC
METÁLICO
MEDIANTE
VÍA
HIDROMETALÚRGICA
El método hidrometalúrgico es el más utilizado, el 85,0 % de la producción
mundial de zinc es mediante esta vía. Se emplea la técnica de lixiviación para
disolver el zinc contenido en la calcina, con lo que se obtiene un electrolito de zinc
que se utiliza posteriormente en la técnica de electrólisis para obtener zinc
metálico. El proceso se basa principalmente en la siguiente reacción ácido-base:
ܼܱ݊ሺ௦ሻ ൅ ‫ܪ‬ଶ ܱܵସሺ௔௤ሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺ௔௤ሻ ൅ ‫ܪ‬ଶ ܱሺ௔௤ሻ
[1.10]
A pesar de que la calcina en su mayoría contiene zinc en forma de óxido, también
lo contiene como: ferrita de zinc, silicato de zinc y sulfuro residual, además de
otras impurezas como: hierro, arsénico, antimonio, germanio, sílice e hidróxido de
aluminio. El proceso de lixiviación se realiza simultáneamente con la oxidación y
neutralización así precipitan las impurezas; de manera continua se trabaja en dos
etapas que son la lixiviación primaria y secundaria. Las primeras etapas:
lixiviación neutra y con ácido de lavado comprenden la lixiviación primaria, de las
cuales se genera un residuo que contiene ferritas de zinc. La lixiviación ácida
caliente y ácida fuerte, es la lixiviación secundaria, aquí es donde se elimina el
hierro (Sinclair, 2005).
·
Lixiviación neutral, se trabaja con valores de pH entre 4,0 y 5,5 a 60 ºC.
·
Lixiviación con ácido débil, con ácido sulfúrico de concentración 10 [g/L], a
pH 4,0 y alrededor de 60 °C.
·
Lixiviación ácida caliente con ácido sulfúrico concentración de 30 a 80 [g/L]
y temperatura superior a los 90 ºC.
·
Lixiviación ácida fuerte con ácido sulfúrico cuya concentración es superior
a 120 [g/L] y temperatura mayor a 90 ºC.
23
1.2.5.1. Proceso de lixiviación primaria
En la lixiviación neutra se disuelve el zinc de los sulfatos básicos y óxido de zinc
según la ecuación 1.6. Si el pH de la solución es superior a 5,0; se forma el
sulfato básico de zinc. La reacción de efectúa como se indica en la ecuación 1.11.
Ͷܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ ൅ ͸‫ܪ‬ଶ ܱሺ௔௤ሻ ൌ ܼܱ݊ܵସ Ǥ ͵ܼ݊ሺܱ‫ܪ‬ሻଶሺ௔௤ሻ ൅ ͵‫ܪ‬ଶ ܱܵସሺ௔௤ሻ [1.11]
El equilibrio se controla con la concentración del zinc y del sulfato, a intervalos de
pH entre 4,8 y 6,0; si el pH es mayor a 6,0 se forma hidróxido de zinc:
ܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ ൅ ʹ‫ܪ‬ଶ ܱሺ௔௤ሻ ൌ ܼ݊ሺܱ‫ܪ‬ሻଶሺ௔௤ሻ ൅ ‫ܪ‬ଶ ܱܵସሺ௔௤ሻ [1.12]
Con la lixiviación neutra se extrae alrededor del 70,0 % de zinc contenido en la
calcina. La lixiviación con ácido débil opera normalmente en un rango de pH entre
2,5 y 3,5 y se extrae cerca del 85,0 % del zinc. La lixiviación con ácido débil
disuelve el hierro y los silicatos del zinc como se muestra en la ecuación 1.13.
ܼ݊ଶ ܱܵ݅ସሺ௦ሻ ൅ ʹ‫ܪ‬ଶ ܱܵସሺ௔௤ሻ ൌ ʹܼܱ݊ܵସሺ௔௤ሻ ൅ ‫ܪ‬ଶ ܱܵ݅ସሺ௔௤ሻ [1.13]
Cabe recalcar que la sílice precipita como un polímero y según las condiciones de
pH, temperatura y concentración de sílice, se puede formar un material pseudocristalino o un gel altamente hidratado, ésta condición no presenta dificultad
siempre y cuando esté presente en valores inferiores al 2,5 %. El hierro precipita a
valores de pH entre 3,5 y 5,0. Para que se lleve a cabo la precipitación se utiliza
oxígeno del aire y pequeñas cantidades de óxido de manganeso con lo que se
obtiene hidróxido férrico hidratado (Sinclair, 2005).
ଵ
ଶା
ଶା
ʹ‫݁ܨ‬ሺ௦ሻ
൅ ʹܼܱ݊ሺ௦ሻ ൅ ͵‫ܪ‬ଶ ܱሺ௟ሻ ൅ ଶ ܱଶሺ௚ሻ ൌ ʹ‫݁ܨ‬ሺܱ‫ܪ‬ሻଷሺ௔௤ሻ ൅ ʹܼ݊ሺ௔௤ሻ
[1.14]
El hidróxido férrico que precipita lo hace con impurezas que se absorben en sus
flóculos. También se puede eliminar el hierro, con las técnicas de precipitación
24
jarosítica, goetítica o hematítica, las cuales son complejas por requerir un
autoclave, debido a las condiciones de presión y temperatura elevadas; además
de que hay que tratar de separar el precipitado de hierro en forma cristalina para
alcanzar elevadas tasas de sedimentación y filtración (Sancho et al., 2001).
Una vez que se obtiene la máxima recuperación de zinc, se lleva la solución
lixiviante a un espesador y luego se filtra, obteniéndose una solución con zinc
disuelto (electrolito de sulfato de zinc) y un residuo. Si no existe presencia
representativa de hierro en la solución lixiviada se puede proceder al proceso de
purificación previo a la electrólisis del zinc. La extracción del zinc en la lixiviación
primaria depende de la presencia de hierro; si el contenido de hierro es mayor, la
recuperación de zinc disminuye, como se puede observar a continuación en la
tabla 1.7.
Tabla 1.7. Recuperación de zinc de la lixiviación primaria y composición del residuo
Zinc en el
concentrado
[%]
Hierro en el
concentrado
[%]
Recuperación
de zinc
[%]
Residuo de zinc
[%]
Residuo
primario
[%]
48,0
12,0
82,8
22,8
36,0
50,0
10,0
85,6
22,8
32,0
52,0
8,0
88,3
22,5
28,0
54,0
6,0
90,7
21,7
24,0
56,0
4,0
92,9
20,9
19,0
(Sinclair, 2005)
1.2.5.2. Proceso de lixiviación secundaria
Las ferritas de zinc que todavía están contenidas en el residuo de la lixiviación
primaria se pueden disolver en una solución de ácido sulfúrico de concentración
entre 30 y 80 g/L a una temperatura superior a 90 ºC. La reacción se da de la
siguiente manera:
ܼܱ݊Ǥ ‫݁ܨ‬ଶ ܱଷሺ௦ሻ ൅ Ͷ‫ܪ‬ଶ ܱܵସሺ௔௤ሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺ௔௤ሻ ൅ ‫݁ܨ‬ଶ ሺܱܵସ ሻଷሺ௔௤ሻ ൅ Ͷ‫ܪ‬ଶ ܱሺ௔௤ሻ
[1.15]
25
El electrolito agotado se utiliza en la lixiviación y puede calentarse por intercambio
de calor con vapor, a pesar de que son muy difíciles de disolver. La lixiviación se
efectúa en una serie de tanques agitados durante 5 h, los tanques son de ladrillo
revestido de ácido para aislarlos y protegerlos de la corrosión. La ferrita que se
extrae alcanza valores del 80,0 % y los niveles de hierro en la solución lixiviante
son de 30,0 a 40,0 g/L. Los sulfuros contenidos en los residuos de lixiviación son
atacados por el hierro. Las ferritas que no se disuelven se eliminan como ripio.
La lixiviación secundaria a menudo comprende dos etapas contra-corriente que
efectúan una segunda lixiviación ácido-fuerte de los residuos de la etapa de
lixiviación ácido caliente. Se opera a temperaturas sobre los 95 ºC durante 3 h, de
esta manera se extrae el 90,0 % de las ferritas. Es importante mantener las
condiciones de ácidos fuertes para asegurar que cualquier jarosita formada en la
lixiviación ácida caliente se disuelva nuevamente. Por lo general ésta última etapa
se emplea cuando se tienen residuos de plomo o plata (Docstoc, 2011).
Cuando ya se han realizado las lixiviaciones necesarias para obtener la máxima
recuperación de zinc con la mínima cantidad de impurezas, la solución lixiviada se
lleva a un espesador y se filtra en un filtro prensa de alta presión, al vacío, así se
va a obtener una solución enriquecida con zinc disuelto (electrolito de zinc) y una
torta. Si el contenido de plomo y la plata en la torta son considerablemente altos,
se lo puede tratar mediante fusión para recuperar plomo y plata (Sinclair, 2005).
1.2.5.3. Purificación de la solución lixiviada
La purificación de la solución o cementación, elimina y reduce elementos que se
pueden depositar con el zinc durante la electrólisis. Los contaminantes suelen ser:
cloro, flúor, cobre, aluminio, magnesio, manganeso, cobalto, cadmio, níquel,
arsénico y antimonio, además se debe de mantener bajo el nivel del hierro porque
disminuye la eficiencia de corriente para la deposición de zinc en los cátodos. Las
impurezas se pueden eliminar por precipitación de la solución por medio del
ajuste del pH y con ayuda de calentamiento (Sinclair, 2005).
26
La precipitación por ajuste del pH puede eliminar el hierro, al trabajar a 90 °C y
con pH de 4,0; precipita primero el cobalto y a continuación el cobre, níquel,
arsénico y antimonio. El arsénico tiene la característica de que a pH 3,0 y 75 °C
activa el zinc en polvo, lo que aumenta la selectividad y eficacia del proceso, pero
por ser un elemento peligros en la mayoría de las plantas se utiliza antimonio que
funciona a temperaturas de 65 a 75 °C (Docstoc, 2011).
La remoción de impurezas también se la realiza por desplazamiento y
precipitación de los elementos de la solución (cementación). Consiste en la
adición de polvo de zinc en un tanque con agitación, el zinc que se añade puede
ser polvo grueso (100 a 200 μm) o polvo fino (10 a 40 μm). Para un proceso
divalente la remoción se da como se indica en la ecuación 1.16.
ܼ݊଴ ൅ ‫ ݁ܯ‬ଶା ൌ ܼ݊ଶା ൅ ‫ ݁ܯ‬଴ [1.16]
A continuación en la tabla 1.8 se muestran los valores típicos que se obtienen
luego de realizar la purificación de la solución.
Tabla 1.8. Composición típica de la solución purificada
Elemento
Rango de concentración
Concentración típica
F
1 200,00 [mg/L]
15,00 [mg/L]
Cl
50,00-1 000,00 [mg/L]
250,00 [mg/L]
Zn
130,00-180,00 [g/L]
150,00 [g/L]
Mn
2,50-15,00 [g/L]
5,00 [g/L]
Fe
0,40-10,00 [mg/L]
7,50 [mg/L]
Cd
0,10-2,50 [mg/L]
0,70 [mg/L]
Co
0,20-2,00 [mg/L]
0,30 [mg/L]
Ni
0,05-0,50 [mg/L]
0,10 [mg/L]
Sb
0,01-0,20 [mg/L]
0,01 [mg/L]
Cu
0,01-0,10 [mg/L]
0,03 [mg/L]
Ge
0,01-0,10 [mg/L]
0,02 [mg/L]
pH
4,20-5,20
4,70
(Sinclair, 2005)
27
La fuerza motriz para que se efectúe la reacción se ejerce por la diferencia de los
potenciales entre el metal y el zinc. Metales con mayor diferencia de potencial
tienen mayor fuerza motriz, por lo que su cementación es más rápida y eficaz;
como por ejemplo el cobre y plomo. Los metales difíciles de precipitar son el
níquel, cobalto y cadmio. En ciertas plantas la cementación se realiza a
temperatura ambiente, esto depende de la materia prima que se emplea. Otras
impurezas solubles pueden ser eliminadas por un sangrado de la solución con la
adición de cloruro de magnesio y fluoruro [Sinclair, 2005; Sancho et al., 2001].
1.2.5.4. Electrólisis de la solución
Una vez que la solución está purificada, se aplica la técnica de electrólisis para
obtener zinc metálico. En este punto el nivel de hierro en la solución debe ser
menor a 5 [mg/L]. El proceso de la electrólisis del zinc, consiste en la descarga de
iones de zinc a partir de una solución de sulfato de zinc (electrolito) sobre el
cátodo de una celda electrolítica en un sistema abierto. En el proceso se ejerce un
transporte iónico que se promueve mediante una corriente continua. Así, los
aniones (carga negativa) se dirigen hacia el ánodo del sistema, mientras que los
cationes (carga positiva) lo hacen hacia el cátodo sobre el cual se deposita el
metal, de tal manera que en el ánodo se desprende hidrógeno (Pardavé, 2006).
El agua se descompone en el ánodo para liberar oxígeno, formar iones hidrógeno
y a su vez liberar electrones. Durante el proceso se dan una serie de reacciones
que compiten en el cátodo y que involucran la posible descarga de otros iones
metálicos en solución y en particular la descarga de iones hidrógeno. La reacción
del cátodo es altamente sensible a la solución en la competencia que existe entre
la deposición del hidrógeno y del zinc. Por lo que se aplican potenciales bajo
condiciones reversibles sin flujo de corriente cuando las reacciones están en
equilibrio. Hay numerosos factores que limitan la reacción en la superficie del
electrodo, ya que no se puede saber si la velocidad de reacción es apreciable o
no, pero esto se puede solucionar con el aumento de la tensión en el sistema, lo
que se lo denomina como sobretensión o sobrepotencial (Sinclair, 2005).
28
Para que se efectúe una reacción redox, es necesario que exista una velocidad
de reacción rápida y esto sucede cuando el potencial es superior a 0,6 V, por lo
que este valor en exceso es el sobrepotencial necesario para que se lleve a cabo
la reacción. Así, en el cátodo y ánodo, se produce las siguientes reacciones con
sus respectivos potenciales:
Cátodo: ܼ݊ଶା ൅ ʹ݁ ൌ ܼ݊଴ Ǣ‫ ܧ‬௢ ൌ െͲǡ͹͸ܸ
Ánodo:
ଵ
ଶ
ା
ܱଶሺ௚ሻ ൅ ʹ‫ܪ‬ሺ௔௤ሻ
൅ ʹ݁ ି ൌ ‫ܪ‬ଶ ܱሺ௔௤ሻ Ǣ‫ ܧ‬௢ ൌ ͳǡʹ͵ܸ
[1.17]
[1.18]
Como se puede ver el potencial del hidrógeno (Eo=1,2 V) más el sobrepotencial
(0,6 V) es mayor al de zinc (Eo=-0,76 V). De esta manera la velocidad de reacción
va a ser apreciable lo cual logra que el metal se desprenda de la solución y
adhiera en los cátodos, mientras que se ejerce un burbujeo del hidrógeno en los
ánodos del sistema (Fernández, 2011). En la electrólisis del zinc se analiza el
depósito del metal según la Ley de Faraday, la misma que se describe a
continuación:
݉
ൌ
ூ‫כ‬௧‫כ‬ெ
௡‫כ‬ி
[1.19]
Donde:
m:
es la masa que se deposita [g]
I:
es la intensidad de corriente [A]
t:
es el tiempo que pasa la corriente [s]
M:
es el peso molecular del material que se deposita [g/gmol]
n:
es el número de electrones por mol
F:
es la constante de Faraday = 96 500 [C/mol]
Para la electrólisis se dispone de cubas de cemento revestidas de PVC o plomo
dispuestas en serie a través de las cuales circula el electrolito. La instalación
contiene ánodos de plomo con una aleación de plata (1,0 %) para evitar la
29
corrosión y contaminación del zinc con el plomo de la solución, y por cátodos de
aluminio, sobre estos últimos se deposita el zinc, denominado zinc catódico
(Española del Zinc S.A., 2007).
En las plantas se disponen de varias cubas que por lo general contienen 25
cátodos de aluminio que se conectan a la barra que conduce la corriente, los
ánodos de plomo se colocan entre los cátodos con una separación de 90 mm. Las
dimensiones de los cátodos y de los ánodos son iguales; suelen ser de 1 000 x
600 m2 y 5 mm de espesor. Mientras más grande sea la superficie de los cátodos,
la eficiencia del proceso aumenta. En ciertas instalaciones se perforan los ánodos
para que el electrolito circule libremente. En cuanto a la corriente que se utiliza,
esta se genera en plantas de transformación y rectificación de silicio con una
eficacia superior al 97,0 %. La cantidad de zinc que se deposita en los cátodos
depende del nivel de impurezas presentes en la solución y de la eficiencia de la
corriente suministrada, pero por lo general se obtiene del 50,0 al 75,0 % del
contenido de zinc presente en la solución inicial (Sancho et al., 2001).
En el proceso el electrolito debe tener una temperatura de 30 a 40 °C y acidez de
alrededor de 160 [g/L]. El proceso dura de 24 a 72 h, dependiendo del volumen de
la solución. La densidad de la corriente que se emplea es de 400 A/m2, la tensión
de 3,2 a 3,4 V y el consumo de energía de 3 200 kwh/mg de cátodo de zinc. El
zinc se va depositando en los cátodos de donde se los extrae mediante pelaje
(stripping) cada 24, 48 o 72 h (Sinclair, 2005). En la figura 1.8 se ilustra un
esquema de la celda electrolítica en la que se efectúa la electrólisis del zinc.
Figura 1.8. Celda electrolítica con sus ánodos y cátodos
(Pardavé, 2006)
30
1.2.5.5. Fusión de los cátodos
Se realiza la fusión para convertir el zinc catódico en lingotes de zinc, para su
posterior comercialización, en forma de metal puro o como aleaciones, los
lingotes tienen diversas formas, tamaño y peso, desde de 10 hasta 1 000 kg.
Para empezar se lava y seca el zinc catódico y posteriormente se lo lleva a la
fusión. Para fundir el zinc se utilizan hornos eléctricos de inducción de baja
frecuencia de hasta 1800 kw, que tienen una capacidad de 30 a 45 t y ladrillos
alineados en cuatro canales, además posee inductores de red de frecuencia, dos
a cada lado del horno, como se puede observar en la figura 1.9.
Figura 1.9. Esquema del horno eléctrico para la fusión del zinc catódico
(Sinclair, 2005)
Los cátodos se introducen en el horno con la carga fundente (cloruro de amonio),
mediante una tolva alimentadora ubicada en la parte superior del horno. A través
de conductos verticales ubicados en el centro, entre los inductores, circula zinc
fundido que hace contacto con los cátodos y promueve su rápida fusión. Se debe
mantener la tolva de alimentación llena para precalentar y secar los cátodos, de
esta manera, se asegura que solo el material seco ingrese para reducir la
oxidación del zinc y evitar el riesgo de explosiones.
La temperatura de fusión se controla entre aproximadamente 500 y 520°C y se
limita la volatilización y oxidación del zinc. La potencia del inductor puede ser de
31
hasta 450 kw cada uno, un horno que contenga cuatro inductores es capaz de
fundir alrededor de 18 t/h de zinc catódico. El calor necesario para la fusión a
500°C es de 88 kwh/t y las pérdidas en el horno son de cerca de 250 kw, así
resulta el consumo total de energía es de alrededor de 103 kwh/t. En cuanto al
material fundente que se utiliza (cloruro de amonio), este se sublima y
descompone con lo que forma una capa de escoria a la temperatura de fusión, así
se genera amoniaco y gases de ácido clorhídrico, el ácido reacciona fácilmente
con el óxido de zinc para formar cloruro de zinc con un punto de fusión de 322 °C
y posteriormente separa el zinc metálico, la cantidad de cloruro de amonio que se
utiliza está en el orden de 0,5 kg/t de cátodos que se funden (Sinclair, 2005).
Una vez que se tiene el zinc fundido se lo bombea desde el horno de fusión con
bombas centrífugas sumergidas y se alimenta a equipos de colada para fabricar
lingotes o realizar la aleación que se desee.
1.3.
PROCESOS INDUSTRIALES UTILIZADOS PARA TRATAR
POLVOS DE ACERÍA
Los polvos de acería como se menciona en la sección 1.1.1.1 del presente
trabajo, se generan durante las operaciones de fusión y afino del acero, en el
orden de alrededor de 13 kg/t de acero. Los polvos de acería presentan un
tamaño de partícula inferior a 40 μm, y al ser la chatarra de acero la materia prima
que se utiliza en el proceso su composición varía y depende de: la caracterización
de la carga, velocidad de fusión, temperatura de trabajo, propiedades de los
fundentes y de la cantidad de oxígeno que se emplea.
La composición además depende del tipo de acero que se produce, ya que en los
aceros especiales la materia prima que se utiliza es clasificada y con menos
impurezas que cuando se fabrican aceros comunes, en donde la chatarra que se
emplea proviene de galvanizados con mayor contenido de carbón, plomo y zinc. A
continuación, se muestra la composición química de los polvos de acería según el
tipo de acero que se fabrique, ya sea de tipo común y especial, en la tabla 1.9.
32
Tabla 1.9. Composición química de los polvos de acería que se generan en la fabricación
de acero común y especial.
Componente
Alto contenido de carbón
(acero común)
Bajo contenido de carbón
(acero especial)
Fe total
20,00-50,00
30,00-40,00
Zn
10,00-35,00
2,00-10,00
Cl
1,50-4,00
-
Pb
0,80-6,00
0,50-2,00
C
0,50-2,00
0,50-1,00
S
0,50-1,00
0,10-0,30
F
0,20-0,90
0,01-0,05
Cu
0,20-0,40
0,01-0,30
Cd
0,02-0,10
0,01-0,08
Ni
0,02-0,04
2,00-4,00
V
0,02-0,05
0,10-0,30
CaO
4,00-15,00
5,00-17,00
MnO
2,50-5,50
3,00-6,00
SiO2
1,50-5,00
7,00-10,00
Na2O
1,50-1,90
-
K 2O
1,20-1,50
-
MgO
1,00-5,00
2,00-5,00
Al2O3
0,30-0,70
1,00-4,00
Cr2O3
0,20-1,00
10,00-20,00
(Altadill et al., 2009)
El tamaño de partícula y la composición química de los polvos de acería, es un
factor para considerarlos como residuos tóxicos y peligrosos, convirtiéndose así
en contaminantes para el suelo, aire y agua (Altadill et al., 2009).
El objetivo de tratar los polvos de acería, además de asegurar una disposición
final segura para el medio ambiente, es el de realizar un reciclaje para extraer
óxido de zinc o en el mejor de los casos zinc metálico. Este metal cuenta con
varias aplicaciones y usos en la industria, por lo que se presenta gran interés en
su recuperación. Entre los diferentes métodos que existen para la extracción del
zinc, se tienen procesos pirometalúrgicos e hidrometalúrgicos. La elección del
33
proceso para reciclar zinc dependerá de las características de los polvos de
acería, tamaño de partícula, número de elementos valorizables y de las fases
mineralógicas, ya que indican la cantidad de constituyentes lixiviantes.
1.3.1. PROCESOS PIROMETALÚRGICOS
1.3.1.1. Proceso Waelz
El proceso Waelz, es el método más utilizado en la pirometalúrgica para reciclar
polvos de acería. Se basa en una fusión reductora que obtiene escoria, mientras
que el zinc y el plomo se volatilizan y recogen como óxidos en forma de vapor.
El proceso Waelz trata cerca del 80,0 % de los polvos de acería reciclados, a nivel
mundial operan más de 40 unidades. El método se caracteriza por su
universalidad y el mantenimiento sencillo de los equipos. Esta tecnología
generalmente consta de tres partes: la preparación de la materia prima, el
proceso en el horno con el tratamiento de la escoria y de gases de escape y
finalmente el lavado de los polvos de óxido de zinc para de ésta manera eliminar
cloruros y posteriormente obtener zinc electrolítico (Doronin y Svyazhin, 2010).
Se empieza homogenizando las materias primas, de esta manera se asegura una
carga uniforme, se mezcla la carga que consiste en: polvos de acería, coque
(agente reductor) y aditivo, estos últimos son: arena para tratamiento ácido y cal
para tratamiento básico, que forman escoria y cambian la viscosidad para obtener
un buen movimiento rotativo dentro del horno. Los materiales se mezclan y se
adiciona un 10,0 % de agua en un equipo de peletización, aquí la mezcla reposa
durante 5 h para que se efectúe un proceso de curado. La peletización de los
materiales finos es importante, ya que evita que el gas de salida arrastre
cantidades significativas de polvo (Altadill et al., 2009).
La materia prima preparada es introducida al horno rotativo tubular Waelz que
tiene una inclinación del 2,0 al 3,0 % y su velocidad de rotación es de 1 rpm, la
34
carga avanza desde el extremo del horno en contracorriente a los gases de
combustión y a la alimentación de aire que es succionada desde el otro extremo
del horno por donde se expulsa la escoria. La carga en el interior del horno
primero se seca y después se calienta, la temperatura llega hasta los 1 200 °C y
se controla por el caudal de aire, así se dan reacciones de tipo endotérmicas para
la reducción del material y se subliman el zinc, plomo y cadmio, en un proceso
que dura aproximadamente 5 h (Aser, 2000).
El calor necesario para la combustión se produce por: el aire, coque y la oxidación
del vapor de zinc. En el interior del horno se producen las siguientes reacciones:
ଵ
‫ܥ‬ሺ௦ሻ ൅ ܱʹሺ݃ሻ ൌ ‫ܱܥ‬ሺ݃ሻ (Reacción inicial)
[1.20]
ܼܱ݊ሺ௦ሻ ൅ ‫ܱܥ‬ሺ௚ሻ ൌ ܼ݊ሺ௦ሻ ൅ ‫ܱܥ‬ଶሺ௚ሻ
[1.21]
‫ܥ‬ሺ௦ሻ ൅ ‫ܱܥ‬ଶሺ௚ሻ ൌ ‫ܱܥ‬ሺ௚ሻ
[1.22]
ଶ
Tanto la formación del monóxido de carbono, así como su reacción con el mineral
de zinc y la reducción del mismo, se pueden observar a continuación en el
diagrama de Chaudron, en la figura 1.10.
Figura 1.10. Diagrama de Chaudron (Reducción del zinc con monóxido de carbono)
(Sancho et al., 2010)
35
El plomo se volatiliza mediante el sulfuro de plomo debido a que su presión de
vapor es superior a la del resto de compuestos. Los vapores de: zinc, sulfuro de
plomo y monóxido de carbono escapan y se queman en la atmósfera oxidante del
horno convirtiéndose en óxidos. En la figura 1.11 se muestra el proceso para
obtener oxido de de zinc mediante el proceso Waelz.
ଵ
[1.23]
ܼ݊ሺ௦ሻ ൅ ܱʹሺ݃ሻ ൌ ܼܱ݊ሺ‫ݏ‬ሻ
ଵ
[1.24]
ܾܲܵሺ௚ሻ ൅ ʹܱଶሺ௚ሻ ൌ ܾܱܲܵସሺ௚ሻ
[1.25]
‫ܱܥ‬ሺ௚ሻ ൅ ܱʹሺ݃ሻ ൌ ‫ʹܱܥ‬ሺ݃ሻ
ଶ
ଶ
Figura 1.11. Esquema del horno rotatorio Waelz para producir óxido de zinc
(Madias, 2009)
Los productos de oxidación, tales como: óxidos de zinc, plomo, cadmio y
elementos volátiles, se retiran del horno junto con los gases de combustión y se
depositan en los filtros y cámara de deposición de polvos de óxido Waelz, en
donde se realiza una inyección de agua y aire para enfriar el producto final que es
el óxido de zinc en bruto que contiene del 54,0 al 60,0 % y cierto contenido de
impurezas (Madias, 2009).
36
El óxido de zinc se envía a una planta de lavado para eliminar álcalis y halógenos,
estos se solubilizan en una solución básica a 65 °C y se obtiene un óxido Waelz
más puro con un 68,0 % de zinc. Se obtiene también una solución con escorias
que es llevada a una planta de acondicionamiento, en donde precipitan trazas de
plomo, cadmio, zinc y otros que son filtradas y recicladas en el horno Waelz. Las
desventajas del sistema Waelz son: el elevado consumo de combustible, la
necesidad de reciclar polvo y lodos que contienen 4,0 % de zinc, difícil regulación
de temperatura y las pérdidas irrecuperables de hierro, que alcanza el 50,0 % de
la masa de la escoria [Díaz et al., 1999; Doronin y Svyazhin, 2010].
1.3.1.2. Proceso MF (Mitsui Furnace)
El proceso MF es una técnica en la cual se fabrican briquetas autorreductoras.
Para ello se mezclan: 60 000 t/año de polvos de acería (horno de arco eléctrico),
25 000 t/año de residuos siderúrgicos que contengan zinc y 25 000 t de cenizas
volantes (metalurgia secundaria). Además se utilizan carbón y arena (agentes
reductores) y licor de sulfuros (aglomerante). Estos materiales se mezclan y
reduce de tamaño uniformemente (Madias, 2009). En la figura 1.12 se muestra el
proceso en el horno MF para obtener óxido de zinc de polvos de acería.
Figura 1.12. Esquema del horno MF para producir óxido de zinc de polvos de acería
(Madias, 2009)
37
1.3.1.3. Proceso Flame Reactor
Este proceso es una variación de la técnica de horno relámpago utilizada en la
pirometalurgia de los materiales no ferrosos. La alimentación que debe tener un
tamaño de partícula inferior a 200 μm y humedad de hasta 5,0 %. En el interior del
reactor se efectúa la reacción entre los polvos de acería y los gases de
combustión a temperaturas superiores a 2 000 °C, posteriormente el equipo se
enfría con agua. La combustión se da manera rápida, lo reduce y evapora el zinc
y otros metales como plomo y cadmio, que son recogidos en filtros de humos del
reactor. El residuo que se obtiene es rico en óxidos metálicos y en pequeñas
cantidades de aleaciones metálicas (Madias, 2009).
1.3.1.4. Proceso en horno de solera giratoria
Se basa en la fusión reductora de los polvos de acería en un horno de solera
giratoria. Se cargan en el horno bolas pequeñas que se han elaborado a partir de
los polvos de acería y coque (agente reductor), se ejerce la reacción a 1 300 °C,
el hierro, zinc, plomo y otros elementos volátiles se reducen y se volatilizan con
los gases de combustión. El producto contiene principalmente hierro de reducción
directa en el orden del 30,0 al 70,0 % con un grado de metalización del 75,0 al
94,0 %. El producto se enfría en equipo que previene la oxidación secundaria o a
su vez se expulsa por briqueteado en caliente y se lo utiliza en la fundición en los
altos hornos. Un subproducto del proceso es el óxido de zinc en bruto que
contiene 55,0 % de zinc. Las principales desventajas del método es el alto
consumo de combustible y el bajo rendimiento de óxido de zinc, además de la
composición inestable del hierro de reducción directa (Doronin y Svyazhin, 2010).
1.3.1.5. Proceso electrotérmico
En este método se trabaja con el polvo que se utiliza en el proceso del horno de
solera giratoria, el óxido de zinc recuperado se tritura y lava; entonces se mezcla
38
con otros residuos del proceso y aditivos para fabricar bolas pequeñas o briquetas
que contienen un 12,0 % de humedad. Las briquetas se alimentan al horno de
arco sumergido eléctrico con coque y agentes escorificantes, en donde se
alcanzan temperaturas entre 1 100 y 1 300 °C. El zinc contenido se reduce,
volatiliza y dirige a la cámara de combustión en donde se efectúa la oxidación y
se recoge en los filtros del sistema de gases. Los gases se tratan con carbón
activado. Durante el proceso se sangra del horno el metal y las escorias que se
separan por gravimetría, tal como se muestra en la figura 1.13 (Befesa, 2009).
Figura 1.13. Esquema del horno de arco sumergido eléctrico para tratar polvos de acería
(Befesa, 2009)
1.3.1.6. Proceso de energía plasma
Los polvos de acería, se mezclan con agua, carbón y agentes escorificantes para
recibir un secado previo al proceso. Una vez preparado el material, se lo introduce
en un horno de plasma para ser fundido, el calor se genera por medio de un arco
eléctrico que se produce entre dos electrodos y se hace pasar un gas inerte a
presión por el arco para conseguir que se produzca el plasma. Durante la
operación se alcanzan los 1 390 °C de temperatura. Se sangra el horno varias
veces para extraer el metal fundido (arrabio) y la escoria. Los gases producto de
la combustión salen aproximadamente a 1 000 °C y arrastran consigo
principalmente zinc y plomo en forma de vapor, los cuales se recuperan como
metales con la ayuda de un condensador de tipo analógico (Román, 1992).
39
1.3.2. PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS
Los métodos hidrometalúrgicos se basan en la recuperación del zinc electrolítico
con menos impurezas y de mejor calidad que en los procesos pirometalúrgicos,
que obtienen óxido de zinc con gran cantidad de impurezas (plomo y hierro). En la
hidrometalurgia el costo energético es inferior al de la pirometalurgia. En el
proceso se lixivian los polvos de acería con una solución selectiva que disuelva la
mayor cantidad de zinc, por un tiempo determinado; así los elementos solubles se
trasladan al solvente mediante el ataque selectivo. El lixiviante debe tener la
capacidad de separar y disolver el zinc de las ferritas, y zincitas presentes. Esta
técnica actualmente está en desarrollo y ha obtenido buenos resultados tanto
sostenibles, como económicos y ambientales. En la figura 1.14 se puede observar
un resumen del procedimiento para obtener zinc a partir de polvos de acería.
Polvos de acería
Agente
Lixiviante
Lixiviación
Purificación
Impurezas
precipitadas
Electrólisis
Fusión del metal
Figura 1.14. Proceso para tratar polvos de acería y obtención de zinc
En el proceso después de extraer el metal de interés en solución, se filtra la
misma para separar los sólidos que son lavados para evitar pérdidas. La solución
se purifica para extraer el zinc mediante electrólisis y finalmente por fusión. A
continuación, se describen los métodos hidrometalúrgicos que se emplean para
tratar polvos de acería. Puede ser mediante: lixiviación ácida, básica o amoniacal;
además de tratamientos biológicos con microorganismos. También se puede
realizar lixiviación con cianuro de sodio, ya que el cianuro presenta una gran
selectividad con los polvos de acería como se puede ver más adelante en el
desarrollo del proyecto [Altadill et al., 2009; Delvasto et al., 2010].
40
1.3.2.1. Lixiviación ácida inorgánica
a) Lixiviación sulfúrica
Consiste en preparar una solución de ácido sulfúrico, cuya concentración varía de
50 a 200 [g/L]. Se mezclan los polvos de acería con la solución y se lixivia con
agitación, la temperatura varía desde la ambiental hasta 80 °C. La concentración
de la solución ácida, el tiempo de lixiviación y la temperatura dependen de las
características de los polvos de acería. El tiempo mínimo que se emplea en
procesos es de 1 h, a un pH óptimo de solución de 3,0. El ácido sulfúrico presenta
una alta selectividad y recupera entre el 80,0 y 90,0 % de zinc. Si además se
desea recuperar plomo (cantidades inferiores), se efectúa una lixiviación con
ácido clorhídrico [Antrekowitsch y Antrekowitsch, 2001; Palencia et al., 1999].
Una vez obtenida la solución con zinc disuelto (electrolito de sulfato de zinc), se la
purifica mediante la técnica de cementación que emplea zinc en polvo que
precipita conjuntamente con las impurezas. Posteriormente, se efectúa el proceso
de electrólisis, del cual se obtiene zinc catódico que se somete a un proceso de
fusión y lingoteado, para obtener zinc metálico (Pardavé, 2006).
b) Lixiviación clorhídrica
La lixiviación con ácido clorhídrico puede realizarse mediante dos métodos: en
una sola etapa o en un autoclave. La lixiviación en una sola etapa consiste en
lixiviar los polvos de acería, con lo que se obtiene una recuperación de zinc del
70,0 %, debido a que la presencia de impurezas es mayor. Por esta razón se
debe realizar un proceso de purificación mediante extracción de solventes con
DEHPA (hidrogenofosfato de bis (2-etilhexilo)) y así obtener el metal. La segunda
opción es realizar la lixiviación en un autoclave a presión, así se llega a
recuperaciones de hasta el 98,0 % de zinc en solución, posteriormente se deben
de realizar los procesos de purificación y electrólisis para obtener el zinc en forma
metálica (Román, 1992).
41
1.3.2.2. Lixiviación ácida orgánica
Los polvos de acería se lixivian con soluciones de ácidos orgánicos como el
tartárico, cítrico y oxálico de concentraciones entre 0,2 y 0,5 g/L. El proceso se
efectúa en columnas de percolación, en donde se mezcla la muestra con la
solución ácida y arena silícea que ayuda a la percolación. Se trabaja a pH 3,0
durante 28 días y se irriga cada 48 h con el agente lixiviante. Se recupera del
proceso alrededor del 80,0 % de zinc, con trazas de plomo y cadmio. Este método
simula condiciones que provocarían microorganismos, para darle una disposición
final a los polvos de acería que no sea perjudicial para el medio ambiente, ya que
se separan los metales pesados (zinc y plomo) (Delvasto et al., 2010).
1.3.2.3. Lixiviación básica
El principal agente lixiviante utilizado es el hidróxido de sodio. Este método es
poco selectivo, esto por un lado es favorable ya que no logra disolver hierro en
grandes cantidades, pero por otro lado las recuperaciones que se alcanzan son
máximo del 40,0 %. La solución lixiviada se somete al proceso de electrólisis, en
el cual se utilizan cátodos de magnesio y ánodos de níquel, al final del proceso se
regenera el hidróxido de sodio y se obtiene zinc metálico. Para conseguir extraer
una mayor cantidad de metal, es necesario hidrolizar el concentrado de zinc para
fundirlo con la ayuda del hidróxido de sodio, o a su vez realizar una fusión directa
y posteriormente lixiviar el producto, así se llegan a obtener recuperaciones de
hasta el 65,0 % [Román, 1992; Ohran, 2005].
1.3.2.4. Lixiviación amoniacal
Esta técnica comprende una lixiviación con carbonato de amonio, que es el
agente lixiviante que disuelve el zinc presente en los polvos de acería. Mediante
la adición de monóxido de carbono el metal precipita en forma de carbonato de
zinc y el carbonato de amonio se regenera. El carbonato de zinc es calcinado y se
42
produce la reducción a óxido de zinc de alta pureza, la recuperación de zinc
mediante este proceso alcanza valores máximos del 55,0 % (Román, 1992).
1.3.2.5. Biolixiviación
Consiste en realizar una lixiviación biológica, en columnas de percolación, en
sistemas sumergidos con agitación o en reactores de lecho fijo. La técnica emplea
microorganismos para que se efectúe una reacción química que es catalizada
enzimáticamente, las sustancias químicas generadas actúan directamente sobre
los polvos de acería. De esta manera se adsorben y precipitan los metales
pesados mediante la formación de complejos insolubles. Los microorganismos
pueden ser thiuobacillus, hongos o bacterias, los mismos que van generar ácidos
orgánicos como el oxálico, acético y cítrico para extraer el zinc, tal y como sucede
en la lixiviación con ácidos orgánicos (Acevedo y Gentina, 2005).
1.3.2.6. Tecnología “Oxindus”
Este es un proceso patentado por la empresa francesa NRD (Natural Resources
Research Development). El cual consiste en tratar polvos de acería de hornos de
arco eléctrico mediante pitometalurgia e hidrometalrgia, sin generar residuos
tóxicos para el medio ambiente. El proceso se divide en dos fases: la línea negra
y la línea blanca.
En la línea negra se utiliza carbón, con lo que se incrementa el contenido de zinc,
reduce las pérdidas de hierro, reduce las sales insolubles y evita la formación de
dioxinas. Al material con carbón, se le adiciona aditivos y se lo somete a un
proceso para fabricación de pellets, los mismos que contienes del 36,0 al 42,0 %
de zinc y del 8,0 al 12,0 % de hierro. La línea blanca lixivia el material mediante
hidrodecloración e hidrodefluoración, así el contenido de cloro y flúor disminuye a
menos de 150 ppm, se elimina el sodio y las dioxinas, mediante la decloración
(NRD, 2010).
43
2. METODOLOGÍA
El presente trabajo de investigación tuvo por objeto recuperar zinc a partir de
polvos de acería, provenientes de los sistemas de limpieza de las corrientes
gaseosas, que se generan durante las operaciones de fusión y afino en hornos de
arco eléctrico de una industria de acero reciclado.
Se tomaron 250 kg de muestras recolectadas de los sistemas de limpieza de las
corrientes gaseosas de los hornos de arco eléctrico de una empresa de acero
reciclado, que genera alrededor 1 000 t/año de polvos de acería, resultado de
procesar 250 000 t/año de chatarra para la obtención de acero.
Primeramente, se homogenizó y cuarteó la muestra, para posteriormente realizar
tanto la caracterización química como mineralógica de los polvos de acería y
determinar los compuestos y elementos que conforman los mismos. Además se
efectuó la caracterización toxicológica de acuerdo al análisis EPA 1311 (TCLP
1311), dichos resultados se compararon con los límites máximos permisibles
establecidos en la norma EPA 1 311 (TCLP 1311).
Se realizaron ensayos de lixiviación en lecho agitado (750 rpm), durante 24 h con
1, 10 y 30 % de sólidos. Se utilizaron diferentes agentes lixiviantes de
concentración 50, 100 y 150 g/L, como bases: hidróxido de sodio (NaOH),
carbonato de sodio (Na2CO3) y amoníaco (NH3OH). También se emplearon
ácidos orgánicos: acético (C2H4O2), oxálico (H2C2O4), tartárico (H4C6O6), cítrico
(C6H8O7) y ácidos inorgánicos: sulfúrico (H2SO4), clorhídrico (HCl) y nítrico
(HNO3). Además, se trabajó con soluciones de 5, 10 y 20 g/L de cianuro de sodio
(NaCN). Se seleccionaron los agentes lixiviantes que presentaron la mayor
selectividad con los polvos de acería.
Se procedió a filtrar las pulpas lixiviadas, de lo que se obtuvo una solución fuerte y
una torta, a la última se le efectuó un lavado con agua destilada y se consiguió
una solución que recuperó pequeñas cantidades de los elementos presentes. Las
soluciones fuerte y de lavado fueron analizadas mediante la técnica de
44
espectrofotometría de absorción atómica para determinar el contenido de los
metales de interés y sus recuperaciones se evaluaron a través de balances
metalúrgicos. Se efectuaron ensayos de cinética, para lo cual se lixivió la muestra
con ácido sulfúrico, en lecho agitado a 750 rpm, durante 24 h; además se
mantuvo constate la concentración del ácido en la solución, de esta manera se
determinó el tiempo de reacción en el que se obtiene la máxima recuperación de
zinc.
A continuación, en la figura 2.1 se presenta la secuencia de los ensayos
realizados en la investigación para la recuperación de zinc a partir de polvos de
acería.
Bases
NaOH, Na2CO3, NH3OH
Cianuro (NaCN)
Ácidos orgánicos
C2H4O2, H2C2O4, H4C6O6, C6H8O7
Ácidos inorgánicos
H2SO4, HCl, HNO3
Influencia del
porcentaje de
sólidos y
concentración
del lixiviante en
lixiviación ácida
Influencia del
agente lixiviante de
concentración 100 g/L en
pulpas diluidas con 1 %
de sólidos
Caracterización
50, 100 y 150 [g/L],
1,10 y 30% de sólidos
H2SO4
Cinética de la
lixiviación
50, 100 y 150 [g/L],
1,10 y 30% de sólidos
H2SO4
50, 100 y 150 [g/L],
1% de sólidos
Electrólisis
Zinc catódico
Fusión
Zinc metálico
H2SO4, HCl, HNO3,C2H4O2,
H4C6O6 y C6H8O7
Figura 2.1. Metodología para la recuperación de zinc a partir de polvos de acería
45
Como se puede observar en el diagrama, a la solución que presentó la mayor
recuperación de zinc se la sometió a un proceso de electrólisis, para recuperar el
metal de manera catódica y finalmente se le realizó una fusión con cloruro de
amonio para obtener el producto en forma metálica.
2.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA Y MINERALÓGICA DE LOS
POLVOS DE ACERÍA
Para realizar la caracterización de los polvos de acería y su empleo en los
ensayos que se realizaron a lo largo de la investigación, primeramente se
procedió a homogenizar dos muestras suministradas por una empresa recicladora
ecuatoriana (250 kg de polvos de acería en total), además de cuartearlas en un
equipo cuarteador Jones.
A continuación, en la figura 2.2 se puede observar la muestra de polvos de acería
homogenizada que se utilizó en los ensayos de la investigación, así como el
equipo utilizado para el cuarteo.
Figura 2.2. Polvos de acería y equipo para efectuar el cuarteo de los mismos
Para la caracterización química se emplearon las técnicas de: espectrofotometría
de absorción atómica (AA) en un equipo AAnalyst 300 y fluorescencia de rayos X
46
(FRX) en un equipo Handheld XRF Analyzer, de esta manera se determinó la
concentración de los metales presentes en la muestra.
La caracterización mineralógica de los polvos de acería se realizó mediante la
técnica de difracción de rayos X (DRX), en el equipo D8 ADVANCE, así se
establecieron los compuestos químicos contenidos en el material. Además, se
efectuó la caracterización toxicológica, por medio del procedimiento EPA 1311
(TCLP 1311), con el fin de determinar la concentración de los metales presentes
en los polvos de acería y se analizó si sus valores cumplían con los estándares
establecidos por la norma EPA.
A continuación, se detallan cada una de las técnicas empleadas en la
caracterización de la muestra.
2.1.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LOS POLVOS DE ACERÍA
2.1.1.1. Determinación de la concentración de los metales presentes en los polvos de
acería mediante espectrofotometría de absorción atómica
Para determinar la concentración de: zinc, plomo, cromo, níquel y cadmio, que
son los metales que representan mayor importancia por su toxicidad, se realizó
una disgregación ácida en microondas, para lo cual se procedió de la siguiente
manera:
·
Se pesaron 100 mg de muestra pulverizada en un reactor de teflón limpio y
seco.
·
Se añadieron 10 mL de ácido nítrico y 3 mL de ácido fluorhídrico, en el
reactor de teflón.
·
Se introdujo el reactor al microondas a potencia media durante 2,5 min.
·
Se retiró el reactor del microondas y se lo enfrió en un baño de hielo.
·
Una vez fría la muestra, se añadieron 5 mL de ácido clorhídrico y se la
introdujo nuevamente al microondas a potencia media durante 2,5 min.
47
·
A la muestra que disuelta, se la colocó en un balón de 100 mL y se aforó a
dicho volumen con agua destilada. Posteriormente la solución se analizó
mediante la técnica de espectrofotometría de absorción atómica (AA) en un
equipo AAnalyst 300 marca Perkin Elmer, para determinar la concentración
de los metales presentes.
2.1.1.2. Determinación de la concentración de los metales presentes en los polvos de
acería mediante fluorescencia de rayos X
Para determinar la concentración de: zinc, hierro, magnesio, potasio, cloro, plomo,
silicio, azufre, calcio, manganeso, aluminio, wolframio, cobre, cromo fósforo,
titanio, estaño, bismuto, cadmio, antimonio y níquel presentes en los polvos de
acería, se realizó un análisis mediante la técnica de fluorescencia de rayos X
(FRX) con un equipo Handheld XRF Analyzer. Para el estudio se dispuso de
aproximadamente 10 g de muestra pulverizada, la misma que se colocó en una
luna de reloj para analizarla con el equipo.
2.1.1.3. Caracterización toxicológica de los polvos de acería
Para la caracterización toxicológica se trabajó de acuerdo con el procedimiento
EPA 1311 (TCLP 1311), dicho ensayo se efectuó como se describe a
continuación:
·
Se pesaron 20 g de polvos de acería en un vaso de precipitación cuya
capacidad fue de 500 mL.
·
Se añadieron 400 mL de agua destilada, para formar una pulpa de relación
1:20 sólido-líquido.
·
Se agitó durante 2 min y se midió el pH.
·
Se reguló el pH de la solución con ácido acético hasta mantenerlo en un
valor de 4,5.
·
Se agitó la pulpa formada durante 18 h.
48
·
Se filtró la pulpa y se obtuvo una solución lixiviada.
·
La solución que contenía los metales disueltos, se analizó a través de la
técnica de espectrofotometría de absorción atómica (AA), de esta manera
se determinaron las concentración de: zinc, plomo, cromo, níquel,
mercurio, cadmio, arsénico, bario, plata y selenio presentes en los polvos
de acería y se evaluó si sus valores cumplían con los estándares
establecidos por la U.S. EPA 40 CFR 261,24 y EPA 2003.
2.1.2. CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA DE LOS POLVOS DE ACERÍA
A través de la caracterización mineralógica de los polvos de acería se
determinaron los compuestos que están presentes en el material, el se llevó a
cabo mediante la técnica de difracción de rayos X (DRX). Para lo cual se
pulverizaron los polvos de acería en un mortero de ágata a fin de tener una
muestra homogénea con granulometría menor a 50 μm, la misma que se analizó
en un equipo de difracción de rayos X, modelo D8 ADVANCE, BRUKER.
2.2. ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN DE LOS POLVOS DE ACERÍA
Una vez que se realizó la caracterización de los polvos de acería, se procedió a
lixiviarlos con diferentes soluciones. Estos ensayos se efectuaron con el objeto de
determinar la influencia del agente lixiviante, es decir, establecer la solución que
presente la mayor selectividad con la muestra y por ende recupere la mayor
cantidad del metal de interés (zinc). Además se evaluaron las concentraciones de
hierro, plomo y cadmio, para analizar el efecto disolvente sobre estos metales.
Se trabajó con bases como: hidróxido de sodio (NaOH), carbonato de sodio
(Na2CO3) y amoníaco (NH3OH); además se empleó cianuro de sodio (NaCN).
También se lixiviaron los polvos de acería en medio ácido con ácidos orgánicos
como: acético (C2H4O2), oxálico (H2C2O4), tartárico (H4C6O6), y cítrico (C6H8O7); y
con ácidos orgánicos como sulfúrico (H2SO4), clorhídrico (HCl) y nítrico (HNO3).
49
2.2.1. INFLUENCIA DEL AGENTE LIXIVIANTE EN PULPAS DILUIDAS
Para analizar la influencia del agente lixiviante se procedió a trabajar con un
porcentaje de sólidos del 1 % y soluciones de concentración 100 g/L de las
diferentes bases, ácidos orgánicos e inorgánicos. Además, se varió la
concentración en 50 y 150 g/L en las soluciones que presentaron las mayores
recuperaciones. En el caso del cianuro de sodio, las concentraciones con las que
se trabajó fueron de 5, 10 y 20 g/L. De esta manera, se determinó la solución
lixiviante con la que se obtiene la mayor recuperación del metal de interés.
2.2.1.1. Lixiviación en pulpas diluidas con bases
En los ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con bases se utilizó: hidróxido de
sodio (NaOH), carbonato de sodio (Na2CO3) y amoníaco (NH3OH), cuya
concentración fue de 100 g/L en cada uno de los casos y se trabajó al 1 % de
sólidos (1 g de polvos de acería en 100 mL de solución). Mediante el
procedimiento se buscó determinar el agente lixiviante básico más selectivo, con
cual se obtiene la mayor recuperación del metal de interés en solución. En la
figura 2.3 se muestra un esquema de la lixiviación de la muestra.
Figura 2.3. Esquema de la lixiviación de los polvos de acería con el agente lixiviante
50
Para realizar las lixiviaciones en medio básico se procedió como se explica a
continuación:
·
Se preparó un volumen de 100 mL de cada uno de los agentes básicos de
concentración 100 g/L.
·
Se añadió a la solución 1 % de polvos de acería (1 g), así se formó una
pulpa.
·
Se agitó la pulpa formada durante 24 h con un agitador mecánico de hélice
marca Janke y Kunkel, a una velocidad de agitación de 750 rpm.
·
Una vez transcurrido el tiempo de agitación, se procedió a filtrar la pulpa en
papel filtro cualitativo (abertura de poro inferior a 0,1 mm) para obtener una
solución fuerte y una torta.
·
Se agregaron 50 mL de agua destilada a la torta obtenida y que estaba
dispuesta en el papel filtro, de esta manera se obtuvo una solución de
lavado que recuperó una pequeña cantidad de metales.
·
Se registró el volumen tanto de la solución fuerte, así como de la de lavado
como se ilustra en la figura 2.4.
Figura 2.4. Filtración de la pulpa proveniente de la lixiviación
·
Se analizaron las soluciones mediante espectrofotometría de absorción
atómica (AA) en el equipo Perkin Elmer A. Analyst 300. Así se determinó la
51
concentración de los metales de interés como zinc, plomo, hierro y cadmio,
presentes en las soluciones.
·
A la torta lavada se la secó en una estufa MEMMERT, a una temperatura
de 50 °C durante un tiempo de 24 h y posteriormente se pesó la pulpa
seca.
·
Se realizó un balance metalúrgico con los valores de concentración de los
metales presentes en la solución fuerte y de lavado, con el fin de
determinar la recuperación del zinc. Además se evaluó el comportamiento
de otros metales como el hierro, plomo y cadmio, para analizar el efecto
disolvente de la solución sobre los mismos.
La evaluación del empleo de las bases como agentes lixiviantes de los polvos de
acería, se efectuó mediante un análisis de las recuperaciones obtenidas de los
metales en solución.
Para el cálculo metalúrgico se consideró el análisis de cabeza de los polvos de
acería originales debido a la dificultad de disgregación, la misma que se debió a la
presencia de material insoluble como el hierro en las tortas.
En la tabla 2.1 se resumen las condiciones de trabajo utilizadas para los ensayos
realizados para determinar la influencia del agente lixiviante en las pulpas en
medio básico.
Tabla 2.1. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con bases
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
Agente lixiviante (bases)
Concentración del agente lixiviante [g/L]
NaOH
Na2CO3
NH3OH
100
100
100
Volumen de solución [mL]
100
Porcentaje de sólidos [%]
1
Cantidad polvos de acería [g]
1
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
52
2.2.1.2. Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro
Para los ensayos de lixiviación, se utilizó cianuro de sodio (NaCN) a
concentraciones de 5, 10 y 20 g/L y con un porcentaje de sólidos del 1 % (1 g de
polvos de acería), con el fin de determinar la mayor recuperación zinc, hierro,
plomo y cadmio presentes en los polvos de acería.
Para realizar estas lixiviaciones se prepararon tres soluciones con las diferentes
concentraciones de cianuro de sodio indicadas anteriormente y se procedió de la
misma manera como se explicó en la sección 2.2.1.1. En estas lixiviaciones se
controló que el pH de la solución se mantenga en valores entre 10,5 y 11,0 en el
transcurso del proceso.
A continuación de las lixiviaciones se evaluó el empleo del cianuro de sodio como
agente lixiviante de acuerdo a las recuperaciones obtenidas. Para el cálculo
metalúrgico se consideró el análisis de cabeza de los polvos de acería originales.
En la tabla 2.2 se resumen las condiciones de trabajo utilizadas para los ensayos
de lixiviación efectuados para determinar la influencia del agente lixiviante en las
pulpas de los polvos de acería con la presencia de cianuro de sodio y a diferentes
concentraciones de solución.
Tabla 2.2. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con cianuro de sodio
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
NaCN
Agente lixiviante
Concentración del agente lixiviante [g/L]
5
10
Volumen de solución [mL]
100
Porcentaje de sólidos [%]
1
Cantidad polvos de acería [g]
1
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
pH de la solución
10,5 - 11
20
53
a) Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro de sodio y carbón activado
en pulpa (CIP)
Se realizó también una lixiviación con cianuro de sodio con la adición de carbón
activado en pulpa (CIP) y se analizaron las recuperaciones de zinc en cada uno
de los dos casos. Para realizar el ensayo mencionado se procedió de la siguiente
manera:
·
Se preparó un volumen de 100 mL de solución de cianuro de sodio de
concentración 10 g/L y se agregó 1 % (1 g) de polvos de acería. El proceso
se efectuó durante 24 h, en las cuales se controló que el pH de la solución
se mantenga entre 10,5 y 11,0.
·
Una vez transcurrido el tiempo de lixiviación se añadieron 5 g/L de carbón
activado Quimicorp, 4 x 8 de 457 m2/g y se lixivió a 250 rpm durante 4 h.
·
Se tamizó la torta con el carbón activado en un tamiz Tyler malla 40, con
abertura de 425 μm.
·
Se filtró la pulpa obtenida en papel filtro cualitativo (abertura de poro
inferior a 0,1 mm) para obtener una solución fuerte y una torta.
·
Se realizó un lavado a la torta y del carbón activado con 50 mL de agua
destilada y se filtró nuevamente en papel filtro cualitativo para obtener una
solución de lavado y una torta.
·
Se registró el volumen tanto de la solución fuerte como de la solución de
lavado y se analizaron las soluciones mediante espectrofotometría de
absorción atómica (AA) en el equipo Perkin Elmer A. Analyst 300, de esta
manera se determinó la concentración de los metales de interés presentes
como zinc, plomo, hierro y cadmio, presentes en las soluciones.
·
Se secó la torta lavada a 50 °C durante 24 h en una estufa MEMMERT,
posteriormente se pesó la pulpa seca.
·
El carbón activado se secó y pesó, posteriormente se lo tostó a una
temperatura de 950 °C, las cenizas que se obtuvieron se disgregaron con
ácido clorhídrico y se analizaron mediante la técnica de espectrofotometría
de absorción atómica (AA) en el equipo Perkin Elmer A. Analyst 300, para
determinar la concentración del zinc, hierro, plomo y cadmio.
54
·
Se realizó un balance metalúrgico de los metales (zinc, hierro, plomo y
cadmio) por medio de sus concentraciones en la solución fuerte, de lavado
y en el carbón activado, con el fin de determinar sus recuperaciones y el
efecto disolvente de la solución sobre los mismos
Los resultados obtenidos al utilizar carbón activado se los comparó con los
análisis que se efectuaron si la presencia del mismo. Para el cálculo metalúrgico
de los metales se consideró el análisis de cabeza de los polvos de acería
originales.
2.2.1.3. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos
Para los ensayos de la influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas con
ácidos orgánicos se utilizaron los ácidos: acético (C2H4O2), oxálico (H2C2O4),
tartárico (H4C6O6) y cítrico (C6H8O7) de concentración 100 g/L en todos los casos;
además con el ácido acético y tartárico se emplearon las concentraciones de
solución de 50 y 150 g/L. Se trabajó con un porcentaje de sólidos del 1 % (1 g de
polvos de acería) a fin de determinar el agente lixiviante más selectivo, con cual
se obtiene la mayor recuperación del metal de interés (zinc).
Para realizar estas lixiviaciones se procedió de la misma manera como se explicó
en la sección 2.2.1.1. Posteriormente a las lixiviaciones se evaluó el empleo de
los agentes lixiviantes ácidos orgánicos de acuerdo a las recuperaciones
obtenidas.
Para el cálculo metalúrgico de los metales se consideró el análisis de cabeza de
los polvos de acería originales, por medio de la alimentación recalculada.
En la tabla 2.3, se señalan las condiciones de trabajo con las cuales se efectuaron
los ensayos de lixiviación, para así determinar la influencia del agente lixiviante en
las pulpas formadas por los polvos de acería bajo la influencia de agentes ácidos
orgánicos.
55
Tabla 2.3. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con ácidos orgánicos
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
Agente Lixiviante (ácidos orgánicos)
Concentración del agente lixiviante [g/L]
Acético
(C2H4O2)
Oxálico
(H2C2O4)
Tartárico
(H4C6O6)
Cítrico
(C6H8O7)
50
-
50
-
100
100
100
100
150
-
150
-
Volumen de solución [mL]
100
Porcentaje de sólidos [%]
1
Cantidad polvos de acería [g]
1
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
2.2.1.4. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
Para los ensayos de la influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas con
ácidos inorgánicos se emplearon los ácidos: sulfúrico (H2SO4), clorhídrico (HCl) y
nítrico (HNO3), a fin de determinar el agente lixiviante selectivo, es decir, con el
cual se obtiene la mayor recuperación del metal de interés.
El estudio de la lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos, se efectuó
como se explicó en la sección 2.2.1.1. En este caso se prepararon 3 volúmenes
de 100 mL de concentración 50, 100 y 150 g/L respectivamente, además se
trabajó con 1 % de sólidos.
Se evaluó el empleo de los agentes lixiviantes ácidos inorgánicos de acuerdo a
las recuperaciones obtenidas. Para el cálculo metalúrgico de los metales
presentes, se consideró el análisis de cabeza de los polvos de acería originales y
se tomó en cuenta la alimentación recalculada para dichas operaciones.
En la tabla 2.4 se resumen las condiciones de trabajo utilizadas para los ensayos
de lixiviación de los polvos de acería con ácidos inorgánicos.
56
Tabla 2.4. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con ácidos inorgánicos
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
Agente Lixiviante (ácidos inorgánicos)
Concentración del agente lixiviante [g/L]
H2SO4
HCl
HNO3
50
50
50
100
100
100
150
150
150
Volumen de solución [mL]
100
Porcentaje de sólidos [%]
1
Cantidad polvos de acería [g]
1
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
2.2.2. INFLUENCIA
DEL
PORCENTAJE
DE
SÓLIDOS
Y
LA
CONCENTRACIÓN DE LA SOLUCIÓN EN LA LIXIVIACIÓN CON
ÁCIDO SULFÚRICO
Para los ensayos de lixiviación en los que se evaluó la influencia del porcentaje de
sólidos y la concentración de la solución lixiviante, se empleó ácido sulfúrico
(H2SO4) con diferentes concentraciones de solución (50, 100 y 150 g/L) y a
diferentes porcentajes de sólidos (1, 10 y 30 %), a fin de determinar las mejores
condiciones de lixiviación con las cuales se obtiene la mayor recuperación del
zinc.
Los resultados de las recuperaciones al 1 % de sólidos se los tomó de los
ensayos anteriores. Para analizar las otras concentraciones se procedió de la
siguiente manera:
·
Se prepararon tres volúmenes de 100 mL de solución de ácido sulfúrico de
cada una de las concentraciones que fueron: 50, 100 y 150 g/L,
respectivamente.
·
Se añadieron a cada una de las soluciones los diferentes porcentajes de
sólidos con los que se trabajó, los mismos que fueron del 10 y 30 % (10 y
57
30 g), de polvos de acería. De esta manera se formó una pulpa para
lixiviar.
·
Se agitaron las pulpas formadas, durante 24 h con la ayuda de un agitador
mecánico de hélice marca Janke y Kunkel, a una velocidad de agitación de
750 rpm.
·
Una vez transcurrido el tiempo de agitación, se procedió a filtrar las pulpas
en papel filtro cualitativo (abertura de poro inferior a 0,1 mm) y cuantitativo
(abertura de poro inferior a 0,01 mm) para obtener una solución fuerte y
una torta.
·
Se realizó un lavado a la torta que aún contiene metales solubles, para lo
cual se emplearon 50 mL de agua destilada, seguido se procedió a filtrar
nuevamente en papel filtro cualitativo y cuantitativo para obtener una
solución de lavado y una torta.
·
Se registró tanto el volumen de la solución fuerte como de la solución de
lavado, las soluciones fueron analizadas mediante la técnica de
espectrofotometría de absorción atómica (AA) en el equipo Perkin Elmer A.
Analyst 300, el estudio se efectuó para determinar la concentración de zinc,
hierro, plomo y cadmio, presentes en las soluciones.
·
Se secó la torta lavada a 50 °C durante 24 h en una estufa MEMMERT,
posteriormente se pesó la pulpa seca.
·
Se realizó un balance metalúrgico con los valores de concentración de los
metales presentes en la solución fuerte y de lavado, con el fin de
determinar la recuperación de zinc, hierro, plomo y cadmio en los polvos de
acería.
Se evaluó la concentración del ácido sulfúrico que se utilizó así como el
porcentaje de sólidos, de acuerdo a las recuperaciones de los metales obtenidos
en el proceso. Para el cálculo metalúrgico de los metales presentes, se consideró
el análisis de cabeza de los polvos de acería y el cálculo de la alimentación
recalculada.
A continuación, en la tabla 2.5 se resumen las condiciones de trabajo que se
emplearon para realizar los ensayos de lixiviación de los polvos de acería con
58
ácido sulfúrico a diferentes concentraciones de solución y con la variación del
porcentaje de sólidos.
Tabla 2.5. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con ácido sulfúrico
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
H2SO4
Agente Lixiviante
Concentración del agente lixiviante [g/L]
Porcentaje de sólidos [%]
Volumen de solución [mL]
Cantidad polvos de acería [g]
50
100
150
10
10
10
30
30
30
100
1, 10 y 30
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
2.2.3. INFLUENCIA DEL PERÓXIDO DE HIDRÓGENO (H2O2) EN LA
LIXIVIACIÓN DEL ÁCIDO SULFÚRICO (H2SO4) 150 g/L CON 30 % DE
SÓLIDOS
Para los ensayos de lixiviación, en los cuales se evaluó la influencia del peróxido
de hidrógeno sobre la solución de ácido sulfúrico (H2SO4), se trabajó con
concentraciones de solución 10 y 150 g/L, de cada uno respectivamente y con 30
% de sólidos.
El ensayo se realizó con el fin de determinar la recuperación de los metales
disueltos en la solución (zinc, hierro, plomo y cadmio), al agregar un agente
oxidante (peróxido de hidrógeno).
Para dicha lixiviación se procedió de la misma manera como se explicó en la
sección 2.2.2.1, con la diferencia de que se preparó solamente un volumen de
100 mL de ácido sulfúrico de concentración 150 g/L y se le adicionaron 10 g/L de
peróxido de hidrógeno, además se añadió 30 % de polvos de acería (30 g), de
esta manera se formó la pulpa.
59
En la tabla 2.6 se resumen las condiciones con las cuales se procedió a trabajar
para realizar los ensayos de lixiviación de los polvos de acería, los mismos que se
llevaron a cabo en medio ácido (ácido sulfúrico) con la influencia de peróxido de
hidrógeno.
Tabla 2.6. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de lixiviación de los polvos de
acería con ácido sulfúrico y peróxido de hidrógeno
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
Agente Lixiviante
Concentración del agente lixiviante [g/L]
H2SO4
H2O2
150
10
Volumen de solución [mL]
100
Porcentaje de sólidos [%]
30
Cantidad polvos de acería [g]
30
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
2.2.4. CINÉTICA
DE
LA
LIXIVIACIÓN
CON
ÁCIDO
SULFÚRICO
A
DIFERENTES PORCENTAJES DE SÓLIDOS
Para analizar la cinética de la lixiviación de los polvos de acería, se procedió a
realizar mediciones de la concentración del metales de interés (zinc) en la
solución lixiviada de ácido sulfúrico a diferentes tiempos: 0,5; 1,0; 1,5; 2,0; 3,0;
4,0; 5,0; 6,0; 7,0; 8,0; 10,0; 21,0 y 24,0 h; para ello se mantuvo constante la
concentración de la solución lixiviante durante el proceso.
Se trabajó a diferentes concentraciones (50, 100 y 150 g/L) de solución y con
varios porcentajes de sólidos (1, 10 y 30 %). Los ensayos se realizaron con
soluciones en paralelo, de esta manera cada vez que se tomó una alícuota de la
solución, se repuso la misma cantidad con su paralela para evitar pérdidas.
Para el análisis de la cinética de la lixiviación se empleó ácido sulfúrico, se
utilizaron soluciones de diferentes concentraciones (50, 100 y 150 g/L) y a
diferentes porcentajes de sólidos (1, 10 y 30 %), a fin de determinar el tiempo en
60
el que se recupera la máxima cantidad de zinc. Para lo cual se procedió de la
siguiente manera:
·
Se prepararon tres volúmenes diferentes de 1000 mL de solución de ácido
sulfúrico, cuyas concentraciones fueron de 50, 100 y 150 g/L en cada uno
de ellos.
·
Se añadió a cada una de las soluciones diferentes porcentajes de sólidos,
los cuales fueron de 1, 10 y 30 % (10, 100 y 300 g de polvos de acería), así
se formó una pulpa.
·
Se agitaron las pulpas formadas durante 24 h con un agitador mecánico de
hélice marca Janke y Kunkel, a una velocidad de agitación de 750 rpm.
·
Se tomaron alícuotas de 10 mL de la pulpa durante la lixiviación a
diferentes tiempos: 0,5; 1,0; 1,5; 2,0; 3,0; 4,0; 5,0; 6,0; 7,0; 8,0; 10,0; 21,0 y
24,0 h. A su vez se sustituyó la alícuota que se tomó, con 10 mL de la
solución que se lixivió en paralelo, para evitar pérdidas del sólido presente
en la pulpa.
·
Se procedió a filtrar la alícuota en papel filtro cualitativo (abertura de poro
inferior a 0,1 mm).
·
A la solución filtrada se le realizó una titulación con hidróxido de sodio de
concentración 100 g/L, con el fin de determinar la concentración de la
solución y su consumo.
·
De acuerdo al consumo del ácido sulfúrico, se adicionó la cantidad
necesaria del mismo para mantener constante la concentración de la
solución sulfúrica durante las 24 h de lixiviación.
·
Las alícuotas que se tomaron a los diferentes tiempos, se analizaron
mediante la técnica de espectrofotometría de absorción atómica (AA) en el
equipo Perkin Elmer A. Analyst 300, con el fin de determinar la
concentración del zinc presente en cada una de las muestras tomadas
durante el proceso.
·
Una vez transcurrido el tiempo total de agitación del ensayo, se procedió a
filtrar cada una de las pulpas en papel filtro cualitativo (abertura de poro
inferior a 0,1 mm), de esta manera se obtuvo una solución fuerte y una
torta
61
·
Se realizó un lavado a la torta con 500 mL de agua destilada y se filtró
nuevamente en papel filtro cualitativo y cuantitativo para obtener una
solución de lavado y una torta.
·
Se registro el volumen tanto de la solución fuerte como de lavado y se
analizaron las soluciones mediante la técnica de espectrofotometría de
absorción atómica (AA) en el equipo Perkin Elmer A. Analyst 300, para
determinar la concentración del metal presente en las soluciones.
·
Se secó la torta lavada a 50 °C durante 24 h en una estufa MEMMERT,
posteriormente se pesó la pulpa seca.
·
Se realizó un balance metalúrgico con los valores de concentración
obtenidos de los metales de interés presentes en la solución fuerte y de
lavado, con el fin de determinar la recuperación de zinc en los polvos de
acería.
Mediante la realización de la cinética se evaluó los resultados que se obtuvieron
en el ensayo durante las 24 h de lixiviación, de ésta manera se determinó el
tiempo en el cual se obtiene la mayor recuperación de zinc y por lo tanto el tiempo
de operación.
Se analizaron tanto la concentración de la solución de ácido sulfúrico, así como el
porcentaje de sólidos que se empleó en cada uno de los ensayos, con los cuales
se obtuvo la mayor recuperación total del metal de interés en un tiempo
determinado.
Para el cálculo metalúrgico de los metales presentes tanto en la solución fuerte
como en la de lavado, se consideró el análisis de cabeza de los polvos de acería
originales mediante la alimentación recalculada.
En la tabla 2.7 se resumen las condiciones de trabajo utilizadas para los ensayos
de cinética de la lixiviación de los polvos de acería con ácido sulfúrico a diferentes
concentraciones de solución y porcentaje de sólidos; además de los diferentes
tiempos en los que se tomaron alícuotas de la solución en las que se midió la
concentración de la misma.
62
Tabla 2.7. Condiciones de trabajo utilizadas en los ensayos de cinética de la lixiviación de
los polvos de acería con ácido sulfúrico
ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN
H2SO4,
Agente Lixiviante
Concentración del agente lixiviante [g/L]
Porcentaje de sólidos [%]
50
100
150
1
1
1
10
10
10
30
30
30
1000
Volumen de solución [mL]
1, 10 y 30
Cantidad polvos de acería [g]
Tiempo en el que se tomó cada alícuota
[h]
0,5; 1,0; 1,5; 2,0; 3,0; 4,0; 5,0; 6,0; 7,0; 8,0;
10,0; 21,0 y 24,0
Tiempo de lixiviación [h]
24
Velocidad de agitación [rpm]
750
Solución titulante
2.3.
Hidróxido de sodio 100 [g/L]
RECUPERACIÓN DEL ZINC POR ELECTRÓLISIS
Una vez realizada la lixiviación, se obtuvo una solución que recuperó
mayoritariamente al metal de interés, es decir se consiguió un electrolito de
sulfato de zinc.
Primeramente se procedió a realizar una purificación de la solución, para así
eliminar impurezas presentes en las mismas tales como plomo y cadmio. Además
se incrementó el pH de la solución para aplicar la técnica de electrólisis, mediante
la cual se obtuvo zinc catódico. A continuación se describe el procedimiento
empleado para la electrodeposición del metal.
2.3.1. PREPARACIÓN DE LA SOLUCIÓN PARA LA ELECTRÓLISIS
La purificación de la solución se realizó con la técnica de cementación, a través
de la cual se desplazan elementos indeseables, mediante la precipitación de los
63
mismos. Para efectuar este procedimiento, se utilizó polvo de zinc, el cual se
espolvoreó sobre la solución, de esta manera se extraen las impurezas tales
como el plomo y el cadmio, que se asocian con el zinc en polvo y precipitan. Así
se
disminuyen
contaminantes
que
pueden
causar
interferencias
en
la
electrodeposición del metal.
Se filtró la solución y se procedió a incrementar su pH, para lo cual se utilizó
hidróxido de sodio de concentración 150 g/L, mediante agitación hasta que se
alcanzaron valores de pH entre 5,0 y 6,0.
2.3.2. ENSAYOS DE ELECTRÓLISIS
Para realizar los ensayos de electrodeposición de la solución lixiviada se
construyó una celda electrolítica, para su elaboración se emplearon los siguientes
materiales y equipos:
2.3.2.1. Materiales y equipos para construir la celda electrolítica
·
Un reactor para electrólisis de 1,5 L de capacidad, cuyas dimensiones
fueron de 18,6 cm x 10,0 cm x 7,5 cm.
·
Ánodos de plomo de dimensiones 8,1 cm x 6,3 cm x 0,3 cm.
·
Cátodos de aluminio, sobre los cuales se depositará el zinc recuperado de
dimensiones 8,1 cm x 6,3 cm x 0,3 cm.
·
Cables de pinza tipo cocodrilo.
·
Multímetro SEDCO MAS 830B.
·
Rectificador de corriente ELECTROCOMERCIAL.
Los ensayos de electrólisis se realizaron con 3 ánodos de plomo y 3 cátodos de
aluminio, los mismos que se ubicaron en el reactor con una separación de 2,6 cm
entre ellos. El tamaño del reactor se adaptó al volumen de solución que se
disponía, al igual que el de los electrodos que cubrían la mayor parte del reactor,
64
ya que al haber mayor área, se incrementa la transferencia de electrones. Los
ánodos y cátodos se conectaron en paralelo en el sistema y se mantuvo
constante durante el proceso la intensidad de corriente que fue de 400 A/m2, al
igual que el voltaje.
A continuación, la figura 2.5 muestra el esquema del reactor que se utilizó para la
el tratamiento del electrolito de sulfato de zinc y la obtención del metal en forma
catódica.
Figura 2.5. Esquema del reactor para la electrólisis del zinc
2.3.2.2. Electrólisis de la solución
El procedimiento que se llevó a cabo para efectuar la técnica de electrólisis de la
solución obtenida de la lixiviación de los polvos de acería con ácido sulfúrico para
recuperar zinc catódico, es el que se detalla a continuación:
·
Se registró el peso de cada uno de los ánodos y cátodos contenidos en el
reactor.
·
Se colocó la solución (electrolito de sulfato de zinc) en el equipo de
electrólisis.
65
·
Se instalaron los cátodos y ánodos en el reactor de manera alternada.
·
Se conectaron los cables pinza de cocodrilo a cada uno de los electrodos y
a la fuente de energía, se reguló la intensidad de corriente a 400 [A/m2].
·
Se midió el voltaje e intensidad de corriente del sistema cada 15 min
durante la primera hora y luego cada hora.
·
Se controló el pH de la solución electrolítica, cada 15 min durante la
primera hora y luego cada hora.
·
Se retiró el zinc depositado en las placas cada 60 min (se realizó un lavado
previo con agua destilada).
A continuación en la figura 2.6 se muestra el reactor de electrólisis que se empleó
para el ensayo de la recuperación del zinc catódico, con su respectiva solución y
electrodos.
Figura 2.6. Esquema del reactor para la electrólisis del zinc
2.3.3. Fusión del zinc catódico
Una vez que se extrajo todo el zinc catódico que estaba contenido en el
electrolito, se procedió a realizar una fusión para obtener zinc en forma metálica y
66
eliminar impurezas aún presentes. Mediante este procedimiento se puedo extraer
el metal puro y además se lo puede moldear según la forma deseada o en
lingotes.
La fusión se realizó en una mufla eléctrica marca STS ING. Para determinar la
carga fundente con la cual se obtiene la mayor recuperación se hicieron pruebas
preliminares de fusión con virutas de zinc.
Los fundentes que se emplearon fueron el cloruro de amonio y el cloruro de
potasio. Se hicieron diferentes pruebas con 50, 75 y 100 % de carga fundente
referente al peso de la muestra. El proceso se desarrolló a una temperatura de
450 °C, durante 2 h en crisoles de cerámica como se muestra en la figura 2.7.
Figura 2.7. Muestra con carga fundente para la fusión del zinc
Finalmente se llevó a cabo la fusión del zinc catódico con el porcentaje y agente
fundente seleccionados, que fueron homogenizados y fusionados a 450 °C en una
mufla eléctrica.
67
3. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
3.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA Y MINERALÓGICA DE LOS
POLVOS DE ACERÍA
Como ya se mencionó anteriormente los polvos de acería provienen de los
sistemas de limpieza de los gases de hornos de arco eléctrico para la producción
de acero. Con la muestra homogenizada y cuarteada se procedió a realizar su
caracterización química y mineralógica para determinar los elementos y
compuestos presentes en la misma, así como su concentración. A continuación
se muestran los resultados obtenidos de los ensayos efectuados.
3.1.1. CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LOS POLVOS DE ACERÍA
3.1.1.1. Determinación de la concentración de los metales presentes en los polvos de
acería mediante espectrofotometría de absorción atómica
En la taba 3.1 se muestran los resultados del análisis químico que se les realizó a
los polvos de acería según la metodología descrita en la sección 2.1.1.1,
mediante la técnica de espectrofotometría de absorción atómica (AA) en un
equipo AAnalyst 300 marca Perkin Elmer. Los contenidos de los metales que se
muestran a continuación se detallan en el anexo II, ficha técnica No. 1.
Tabla 3.1. Caracterización química de los polvos de acería mediante la técnica de
absorción atómica (AA)
Elemento
Contenido [%]
Zinc
33,63
Plomo
3,29
Cromo
0,12
Níquel
0,02
Cadmio
0,04
68
En el ensayo se analizaron los metales pesados y de importancia para la
investigación. Con base en los resultados obtenidos, el elemento mayoritario
presente en los polvos de acería fue el zinc con 33,6 %, este fue un valor elevado
al compararlo con los otros elementos como el plomo, cromo, níquel y cadmio que
reportaron concentraciones inferiores al 3,3 %. En este análisis se determinaron
solo estos elementos, para determinar el porcentaje de los metales pesados
presentes en la muestra.
3.1.1.2. Determinación de la concentración de los metales presentes en los polvos de
acería mediante fluorescencia de rayos X
Debido a la dificultad que se tuvo para disgregar el hierro presente en los polvos
de acería originales, se procedió a realizar la caracterización química de la
muestra mediante la técnica de fluorescencia de rayos X (FRX) en el equipo
Handheld XRF Analyzer, que efectuó un análisis total de la muestra indicando
cada uno de los elementos presentes y su contenido, esto se efectuó de acuerdo
la metodología descrita en la sección 2.1.1.2.
Fue de gran importancia saber la cantidad de hierro presente en la muestra,
debido a que sus compuestos pueden causar interferencias en la lixiviación de los
polvos de acería, así como en la posterior electrólisis de la solución.
Los resultados mostraron que el elemento que se encontró en mayor cantidad
presente en los polvos de acería fue el zinc con un 30,0 %, al ser este metal el
más representativo en la muestra fue factible aplicar un proceso de recuperación
del mismo.
Se reportó también la presencia de un 18,7 % de hierro, 17,4 % de elementos
ligeros (son aquellos que poseen menor peso molecular como: el hidrógeno, helio
y litio). El magnesio, potasio, cloro, plomo, silicio, azufre, calcio, manganeso y
aluminio, estuvieron presentes entre el 1,0 y 10,0 %. Además otros elementos
como el wolframio, cobre, cromo, fósforo, titanio, estaño, bismuto, cadmio,
69
antimonio y níquel representaron cantidades inferiores al 1,0 %, al estar estos
últimos presentes en cantidades pequeñas no fueron representativos para su
recuperación, pero tampoco causaron interferencias en los análisis posteriores.
Los resultados obtenidos en el ensayo se pueden observar en la tabla 3.2, que se
muestra a continuación y se detallan en el anexo II, ficha técnica No. 2.
Tabla 3.2. Caracterización química de los polvos de acería mediante la técnica de
fluorescencia de rayos X (FRX)
Elemento
Contenido
[%]
Elemento
Contenido
[%]
Zinc
29,95
Aluminio
1,22
Hierro
18,70
Wolframio
0,52
LE (elementos ligeros)
17,38
Cobre
0,25
Magnesio
9,35
Cromo
0,14
Potasio
6,18
Fósforo
0,11
Cloro
5,16
Titanio
0,08
Plomo
2,65
Estaño
0,07
Silicio
2,48
Bismuto
0,06
Azufre
2,03
Cadmio
0,03
Calcio
1,94
Antimonio
0,03
Manganeso
1,69
Níquel
0,03
LE: Son elementos que tienen menor peso molecular como: el hidrógeno, helio y litio
3.1.1.3. Caracterización toxicológica de los polvos de acería
Para evaluar las concentraciones de los metales pesados presentes en los polvos
de acería, se realizó la caracterización toxicológica de la muestra mediante el test
EPA 1311 (TCLP 1311). El ensayo se efectuó como se explicó en la sección
2.1.1.3.
Los resultados obtenidos del contenido de cada elemento, comparados con los
límites máximos permisibles por la U.S. EPA 40 CFR 261,14 y EPA 2003, se
pueden revisar a continuación en la tabla 3.3.
70
Tabla 3.3. Caracterización toxicológica de los polvos de acería mediante el test EPA 1311
(TCLP 1311)
Elemento
Contenido
Límite máximo permisible
(mg/L)
Plomo
690,00 (mg/L)
5,00
Cromo
5,72 (mg/L)
5,00
Zinc
9 650,00 (mg/L)
--
Níquel
0,63 (mg/L)
--
Mercurio
0,55(μg/L)
0,20
Cadmio
0,44 (mg/L)
1,00
Arsénico
< 0,10 (μg/L)
5,00
Bario
< 0,10 (mg/L)
100,00
Plata
< 0,01 (mg/L)
5,00
Selenio
< 0,10 (μg/L)
1,00
Con base en los resultados obtenidos en el ensayo se pudo observar que el
contenido de plomo en la muestra es sumamente elevado, la concentración del
metal es 138 veces mayor a la máxima permitida por los estándares de la norma
EPA.
En el caso del zinc y del níquel, estos no se encuentran normados, por lo que no
se pudo hacer referencia a su estado dentro de la muestra. El cromo presentó una
concentración 1,14 veces mayor de acuerdo al estándar permisible.
Otros elementos como el mercurio, cadmio, arsénico, bario, plata y selenio se
encontraron con valores inferiores a los establecidos por los límites de los
estándares de la norma.
Según a los resultados obtenidos, por a la elevada concentración que presentó el
plomo (690 mg/L), cuyo contenido sobrepasa significativamente al valor máximo
permitido por la U.S. EPA 40 CFR 261,24 y EPA 2003, se caracterizaron a los
polvos de acería como residuos tóxicos peligrosos por tratarse de un metal
pesado, ya que pueden causar serios problemas tanto en el medio ambiente
como al ser humano.
71
3.1.2. CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA DE LOS POLVOS DE ACERÍA
La caracterización mineralógica se efectuó en el equipo de difracción de rayos X
(DRX) D8 ADVANCE, que utiliza el programa Diffrac plus para la cualificación y
cuantificación del material, para lo cual se procedió como se mencionó en la
sección 2.1.2 de la metodología.
La muestra analizada en el equipo fue previamente calcinada y los resultados que
se obtuvieron son de las calcinas obtenidas que representan un 95,0 % del
material inicial. Los resultados del análisis se muestran en la tabla 3.4 y se
detallan en el anexo II, ficha técnica No. 3.
Tabla 3.4. Caracterización mineralógica de los polvos de acería mediante la técnica de
espectrofotometría de rayos X (DRX)
Fórmula
Composición
[%]
Zincita
ZnO
39,0
Magnetita
Fe3O4
33,5
Maghemita
Fe2O3
11,0
Halita
NaCl
8,0
ZnFe2O4
5,5
(Na,Ca)Al(Si, Al)Si2O8
2,0
Fe2O3
1,0
Mineral
Franklinita
Grupo plagioclasa
(albita, andesita, anortita)
Hematita
De acuerdo con el análisis, la muestra de polvos de acería presentó zincita (ZnO)
como elemento mayoritario, óxido de hierro y zinc (franklinita (ZnFe2O4)), además
están presentes óxidos ferrosos como la magnetita (Fe3O4) y la maghemita
(Fe2O3) y un óxido complejo perteneciente al grupo de la plagioclasa.
Los compuestos de interés para la presente investigación son aquellos que
contengan zinc, de esta manera se pudo evaluar si su recuperación resultaba
factible. En este caso existió la presencia de zincita, que fue el compuesto que se
encontró en mayor cantidad seguido de la franklinita, los mismos que contienen al
72
metal de interés, por lo que representaron una ventaja en la investigación ya que
su extracción es posible. En conjunto estos minerales poseen el 33,2 % de zinc
presente en los polvos de acería.
Asimismo, el ensayo mostró la presencia de óxidos de hierro, como la magnetita
(33,5 %), maghemita (11,0 %) y hematita (1,0 %), además de halita (8,5 %) y
sales del grupo plagioclasa (2,0 %).
3.2. ENSAYOS DE LIXIVIACIÓN DE LOS POLVOS DE ACERÍA
3.2.1. INFLUENCIA DEL AGENTE LIXIVIANTE EN PULPAS DILUIDAS
El objetivo de analizar la influencia del agente lixiviante sobre los polvos de
acería, fue el escoger la solución que presentaba la mayor selectividad con lña
muestra y por ende que obtuvo las mayores recuperaciones de zinc en solución.
Para este fin, se trabajó con agentes básicos, ácidos orgánicos e inorgánicos de
concentración 100 g/L en volúmenes de 100 mL y con el 1 % de sólidos (1 g de
polvos de acería).
Para los ensayos que se realizaron con cianuro de sodio, se emplearon
soluciones de concentración: 5, 10 y 20 g/L y se trabajó con un porcentaje de
sólidos del 1 %. Al emplear el porcentaje de sólidos relativamente bajo se puedo
apreciar la recuperación del metal de interés en solución.
Se evaluó la recuperación del zinc por medio de balances metalúrgicos, en los
cuales se trabajó con los volúmenes adquiridos de las soluciones fuerte y de
lavado. Además se emplearon los datos de alimentación recalculada para realizar
los cálculos.
Los experimentos se efectuaron como se explicó en la sección 2.2.1 y sus
subsiguientes de la metodología. A continuación, se presentan los resultados
obtenidos, los mismos que se detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 4 - 18.
73
3.2.1.1. Lixiviación en pulpas diluidas con bases
Para los ensayos de lixiviación en pulpas diluidas que se efectuaron con bases se
emplearon las soluciones de: hidróxido de sodio, carbonato de sodio y amoníaco,
de concentración 100 g/L. Se trabajó con 1 % de sólidos (1 g de polvos de acería)
en 100 mL de solución, durante 24 h de operación en lecho agitado a una
velocidad de agitación de 750 rpm.
Las recuperaciones totales de zinc que se alcanzaron en las soluciones básicas,
se muestran a continuación en la figura 3.1 y se detallan en el anexo III, fichas
técnicas No. 4-6.
Recuperación de zinc [%]
10
8
6
4
2
0
NH3
NH
3
Na2CO3
Na
2CO3
NaOH
NaOH
Figura 3.1. Recuperación de zinc en soluciones básicas de concentración 100 g/L (1 % de
sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Como se puede observar, la recuperación total del zinc cuando se utilizaron los
agentes básicos fue muy baja, se reportaron valores inferiores al 6,0 %, lo cual
indicó que no se lograron extraer los metales presentes en los polvos de acería.
Con el amoníaco se obtuvo una recuperación prácticamente nula (<0,01 %), al
igual que con el carbonato de sodio que recuperó el 0,4 % de zinc, seguido
finalmente por el hidróxido de sodio que alcanzó el 5,0 % del metal. Debido a la
baja selectividad que presentaron las soluciones básicas fueron descartadas de
los ensayos en la investigación.
74
En la tabla 3.5 se presentan los volúmenes, concentraciones y recuperaciones
que se obtuvieron con cada uno de las bases en la evaluación de la influencia del
agente lixiviante sobre pulpas diluidas. Los resultados que se reportan son tanto
de la solución fuerte, como de la solución de lavado.
Tabla 3.5. Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con agentes lixiviantes
básicos (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Agente
lixiviante
NH3
Solución fuerte (SF)
Solución de lavado (SL)
Peso
muestra Volumen Concentración Recuperación Volumen Concentración Recuperación
[mg]
[mL]
de Zn [mg/L]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
de Zn[%]
1 006,00
80,00
0,24
0,01
50,00
<0,01
<0,01
Na2CO3 1 002,00
84,00
13,40
0,38
50,00
1,00
0,02
NaOH
85,00
138,00
3,91
50,00
65,85
1,10
1 001,00
Los volúmenes de cada una de las soluciones fuertes en estos ensayos fueron
similares entre sí, se recuperaron en promedio 83 mL de solución, por lo tanto el
17,0 % del líquido fue absorbido por la torta. En cuanto a la solución de lavado, se
recuperaron los 50 mL de agua destilada que se emplearon para el lavado de la
torta.
A pesar de que las recuperaciones fueron bajas, se puede observar que estos
agentes lixiviantes también siguieron la tendencia de las anteriores soluciones, lo
cual quiere decir que en la solución fuerte se recuperó la mayor cantidad de zinc
contenido.
A más de la recuperación de zinc se analizaron las recuperaciones de hierro,
cadmio y plomo, para conocer el grado de disolución de los mismos con los
diferentes agentes lixiviantes y examinar si los agentes básicos son selectivos con
alguno de estos metales.
A continuación la tabla 3.6, muestra los resultados que alcanzaron de
concentración y recuperación de los metales tanto en la solución fuerte (SF) como
en la solución de lavado (SL), los mismos que se detallan en el anexo III, fichas
técnicas No. 4-6.
75
Tabla 3.6. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de la lixiviación en
pulpas diluidas con bases (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Fe [%]
Concentración.
de Pb [mg/L]
Recuperación Concentración Recuperación
de Pb [%]
de Cd[mg/L]
de Cd [%]
NH3 SF
0,01
<0,01
0,01
<0,01
0,01
0,27
NH3 SL
0,01
<0,01
0,01
<0,01
0,01
0,17
Na2CO3 SF
0,77
0,03
47,50
15,03
0,93
25,99
Na2CO3 SL
0,06
<0,01
3,20
0,60
0,08
1,25
NaOH SF
0,88
0,04
75,00
24,03
0,76
21,51
NaOH SL
0,12
<0,01
12,30
2,32
0,04
0,67
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
Como se puede observar en los resultados presentados, las recuperaciones de
hierro tanto para el amoniaco, como para el carbonato de sodio e hidróxido de
sodio fueron menores al 0,01 %. Cabe recalcar que de los tres agentes lixiviantes
el amoníaco es el menos selectivo de ellos, ya que las recuperaciones de plomo y
cadmio fueron prácticamente nulas.
El hidróxido de sodio tiene afinidad con el plomo, ya que alcanzó una buena
recuperación del metal (87,3 %), con el cadmio la recuperación fue del 22,2 %. El
carbonato de sodio también recuperó mayor porcentaje de plomo (50,7 %) y
cadmio (27,2 %) a comparación de la que consiguió con el zinc y el hierro.
3.2.1.2. Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro
En los ensayos que se realizaron con cianuro de sodio, se trabajó a diferentes
concentraciones de solución: 5, 10 y 20 g/L, con volúmenes de 100 mL y
porcentaje de sólidos del 1 %. La lixiviación se efectuó durante 24 h con una
velocidad de agitación de 750 rpm y se mantuvo constante el pH de la solución en
valores entre 10,5 y 11,0.
Las recuperaciones totales de zinc que se obtuvieron, se ilustran a continuación
en la figura 3.2 y se detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 7-9.
76
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
40
20
0
5
10
15
20
Concentración de solución [g/L]
Figura 3.2. Recuperación de zinc mediante lixiviación con cianuro de sodio a diferentes
concentraciones de solución (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Como se puede observar, la recuperación total del zinc cuando se utilizó el
cianuro de sodio de concentración 5 g/L fue de 43,4 %, el cual es un valor bajo, a
comparación de las recuperaciones que se obtuvieron con las concentraciones de
10 y 20 g/L, en las cuales se alcanzó el 84,0 y 88,1 % de zinc en solución
respectivamente. Estas cantidades muestran la selectividad que tuvo el cianuro
de sodio con los polvos de acería para disolver y extraer el zinc contenido en los
mismos.
En la tabla 3.7 se exponen los volúmenes, concentraciones y recuperaciones que
se obtuvieron con las diferentes concentraciones del agente lixiviante, los
resultados que se reportan son para la solución fuerte y solución de lavado.
Tabla 3.7. Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con cianuro de sodio (1 % de
sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm, pH = 10,5)
Solución fuerte (SF)
Solución de lavado (SL)
Cianuro
de sodio
[g/L]
Peso
muestra
[mg]
5,00
1 001,20
85,00
1 480,00
41,95
50,00
85,00
1,42
10,00
1 007,00
81,00
3 010,00
80,84
50,00
188,00
3,12
20,00
1 001,00
86,00
2 990,00
85,77
50,00
139,00
2,32
Volumen Concentración
[mL]
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
Volumen Concentración Recuperación
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
77
En cuanto al volumen de solución consumido durante las 24 h en las que se
efectuó la lixiviación, en los 3 casos es similar, en promedio el consumo de la
solución de cianuro de sodio fue del 16,0 %, es decir, 16 mL del agente lixiviante
se quedaron absorbidos en la torta. Con respecto al volumen de la solución de
lavado, se obtuvieron 50 mL lo que representa el 100,0 % del agua destilada que
se utilizó en el limpieza de la torta.
El cianuro de sodio de concentración 20 g/L, alcanzó la mayor recuperación de
zinc, obtuvo un volumen de 86 mL de solución fuerte con 2 990,0 mg/L de
concentración, a comparación de la solución de lavado que logró una
concentración de 139,0 mg/L. Por lo que, el máximo porcentaje se dio en la
solución fuerte, que representó cerca del 96,4 % de la recuperación total. Con los
resultados obtenidos se pudo observar que mientras más concentrada se
presentaba la solución de cianuro de sodio, se alcanzaba una recuperación más
elevada, de ésta manera con la solución 20 g/L de cianuro se recuperó el doble
de la que se alcanzó con 5 g/L.
Además, se analizaron las recuperaciones de hierro, cadmio y plomo, para
determinar el grado de disolución de los mismos. La tabla 3.8 expone los
resultados obtenidos de concentración y recuperación de los metales tanto en la
solución fuerte (SF) como en la solución de lavado (SL), los mismos que se
detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 7-9.
Tabla 3.8. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con cianuro de sodio (1 % de sólidos, tiempo=24 h, 750 rpm, pH=10,5)
Cianuro de Concentración Recuperación
sodio
de Fe [mg/L]
de Fe [%]
Concentración.
de Pb [mg/L]
Recuperación Concentración Recuperación
de Pb [%]
de Cd[mg/L]
de Cd [%]
5 [g/L] SF
2,69
0,12
0,70
0,22
2,46
69,62
5 [g/L] SL
0,20
0,01
0,60
0,11
0,12
2,00
10 [g/L] SF
20,89
0,90
19,15
5,81
3,42
91,70
10 [g/L] SL
3,97
0,11
2,80
0,52
0,30
4,97
20 [g/L] SF
3,36
0,15
2,20
0,71
2,63
75,32
20 [g/L] SL
0,53
0,01
0,80
0,15
0,23
3,83
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
78
Como se puede observar las recuperaciones que se obtuvieron de hierro y plomo
fueron muy bajas, con cada una de las tres concentraciones diferentes de cianuro
de sodio. Se alcanzó en promedio el 0,4 % de hierro total y el 2,5 % de plomo. Por
lo que la mayor cantidad de estos metales se encuentra en la torta remanente del
proceso. Esto quiere decir, que la solución lixiviante no es selectiva con estos
metales, ya que no se lograron disolver.
Sin embargo, la recuperación de cadmio en la solución, obtuvo un valor
significativo a comparación del hierro y plomo, se logró en promedio el 82,5 % del
metal. A pesar de que los porcentajes que se reportaron son elevados, al
compararlos por sus concentraciones dentro de la solución son muy poco
significativos (< 20 mg/L).
De manera general, la solución de cianuro de sodio que alcanzó la mayor
recuperación de estos metales fue la de concentración 10 g/L, que en el caso del
hierro fue aproximadamente 7 veces superior a las otras concentraciones y de 13
veces para el cadmio.
a) Lixiviación en pulpas diluidas con cianuro de sodio y carbón activado
en pulpa (CIP)
Este ensayo se efectuó con una solución de concentración 10 g/L de cianuro de
sodio y 1 % de sólidos, se lixivió durante 24 h con de agitación de 750 rpm.
Transcurrido el tiempo de operación se le adicionaron 5 g/L de carbón activado
Quimicorp, 4 x 8 de 457 m2/g, se continuó con la lixiviación a 250 rpm durante 4 h.
Los resultados obtenidos tanto de los volúmenes, como de las concentraciones y
recuperaciones alcanzadas en la solución fuerte y en la solución de lavado;
además del peso, concentración y la recuperación de zinc que se alcanzaron en
el relave de la lixiviación y en el carbón activado que fue tostado para su análisis,
se muestran a continuación en la tabla 3,9 y se detallan en el anexo III, ficha
técnica No. 10.
79
Tabla 3.9. Recuperación de zinc mediante lixiviación con cianuro de sodio 10 g/L y con
carbón activado 5 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm, pH=10,5)
PARÁMETRO
Volumen [mL]
Solución
fuerte
Solución de
lavado
Relave
Concentración de Zn [mg/L]
91,00
1 050,00
Recuperación de Zn[%]
31,87
Volumen [mL]
50,00
Concentración de Zn [mg/L]
52,50
Recuperación de Zn[%]
0,88
Peso [mg]
708,00
Concentración de Zn [%]
284,78
Recuperación de Zn[%]
67,25
Peso [mg]
Carbón
activado
CONTENIDO
5 007,00
Concentración de Zn [%]
2,65
Recuperación de Zn[%]
44,21
El volumen de la solución fuerte que se obtuvo al trabajar con carbón activado fue
de 81 mL, por lo que el 19,0 % de la solución lixiviante se absorbió en la torta
(polvos de acería y carbón). Los 81 mL de solución que se obtuvieron, reportaron
una concentración de zinc de 1 050 mg/L con una recuperación del 31,9 % del
metal.
Al comparar estos resultados con la lixiviación en la cual no se utilizó cianuro de
sodio, se aprecia una disminución apreciable de la concentración y recuperación
de zinc en la solución fuerte, ya que disminuyó cerca de la mitad de su valor
inicial; la reducción fue de 3 010,0 a 1 050,0 mg/L en la concentración y de 80,8 a
31,9 % en la recuperación. Los resultados que se reportaron con la solución de
lavado siguieron la misma tendencia, en este caso se redujo la concentración de
188,0 a 52,5 mg/L y la recuperación de 9,4 a 0,9 %, es decir casi 1/3 de sus
valores, el volumen fue de 50 mL, es decir, la misma cantidad de agua destilada
que se utilizó para el lavado.
La disminución del zinc presente en la solución se debió a que al existir la
presencia de carbón activado, el metal se trasladó a la torta conformada por los
80
polvos de acería y el carbón en pulpa. Así, una parte del metal fue adsorbido por
el carbón activado y el resto se quedó en el relave de la lixiviación. De esta
manera la presencia de zinc en el carbón activado representó el 44,2 % del total
recuperado en el ensayo.
La notoria disminución que se dio con el empleó del carbón activado, tanto en la
concentración como en la recuperación de las soluciones fuerte y de lavado y se
reflejó en el aumento de las mismas en la pulpa; así, la concentración de la misma
incrementó de 54,5 a 284,7 mg/L y la recuperación aumentó de 16,0 a 67,3 %, en
otras palabras, aumentaron 2,5 veces sus valores.
Además de la recuperación de zinc, se analizaron las recuperaciones de hierro,
cadmio y plomo, para conocer el grado de disolución de los mismos con los
diferentes agentes lixiviantes y examinar si los agentes básicos son selectivos con
alguno de estos metales.
La tabla 3.10 ilustra los resultados obtenidos de concentración y recuperación de
los metales que se consiguieron al trabajar con cianuro de sodio con y sin la
presencia de carbón activado tanto en la solución fuerte (SF) como en la solución
de lavado (SL), los mismos que se detallan en el anexo III, ficha técnica No. 10.
Tabla 3.10. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con cianuro de sodio 10 g/L y carbón activado 5 g/L (1 % de sólidos,
tiempo = 24 h, 750 rpm, pH = 10,5)
PARÁMETRO
Solución fuerte
Solución
de lavado
Relave
Carbón
activado
CONTENIDO
Fe
Pb
Cd
Concentración [mg/L]
8,83
1,80
2,69
Recuperación [%]
0,38
0,55
72,60
Concentración [mg/L]
1,86
0,70
0,23
Recuperación [%]
0,05
0,13
3,83
Concentración [%]
26,21
3,72
0,01
Recuperación [%]
99,13
99,29
23,58
Concentración [%]
0,02
0,01
0,00
Recuperación [%]
0,43
0,03
0,00
81
Como se puede ver en los resultados obtenidos del hierro y plomo, sus
concentraciones y recuperaciones en la solución fuerte y de lavado fueron
menores al 1,0 %, de igual manera ocurrió con la adición del carbón activado en
pulpa. Esto indicó, que en su mayoría los metales no se disolvieron y se quedaron
en el relave de la lixiviación, en promedio fue 99,2 %.
El cadmio a comparación del hierro y plomo se recuperó mayoritariamente en
solución, en total se alcanzó 76,4 %. En cuanto al relave, la recuperación fue del
23,6 %, a diferencia de ocurrido en el carbón activado que no adsorbió al cadmio.
3.2.1.3. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos
Los ensayos que se efectuaron con los ácidos orgánicos: oxálico, tartárico, cítrico
y acético, en los que se operó bajo las siguientes condiciones: concentración de
solución de 100 g/L, 1 % de sólidos, 24 h de lixiviación y velocidad de agitación de
750 rpm, alcanzaron las recuperaciones totales que se pueden observar en la
figura 3.3 y se detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 11-14.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
40
20
0
Oxálico
Tartárico
Cítrico
Acético
Figura 3.3. Recuperación de zinc en soluciones ácidas orgánicas de concentración 100 g/L
(1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
82
Como se puede observar en la figura, se obtuvieron recuperaciones elevadas de
zinc al trabajar con ácidos orgánicos, a excepción del ensayo con el ácido oxálico
el cual reportó un porcentaje del 0,6 %.
Las recuperaciones totales que se alcanzaron con los ácidos tartárico y cítrico
fueron de 79,6 % y 81,1 %, respectivamente. El mayor porcentaje lo presentó el
ácido acético, el mismo que fue de 91,1 %, de este ensayo se obtuvieron 83,0 mL
de solución fuerte con una concentración de zinc de 3 185,0 mg/L y 50,0 mL de
solución de lavado con 150,0 mg/L de zinc.
En la solución fuerte se recuperó la mayor cantidad del metal en solución, ya que
representó el 97,1 % referente al total, a diferencia de la solución de lavado con la
cual se recuperó solamente el 2,9 %.
A continuación, en la tabla 3.11 se muestran las cantidades de los volúmenes,
concentraciones y recuperaciones obtenidas en los ensayos que emplearon los
distintos agentes ácidos orgánicos.
Tabla 3.11. Lixiviación en pulpas diluidas de polvos de acería con ácidos orgánicos (1 %
de sólidos, tiempo de agitación = 24 h, 750 rpm)
Ácido
lixiviante
Solución
Solución de
Peso
fuerte
lavado
muestra
Volumen Concentración Recuperación Volumen Concentración Recuperación
[mg]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn[%]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn[%]
Oxálico
1 009,0
80,0
16,7
0,4
50,0
7,5
0,1
Tartárico
1 006,0
82,0
2 850,0
77,6
50,0
121,0
2,0
Cítrico
1 009,0
80,0
2 960,0
78,4
50,0
162,5
2,7
Acético
1 007,0
83,0
3 185,0
88,5
50,0
159,0
2,7
Como se pudo observar, después de las 24 h de lixiviación, los volúmenes
obtenidos en la solución fuerte fueron inferiores al compararlos con la cantidad de
solución con la que se trabajó inicialmente, así pues se consumieron en promedio
18,8 mL, es decir, el 20,0 % del agente lixiviante. Con relación a la solución de
lavado el volumen recolectado fue de 50 mL, por lo tanto se recuperó
completamente la cantidad de agua destilada utilizada para el lavado de la torta.
83
Además de la recuperación de zinc, se analizaron las recuperaciones de hierro,
cadmio y plomo, para de esta manera examinar las posibles impurezas que
pueden interferir en los procesos posteriores a la lixiviación. En la tabla 3.12 se
muestran los resultados de las concentraciones y recuperaciones de los metales
obtenidos, tanto en la solución fuerte (SF) como en la solución de lavado (SL), los
resultados de los análisis se detallan en el anexo III y se detallan en las fichas
técnicas No. 11-14.
Tabla 3.12. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con ácidos orgánicos (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Fe [%]
Concentración.
de Pb [mg/L]
Recuperación Concentración Recuperación
de Cd[mg/L]
de Cd [%]
de Pb [%]
Oxálico SF
934,00
39,60
<0,01
<0,01
0,01
0,03
Oxálico SL
41,37
1,10
<0,01
<0,01
0,01
0,02
TartáricoSF
226,00
9,85
305,40
93,94
3,51
95,37
TartáricoSL
15,15
0,40
14,20
2,66
0,18
2,98
Cítrico SF
177,00
7,50
305,00
91,25
3,55
93,82
Cítrico SL
12,55
0,33
20,00
3,74
0,25
4,13
Acético SF
208,00
9,17
275,00
92,52
2,98
81,87
Acético SL
4,55
0,12
18,15
3,68
0,26
4,30
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
Las recuperaciones de hierro en las soluciones lixiviadas con los ácidos: tartárico,
cítrico y acético en promedio fueron del 9,1 %, al ser muy bajos sus valores
indicaron que la mayor concentración del metal estaba presente en la torta, es
decir, que no se lograron disolver con la solución lixiviante.
En el caso del ácido oxálico la recuperación fue superior que en las otras
soluciones, alcanzó el 40,7 % de la recuperación total de hierro.
En cuanto al plomo y cadmio, tuvieron bastante afinidad con todos los agentes
lixiviantes, ya que alcanzaron recuperaciones totales en promedio de 95,9 % y
94,1 %, respectivamente. A diferencia del ácido oxálico, que prácticamente no
recuperó plomo y tan solo el 0,03 % de cadmio.
84
Al comparar las concentraciones de cada uno de los metales contenidos en la
solución con respecto a la concentración del zinc, se pudo observar que son 1/8
de la de este último.
La concentración del hierro es 16 veces menor a la del zinc; además, de la del
plomo y cadmio que se reportó 35 veces inferior. De las lixiviaciones que se
realizaron con las diferentes soluciones ácidas orgánicas, los mejores resultados
los presentaron los ácidos acético y tartárico, por dicha razón se procedió a
analizar la influencia del agente lixiviante en las pulpas diluidas con estos
agentes, se varió su concentración en 50 y 150 g/L y con 1% de sólidos.
a) Lixiviación en pulpas diluidas con los ácidos orgánicos: acético y
tartárico de concentración 50, 100 y 150 g/L
En la figura 3.4 se pueden observar las recuperaciones totales de de zinc en
solución, las mismas que se obtuvieron al lixiviar los polvos de acería con
diferentes concentraciones de los ácidos orgánicos acético y tartárico (50, 100 y
150 g/L). Los resultados se detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 11-18.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
Acético
40
Tartárico
20
0
50
100
Concentración dela solución [g/L]
150
.
Figura 3.4. Recuperación de zinc con soluciones ácidas orgánicas de concentración 50,
100 y 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
85
Como se puede observar, la recuperación del zinc total en solución, se
incrementó conforme se aumentó la concentración del ácido tartárico; en el caso
del ácido acético, la solución de 100 g/L logró la mayor extracción del metal.
Con el ácido acético de concentración 50 y 150 g/L, se obtuvieron recuperaciones
similares, en promedio fueron del 82,8 %, de los cuales el 97,5 % se concentró en
la solución fuerte, lo que mostró la elevada afinidad entre el zinc contenido en los
polvos de acería y el ácido acético. Con la solución de concentración 100 g/L se
alcanzó el máximo valor en solución (91,1 %).
Los resultados de la recuperación total que presentó el ácido tartárico, se
incrementaron de acuerdo con la concentración del ácido en la solución. Así la
solución de 50 g/L obtuvo el 66,9 % del zinc recuperado, la solución de 100 g/L la
superó en un 12,7 % y la solución de 150 g/L sobrepasó a esta última en un 6,2 %
con lo que se obtuvo la mayor recuperación del zinc (85,8 %). Estos valores
indicaron que al igual que el ácido acético el ácido tartárico presenta una elevada
selectividad con el metal.
A continuación, en la tabla 3.13 se presentan los volúmenes, concentraciones y
recuperaciones de zinc tanto para la solución fuerte como para la solución de
lavado, que se obtuvieron con cada uno de los agentes lixiviantes cuya
concentración fue de 50 g/L. Los resultados se detallan en el anexo III, fichas
técnicas No. 15 y 16.
Tabla 3.13. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos de concentración 50 g/L
(1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución fuerte
Solución de lavado
Agente
lixiviante
Peso
muestra
[mg]
Tartárico
1 004,90
92,50
2 025,00
62,24
50,00
281,50
4,68
Acético
1 003,90
93,00
2 570,00
79,49
50,00
104,00
1,73
Volumen Concentración
[mL]
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
Volumen Concentración Recuperación
de Zn [%]
[mL]
de Zn [mg/L]
Del ensayo el volumen fuerte que se obtuvo en la solución con el ácido tartárico
fue de 92,5 % y con el acético 93,0 %, los valores son muy similares entre sí e
86
indicaron que aproximadamente el 7,2 % del agente lixiviante fue absorbido en la
torta.
El ácido tartárico recuperó 62,2 % de zinc, con una concentración de 2 025,0 g/L
en la solución fuerte, a diferencia de la solución de lavado cuya concentración fue
de tan solo 281,5 mg/L y su recuperación del 4,7 % en 50 mL. Dichos valores
indicaron que en la solución fuerte es en la cual se concentra la mayor cantidad
de zinc, representada en un 93 % del total.
La recuperación de zinc que se efectuó con el ácido acético fue de 79,5 % con
una concentración de 2 570,0 mg/L en la solución fuerte; en cambio en la solución
de lavado fue menor en 50 mL se alcanzó 1,7 % de zinc con una concentración
de 104,0 mg/L. La mayor recuperación de zinc se llevó a cabo en la solución
fuerte la cual representó el 97,9 % del total que se logró con este agente lixiviante.
Simultáneamente con la recuperación del zinc se compararon las recuperaciones
obtenidas de hierro, cadmio y plomo, para determinar el grado de disolución de
los metales y examinar las posibles impurezas que puedan existir en los procesos
posteriores a la lixiviación de los polvos de acería.
La tabla 3.14 ilustra los resultados obtenidos de concentración y recuperación de
los metales tanto en la solución fuerte (SF) como en la solución de lavado (SL) de
los agentes lixiviantes cuya concentración fue de 50 g/L, los mismos que se
detallan en el anexo III, fichas técnicas No. 15 y 16.
Tabla 3.14. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con los ácidos tartárico y acético de concentración 50 g/L (1 % de sólidos,
tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación Concentración Recuperación Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Fe [%]
de Pb [mg/L]
de Pb [%]
de Cd [mg/L]
de Cd [%]
Tartárico SF
163,00
8,02
117,50
40,81
3,09
94,81
Tartárico SL
19,20
0,51
9,85
1,85
0,17
2,74
Acético SF
105,00
5,02
220,00
76,91
3,16
97,58
Acético SL
6,71
0,18
18,55
3,49
0,12
1,91
SF: Solución fuerte; SL: Solución de lavado
87
Se recuperó 8,0 % de hierro con una concentración de 163,0 mg/L en la solución
fuerte del ácido tartárico, un valor de recuperación cercano alcanzó el ácido
acético, con 5,2 % y 105,0 mg/L, estas cifras mostraron que estos agentes
lixiviantes, son muy poco selectivos con el hierro, para la solución de lavado se
alcanzaron recuperaciones por debajo del 1,0 % para los dos ácidos.
Con respecto al plomo, el ácido acético recuperó el 76,9 % del metal, con una
concentración de 220,0 mg/L en su solución fuerte, que es en donde se concentró
la mayor cantidad. A diferencia de la solución de lavado que alcanzó el 3,5 % de
plomo con una concentración de 18,6 mg/L. Por otro lado, el ácido tartárico
recuperó casi la mitad de lo que logró el ácido acético, se obtuvo el 40,8 % con
una concentración de 117,5 mg/L en la solución fuerte y 1,9 % con concentración
de 9,9 mg/L en la solución de lavado. Estos resultados mostraron que el ácido
acético es más selectivo con el plomo.
La recuperación de cadmio, logró resultados muy similares con los dos agentes
lixiviantes. Se recuperó en promedio el 96,2 % de cadmio en la solución fuerte
con una concentración de 3,1 mg/L y de 2,3 % en la solución de lavado. A pesar
de que la recuperación es elevada, el cadmio al igual que el hierro y el plomo se
encuentran presentes en concentraciones muy bajas a comparación del zinc
dentro de la solución, aproximadamente 11 veces menores.
La tabla 3.15 muestra los resultados que se obtuvieron cuando se trabajó con la
concentración de 150 g/L. Se pueden observar los volúmenes, concentraciones y
recuperaciones que se consiguieron con cada uno de los agentes lixiviantes de
concentración 150 g/L, tanto para la solución fuerte como para la de lavado.
Tabla 3.15. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos orgánicos de concentración 150 g/L
(1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución fuerte
Solución de lavado
Agente
lixiviante
Peso
muestra
[mg]
Acético
1 006,50
90,00
2 745,00
82,00
50,00
145,50
2,41
Tartárico
1 004,90
89,00
2 805,00
82,95
50,00
168,50
2,80
Volumen Concentración
[mL]
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
Volumen Concentración Recuperación
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
88
Los resultados detallados del los ensayos se muestran en el anexo III, fichas
técnicas No. 17 y 18. Los ensayos que se efectuaron con los ácidos orgánicos
cuya concentración fue de 150 g/L, alcanzaron en promedio un volumen de
solución fuerte de 89,5 mL, es decir, que la cantidad que absorbió la torta fue del
10,5 % de cada uno de los agentes lixiviantes. Las recuperaciones de zinc que se
alcanzaron al trabajar tanto con el ácido acético, como con el tartárico obtuvieron
valores cercanos entre ellos.
Con el ácido acético se recogieron 90 mL de solución fuerte, se recuperó así
prácticamente el 82,0 % del zinc contenido en la solución lixiviada, con una
concentración de 2 745,0 mg/L. A diferencia de la solución de lavado en donde la
recuperación fue inferior, ya que se obtuvo el 2,4 % de zinc, con una
concentración de 145,5 mg/L en 50 mL de solución que se obtuvo del lavado de la
torta con agua destilada (50 mL).
El ácido tartárico logró que el 83,0 % de zinc contenido en la muestra se recupere
en la solución fuerte (89 mL), con una concentración de 2 805,0 mg/L. El agua
destilada que se utilizó en el lavado de la torta se recuperó íntegramente (50 mL)
en la solución de lavado, con la cual se alcanzó el 2,8 % del metal con una
concentración de 168,5 mg/L.
Además de la recuperación del zinc se analizaron las recuperaciones de hierro,
cadmio y plomo, para estimar el grado de disolución de estos metales durante la
lixiviación de los polvos de acería y con los agentes lixiviantes utilizados, para
examinar las posibles impurezas que puedan existir en los procesos posteriores a
la lixiviación de los polvos de acería.
En la tabla 3,16 se pueden observar los resultados obtenidos de concentración y
recuperación de los metales tanto en la solución fuerte (SF) como en la de lavado
(SL), cuando se trabajó con el ácido acético y tartárico como agentes lixiviantes
cuya concentración fue de 150 g/L, los mismos que se detallan en el anexo III,
fichas técnicas No. 17 y 18.
89
Tabla 3.16. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con ácidos orgánicos de concentración 150 g/L (1 % de sólidos,
tiempo=24h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación Concentración Recuperación Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Fe [%]
de Pb [mg/L]
de Pb [%]
de Cd [mg/L]
de Cd [%]
Acético SF
135,00
6,46
200,00
67,49
3,25
96,87
Acético SL
5,01
0,13
13,80
2,59
0,17
2,82
Tartárico SF
200,00
9,47
285,00
95,25
2,98
87,83
Tartárico SL
22,65
0,60
16,50
3,10
0,17
2,82
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
Como se puede observar, de acuerdo a los resultados la recuperación obtenida
de hierro y plomo se efectuó de manera mayoritaria cuando se trabajó con el
ácido tartárico de concentración 150 g/L. Así se alcanzó el 10,5 % de hierro total
en solución, a diferencia del ensayo con ácido acético que logró solo el 6,6 %. En
ambos casos la concentración del metal fue más representativa en la solución
fuerte.
El plomo obtuvo recuperaciones totales mucho más altas que las del hierro, se
consiguió recuperar con el ácido tartárico 98,4 % y 67,5 % con el ácido acético; a
pesar de que las recuperaciones se presentaron elevadas no son significativas
comparadas con las del zinc ya que su concentración resultó ser 10 veces inferior
a la del metal de interés, por lo que estos ácidos orgánicos no son selectivos con
el hierro.
Con el ácido acético se obtuvo la mayor recuperación total de cadmio, la misma
que fue del 99,7 %, con una concentración dentro de la solución de 3,4 mg/L, la
cual es mucho menor a la del zinc e incluso a la de los otros metales que fueron
analizados.
Con el ácido tartárico se recuperó en total el 90,7 % en solución. De acuerdo a
estos resultados el cadmio tiene gran afinidad para ser disuelto tanto en el ácido
acético, como en el tartárico.
90
3.2.1.4. Lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos
Con las concentraciones de 50 y 100 g/L del ácido sulfúrico se obtuvieron
recuperaciones muy cercanas entre sí, el valor aumentó en 1,1 %, es decir, de
90,7 a 91,8 %. A diferencia de la solución cuya concentración fue de 150 g/L, la
cual elevó su recuperación aproximadamente en un 8,1 %, con lo que llegó a un
valor total de 99,4 % de zinc. La mayor recuperación se obtuvo en la solución
fuerte, ya que en esta se encontró el 95,4 % de zinc.
A continuación, en la figura 3.5, se pueden observar las recuperaciones totales de
de zinc en solución, que se obtuvieron al lixiviar los polvos de acería con las
diferentes concentraciones (50, 100 y 150 g/L) de cada uno de los agentes ácidos
inorgánicos (ácido sulfúrico, clorhídrico y nítrico). Los resultados se detallan en el
anexo IV, fichas técnicas No. 19-27.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
H2SO4
H2SO4
HCl
HCl
40
HNO3
HNO3
20
0
50
100
Concentración de la solución [g/L]
150
.
Figura 3.5. Recuperación de zinc con soluciones ácidas inorgánicas de concentración 50,
100 y 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Como se puede observar, de manera general la recuperación del zinc total en
solución a partir de los polvos de acería, durante 24 h de lixiviación con una
velocidad de 750 rpm, aumentó a la vez que se incrementó la concentración de la
solución lixiviante.
91
Los ensayos que se realizaron con ácido sulfúrico, reportaron las mayores
recuperaciones del metal cuando se trabajó con la concentración de 150 g/L de la
solución lixiviante.
El ácido clorhídrico de concentración 100 y 150 g/L, también alcanzó
recuperaciones totales de zinc superiores al 90,0 %, las mismas que fueron de
92,9 y 95,2 %, respectivamente. Con la solución cuya concentración fue de 50 g/L
se logró recuperar el 88,1 %. De igual manera que con el ácido sulfúrico, la mayor
recuperación
se
concentró
en
la
solución
fuerte,
representada
en
aproximadamente el 95,8 % del total.
Con el ácido nítrico se obtuvieron las recuperaciones más bajas que reportaron
los 3 agentes lixiviantes, estas fueron inferiores al 90,0 % pero también fueron
representativas. El aumento de la concentración en el ácido, prácticamente no
señaló diferencia en la recuperación total del zinc, ya que en promedio se
consiguió el 87,3 % del metal, mayormente representado en la solución fuerte en
un 95,5 %.
En general, los tres agentes ácidos inorgánicos presentaron recuperaciones
elevadas del zinc. A continuación, se mencionan los valores de los resultados
obtenidos de los ensayos de la influencia del agente lixiviante sobre pulpas
diluidas con los ácidos sulfúrico, clorhídrico y nítrico a diferentes concentraciones
del agente lixiviante.
a) Lixiviación
en
pulpas
diluidas
con
ácidos
inorgánicos
de
concentración 50 g/L
A continuación, en la tabla 3.17 se exponen los valores obtenidos tanto de
volúmenes así como de concentraciones y recuperaciones alcanzados con cada
uno de los agentes lixiviantes de concentración 50 g/L, tanto para la solución
fuerte como para la solución de lavado y se detallan en el anexo IV, fichas
técnicas No.19-21.
92
Tabla 3.17. Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de
concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Agente
lixiviante
Solución fuerte
Solución de lavado
Peso
muestra
Volumen Concentración Recuperación Volumen Concentración Recuperación
[mg]
de Zn [%]
de Zn [%]
[mL]
de Zn [mg/L]
[mL]
de Zn [mg/L]
H2SO4
1 001,40
90,00
2 890,00
86,72
50,00
240,50
4,01
HCl
1 001,50
86,00
2 985,00
85,58
50,00
149,00
2,48
HNO3
1 002,80
90,00
2 780,00
83,31
50,00
259,00
4,31
El volumen de la solución fuerte alcanzado en promedio fue de 88,7 mL, por lo
que durante la lixiviación de los polvos de acería se consumieron 12,7 mL del
agente lixiviante. La concentración de zinc en promedio fue de 2 885,0 mg/L, con
lo que se logró una recuperación promedio de 85,2 %.
En la solución de lavado el valor promedio del volumen fue de 50 mL, con lo que
se recuperó por completo la cantidad de agua destilada que se utilizó para el
lavado de la torta, el valor promedio de la concentración del zinc obtenido fue de
216,2 mg/L y de la recuperación del 3,6 %. Mayoritariamente se recuperó el metal
en la solución fuerte (95,6 %).
Conjuntamente con la recuperación del zinc se analizaron las del hierro, cadmio y
plomo, para conocer el grado de disolución de los mismos y examinar las posibles
impurezas que puedan existir en los procesos posteriores a la lixiviación de los
polvos de acería.
La recuperación total del hierro en solución la alcanzó mayoritariamente el ácido
sulfúrico con 36,1 %, de los cuales el 31,4 % se encontró contenido en la solución
fuerte con una concentración de 654,0 mg/L, en otras palabras, el 87,0 % de
hierro estuvo contenido en la dicha solución, mientras que en la solución de
lavado se recuperó el 4,6 % de hierro con una concentración de 174,0 mg/L.
A continuación en la tabla 3.18 se pueden observar los resultados obtenidos de
concentración y recuperación de los metales tanto en la solución fuerte (SF),
como en la solución de lavado (SL) de los diferentes agentes lixiviantes de
93
concentración 50 g/L con los que se analizó la influencia del mismo sobre pulpas
diluidas. Dichos resultados se detallan en el anexo III y se detallan en el anexo IV,
fichas técnicas No. 19-21.
Tabla 3.18. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de concentración 50 g/L (1 % de sólidos, tiempo =
24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación Concentración Recuperación Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Pb [mg/L]
de Cd [mg/L]
de Fe [%]
de Pb [%]
de Cd [%]
H2SO4 SF
654,00
31,43
282,50
95,81
3,17
94,97
H2SO4 SL
174,00
4,65
18,50
3,49
0,27
4,41
HCl SF
579,00
26,59
3,80
1,23
3,28
93,74
HCl SL
77,90
2,08
3,00
0,57
0,16
2,58
HNO3 SF
399,50
19,17
270,00
91,44
3,19
95,43
HNO3 SL
79,55
2,12
19,75
3,72
0,27
4,40
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
El ácido clorhídrico logró recuperar hierro total dentro de la solución en un 28,7 %,
de los cuales el 26,6 % pertenecieron a la solución fuerte y con una concentración
de 570,0 mg/L y 2,1 % en la de lavado con concentración de 77,9 mg/L.
Finalmente, el ácido nítrico obtuvo las recuperaciones más bajas, 19,2 % en la
solución fuerte y 2,1 % en la de lavado.
En el caso del plomo, se alcanzaron valores totales de recuperación de
aproximadamente 93,6 % tanto con el ácido sulfúrico como con el ácido nítrico y
una concentración que en promedio fue de 276,3 mg/L. El ácido clorhídrico
demostró no ser selectico con el hierro, ya que se recuperó solamente el 1,8 %
del metal en la solución, por lo que en su mayoría se localizó en el relave del
ensayo.
El cadmio obtuvo valores elevados y similares con los 3 agentes lixiviantes ácidos
inorgánicos, así se alcanzó una recuperación total promedio de 98,5 %, de los
cuales el 94,7 % representa a la solución fuerte con una concentración media de
3,2 mg/L.
94
b) Lixiviación
en
pulpas
diluidas
con
ácidos
inorgánicos
de
concentración 100 g/L
En la tabla 3.19 se exponen los volúmenes, concentraciones y recuperaciones
que se obtuvieron con cada uno de los agentes lixiviantes ácidos inorgánicos de
concentración 100 g/L, tanto para la solución fuerte como para la de lavado.
Dichos resultados se detallan en el anexo IV, fichas técnicas No. 22-24.
Tabla 3.19. Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos 100 g/L (1 %
de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución fuerte
Solución de lavado
Agente
lixiviante
Peso
muestra
[mg]
Volumen
[mL]
Concentración
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
HCl
1 001,00
79,00
3 415,00
89,99
50,00
174,50
2,91
H2SO4 1 001,80
81,00
3 290,00
88,82
50,00
179,00
2,98
HNO3
80,00
3 075,00
82,10
50,00
266,00
4,44
1 000,50
Volumen Concentración Recuperación
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
Los resultados obtenidos con el ácido clorhídrico y sulfúrico fueron muy similares,
los volúmenes de solución fuerte llegaron en promedio a 80 mL, y la recuperación
del zinc al 89,4 %. En la solución de lavado el volumen fue de 50 mL para ambos
casos y la recuperación del 2,9%.
Al revisar los volúmenes obtenidos en la solución fuerte con los que inicialmente
se trabajó, a las 24 h de operación se han consumido en promedio 20 mL, es
decir, el 20,0 % del agente lixiviante.
Con relación a la solución de lavado el volumen de agua destilada que se utilizó
se la recuperó por completo. Como se pudo observar en los ensayos, la mayor
recuperación del zinc se dio en la solución fuerte, que representó alrededor del
96,2 % de la recuperación total, a diferencia de la solución de lavado que tiene un
valor muy bajo (3,8 %).
A más de las recuperaciones de zinc, se analizaron también los valores
alcanzados dentro de la solución lixiviada de otro metales como el hierro, cadmio
95
y plomo, para saber el grado de disolución de los mismos y examinar las posibles
impurezas que pueden existir en los procesos posteriores a la lixiviación de los
polvos de acería. La tabla 3.20 ilustra los resultados obtenidos de concentración y
recuperación de los metales tanto en la solución fuerte (SF) como en la solución
de lavado (SL), los mismos que se detallan en el anexo IV y se detallan en las
fichas técnicas No. 22-24.
Tabla 3.20. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con ácidos inorgánicos 100 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación
de Fe [%]
de Fe [mg/L]
Concentración.
de Pb [mg/L]
Recuperación
de Pb [%]
Concentración
de Cd[mg/L]
Recuperación
de Cd [%]
HNO3 SF
605,00
25,87
300,00
90,52
3,09
82,36
HNO3 SL
150,70
4,03
16,20
3,06
0,25
4,16
HCl SF
1 248,00
52,67
320,00
95,30
3,39
89,18
HCl SL
185,75
4,96
11,10
2,09
0,15
2,50
H2SO4 SF
601,50
26,02
4,50
1,37
3,33
89,75
H2SO4 SL
74,25
1,98
3,45
0,65
0,21
3,49
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
Como se puede observar las recuperaciones de hierro en promedio (38,5 %) son
bajas con relación a las del zinc en solución. En el caso del plomo y cadmio se
alcanzaron valores alrededor de 64,3 % y 90,5 %, respectivamente. A pesar de
que los valores de recuperación que se reportaron son elevados, al compararlos
por sus concentraciones dentro de la solución son insignificantes. Así pues, en el
caso del plomo la concentración promedio en la solución fuerte es 15,7 veces
inferior a la del zinc y la del plomo es 997 veces menor.
a) Lixiviación
en
pulpas
diluidas
con
ácidos
inorgánicos
de
concentración 150 g/L
Los resultados que se obtuvieron cuando se trabajó con la concentración de los
ácidos de 150 g/L se muestran a continuación en la tabla 3.21, en la misma se
pueden observar los volúmenes, concentraciones y recuperaciones que se
96
consiguieron con cada uno de los agentes lixiviantes de concentración 150 g/L,
tanto para la solución fuerte como para la de lavado. Dichos resultados se
detallan en el anexo IV, fichas técnicas No. 25-27.
Tabla 3.21. Ensayos de lixiviación en pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de
concentración 150 g/L (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Agente
lixiviante
Solución fuerte
Solución de lavado
Peso
muestra Volumen Concentración Recuperación Volumen Concentración Recuperación
[mg]
de Zn [%]
de Zn [%]
[mL]
de Zn [mg/L]
[mL]
de Zn [mg/L]
H2SO4
1 003,80
90,00
3 165,00
94,75
50,00
278,00
4,62
HCl
1 004,10
90,50
2 955,00
88,93
50,00
378,50
6,29
HNO3
1 002,70
91,50
2 780,00
84,70
50,00
176,50
2,94
El trabajo que se llevó a cabo con los ácidos de concentración 150 g/L,
alcanzaron en promedio un volumen de solución fuerte de 90,7 mL, comparado
con el volumen recuperado en el caso anterior es el 2,0 % superior, en este caso
la cantidad absorbida por la torta fue del 9,3 %.
La concentración del zinc en promedio dentro de la solución fuerte, alcanzó
alrededor de 2 966,7 mg/L. con lo que se recuperó cerca del 89,5 % del metal.;
por otro lado, en la solución de lavado se recogió un volumen de 50 mL, cuya
concentración media fue aproximadamente de 277,7 mg/L, la misma que contó
con una recuperación de zinc del 4,6 %. Al igual que en las lixiviaciones que se
efectuaron anteriormente, el 95,1 % de la recuperación de zinc se encontró en la
solución fuerte.
De los resultados obtenidos, se puede observar que la mayor recuperación del
zinc se logró con el ácido sulfúrico de concentración 150 g/L, el volumen de la
solución fuerte adquirido fue de 90 mL, lo que quiere decir que solo el 10 % del
agente lixiviado fue absorbido por la torta.
De esta manera, después de 24 h de trabajo se recuperó 99,4 % de zinc total
presente en los polvos de acería, de los cuales 94,8 % estuvieron contenidos en
la solución fuerte con una concentración de 3 165,0 mg/L. Del lavado que se le
97
realizó a la torta se obtuvieron 50 mL de solución, cuya fue de concentración
278,0 mg/L, lo cual representó el 4,6 % de zinc. Así, se pudo constatar que la
mayor recuperación del zinc se dio en la solución fuerte que representa el 95,4 %
del total y por tanto en la solución de lavado fue del 4,6 %.
Además de la recuperación del zinc se analizaron las recuperaciones de hierro,
cadmio y plomo, para saber el grado de disolución de los mismos y examinar las
posibles impurezas que puedan existir en los procesos posteriores a la lixiviación
de los polvos de acería.
En la tabla 3.22 se ilustra los resultados obtenidos de concentración y de
recuperación de los metales tanto en la solución fuerte (SF), como en la solución
de lavado (SL) de los diferentes agentes lixiviantes de concentración 150 g/L, con
los que se analizaron las influencia del agente lixiviante en pulpas diluidas. Los
mismos que se detallan en el anexo IV, fichas técnicas No. 25-27.
Tabla 3.22. Recuperación de hierro, plomo y cadmio en los ensayos de lixiviación en
pulpas diluidas con ácidos inorgánicos de concentración 150 g/L (1 % de sólidos,
tiempo=24 h, 750 rpm)
Solución
Concentración Recuperación Concentración Recuperación Concentración Recuperación
de Fe [mg/L]
de Pb [mg/L]
de Cd [mg/L]
de Fe [%]
de Pb [%]
de Cd [%]
H2SO4 SF
1 127,00
54,04
283,00
95,75
3,12
93,25
H2SO4 SL
195,45
5,21
19,40
3,65
0,25
4,15
HCl SF
592,50
28,56
3,85
1,31
3,10
92,98
HCl SL
196,70
5,24
4,15
0,78
0,34
5,64
HNO3 SF
487,00
23,76
272,50
93,84
3,09
93,84
HNO3 SL
60,45
1,61
17,55
3,30
0,19
3,08
SF: Solución fuerte
SL: Solución de lavado
El hierro alcanzó su máxima recuperación total en solución con el ácido sulfúrico,
la misma que fue de 59,3 %, en la solución fuerte se recuperó el 54,0 % con una
concentración de 1 127,0 mg/L. De igual manera, el plomo y el cadmio obtuvieron
sus máximos valores en la solución de ácido sulfúrico, se logró el 99,4 % de
recuperación total de plomo y el 97,4 % de cadmio.
98
Con el ácido clorhídrico y nítrico se logró una recuperación similar a la del hierro,
en promedio fue del 29,9 %. La extracción del plomo con el ácido clorhídrico
presentó un descenso, alcanzó el 2,1 % con una concentración 3,9 mg/L en la
solución fuerte, a diferencia del cadmio que obtuvo el 93,9 % y una concentración
de 3,1 %.
Ya que el ácido sulfúrico fue el agente lixiviante que logró la máxima recuperación
de zinc, por ser el más selectivo para extraer el metal contenido en los polvos de
acería, fue seleccionado para los ensayos que siguen y determinan las mejores
condiciones de recuperación del zinc.
3.2.2. INFLUENCIA
DEL
PORCENTAJE
DE
SÓLIDOS
Y
LA
CONCENTRACIÓN DE LA SOLUCIÓN EN LA LIXIVIACIÓN CON
ÁCIDO SULFÚRICO
En estos ensayos se varió, tanto la concentración del ácido sulfúrico en 50, 100 y
150 g/L, así como el porcentaje de sólidos en 10 y 30 %. Además se tomaron en
cuenta las recuperaciones obtenidas anteriormente en los ensayos al 1 % de
sólidos para realizar un análisis comparativo, todos los resultados se detallan en
el anexo IV, fichas técnicas No. 28-33.
La lixiviación se llevó a cabo en lecho agitado durante 24 h con una velocidad de
agitación de 750 rpm, posteriormente las pulpas se filtraron y analizaron por la
técnica de espectrofotometría de absorción atómica (AA) en un equipo AAnalist
300, además de realizar el respectivo balance metalúrgico para determinar la
concentración del zinc en cada una de las diferentes condiciones de operación.
3.2.2.1. Ensayos con concentración de la solución de 50 g/L, 1, 10 y 30 % de sólidos
El trabajo realizado con ácido sulfúrico de concentración 50 g/L y con los
porcentajes de sólidos que fueron de 1, 10 y 30 % (1, 10 y 30 g de polvos de
99
acería), reportaron los volúmenes, concentraciones, recuperaciones totales en
cada caso y que se muestran a continuación en la tabla 3.23 y se detallan en el
anexo IV, fichas técnicas No. 19, 28 y 29.
Tabla 3.23. Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido sulfúrico y
diferentes porcentajes de sólidos (concentración de ácido=50 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
% de
sólidos Volumen
[mL]
Solución fuerte
Solución de lavado
Concentración
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
Volumen Concentración
[mL]
de Zn [mg/L]
Recuperación
de Zn [%]
Recuperación
total de Zn
[%]
1,00
90,00
2 890,00
86,72
50,00
240,50
4,01
90,73
10,00
87,50
24 000,00
69,77
50,00
1 185,00
1,97
71,74
30,00
87,80
65 500,00
63,90
50,00
12 500,00
6,94
70,84
La recuperación de zinc con ácido sulfúrico 50 g/L, disminuyó a medida que se
aumentó el porcentaje de sólidos. Hubo una disminución de casi el 20,0 % en la
recuperación total, debido a que al existir mayor presencia de sólidos el ataque
ácido disminuye y hay mayor consumo de ácido; así el volumen de la solución
lixiviante también se reduce, en este caso bajó cerca del 2,5 %, por lo que una
mayor cantidad de ácido fue absorbido por la torta.
La reducción fue más notoria de 1 al 10 % y de 1 a 30 % de sólidos, entre el 10 y
30 % la diferencia fue de 0,9 %. La recuperación presentada con el uso de los
diferentes porcentajes de sólidos, se efectuó mayoritariamente en la solución
fuerte, en promedio cerca del 95,0 %.
3.2.2.2. Ensayos con concentración de la solución de 100 g/L, 1, 10 y 30 % de sólidos
En los ensayos que se efectuaron con ácido sulfúrico de concentración 100 g/L, a
diferentes porcentajes de sólidos (1, 10 y 30 %), se obtuvieron resultados que
siguieron la misma tendencia de los de la solución anterior.
A continuación, en la tabla 3.24 se muestran los valores de volumen,
concentración y recuperación del zinc alcanzados en el ensayo de la influencia del
100
porcentaje de sólidos en la lixiviación con ácido sulfúrico de concentración 100 g/L
y se detallan en el anexo IV, fichas técnicas No. 23, 30 y 31.
Tabla 3.24. Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido sulfúrico y
diferentes porcentajes de sólidos (concentración de ácido=100 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
Solución fuerte
Solución de lavado
Recuperación
% de
total de Zn
Volumen
Concentración
Recuperación
Volumen
Concentración
Recuperación
sólidos
[%]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
1,00
81,00
3 290,00
88,82
50,00
179,00
2,98
91,80
10,00
88,00
24 500,00
71,84
50,00
4 432,99
7,39
79,23
30,00
86,90
64 000,00
61,84
50,00
8 120,00
4,51
66,35
La disminución de la recuperación total de zinc desde 1 hasta 10 y 30 % de
sólidos, se representó en aproximadamente el 12,5 % en cada uno de los casos,
el mayor valor se obtuvo en la solución fuerte, cerca del 93,5 % se encontró en la
misma.
En cuanto al volumen de la solución también se redujo después de las 24 h de
lixiviación, esto ocurrió debido a la absorción que la torta efectuó por la mayor
presencia de muestra. La concentración del metal se incrementó en consecuencia
del aumento del porcentaje de sólidos.
3.2.2.3. Ensayos con concentración de la solución de 150 g/L, 1, 10 y 30 % de sólidos
El trabajo fue realizado con ácido sulfúrico de concentración 150 g/L y con la
variación de los porcentajes de sólidos en: 1, 10 y 30 % de sólidos (1, 10 y 30 g
de polvos de acería).
Se reportaron los volúmenes, concentraciones, recuperaciones totales de zinc en
cada uno de los porcentajes de sólidos y se pueden observar a continuación en la
tabla 3.25. Los resultados obtenidos se detallan en el anexo IV, fichas técnicas
No. 25, 32 y 33.
101
Tabla 3.25. Recuperación de zinc a partir de polvos de acería con ácido sulfúrico y
diferentes porcentajes de sólidos (concentración de ácido=150 g/L, tiempo=24 h, 750 rpm)
Solución fuerte
Solución de lavado
Recuperación
% de
total de Zn
sólidos Volumen Concentración Recuperación Volumen Concentración Recuperación
[%]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
[mL]
de Zn [mg/L]
de Zn [%]
1,00
90,00
3 165,00
94,75
50,00
278,00
4,62
99,47
10,00
83,00
25 500,00
70,65
50,50
5 500,50
9,18
79,73
30,00
86,00
66 500,00
63,63
50,00
32 000,00
17,80
81,43
La recuperación total de zinc con ácido sulfúrico 150 g/L, disminuyó con el
aumento del porcentaje de sólidos desde 1 hasta 10 y 30 %, la reducción fue de
19,6 y 17,9 %, respectivamente. En comparación con los ensayos anteriores, la
recuperación que se obtuvo al 30 % de sólidos fue mayor que la obtenida en el
ensayo al 10 % de sólidos.
De esta manera, con 30 % de sólidos se alcanzó el 81,4 % de zinc, de los cuales
el 63,6 % pertenecían a la solución fuerte. La solución de lavado recuperó 17,8 %,
a diferencia de los ensayos anteriores en donde fue menor al 10,0 %, esto quiere
decir que luego de la lixiviación en la torta se quedó zinc que se podía recuperar
con la influencia de un agente líquido.
3.2.2.4. Comparación de la recuperación de zinc con las diferentes concentraciones
del ácido sulfúrico y porcentajes de sólidos.
Las tres soluciones de ácido sulfúrico de diferentes concentraciones, alcanzaron
el mayor porcentaje de zinc total al trabajar con 1 % de sólidos, con esta se
sobrepasó el 90,0 % de la recuperación y en el caso del ensayo con la
concentración de 150 g/L se alcanzó casi el 100,0 %, esto se debió a que al existir
menos cantidad de muestra el ataque ácido es más intenso y se disuelve mayor
cantidad del metal.
En la figura 3.6, se pueden observar las recuperaciones totales de zinc que se
alcanzaron por cada una de las soluciones de ácido sulfúrico, cuyas
102
concentraciones variaron en 50, 100 y 150 g/L, en el análisis de la influencia del
porcentaje de sólidos.
Recuéración de zinc [%]
100
80
60
50 [g/L]
100 [g/L]
40
150 [g/L]
H2SO4
20
0
0
10
20
30
Cantidad de sólidos [%]
Figura 3.6. Recuperación de zinc con diferentes concentraciones de ácido sulfúrico y
variación del porcentaje de sólidos (tiempo = 24 h, 750 rpm)
Al trabajar al 10 % de sólidos las soluciones de 100 y 150 g/L, se alcanzaron
recuperaciones muy similares en promedio del 79,5 %, a diferencia de la solución
de 50 g/L que logró un valor inferior (71,7 %). En este punto se empezó a notar el
efecto que ejerce la presencia de sólidos en la lixiviación, al estar presente más
polvos de acería en la pulpa el ácido se consume más rápido y disminuye la
recuperación del metal.
Finalmente, con el 30 % de sólidos se obtiene la mayor recuperación (86,1 %) con
el ácido sulfúrico de concentración 150 g/L, las otras concentraciones recuperaron
valores inferiores al 70,8 %.
Se analizaron las condiciones de lixiviación, en especial las de 10 y 30 % de
sólidos, que son cantidades que se pueden emplear para obtener mayor
concentración del zinc debido a la cantidad de muestra presente. Se pudo
observar que el ensayo que se efectuó con solución de concentración de 150 g/L
y 30 % de sólidos alcanzó la máxima recuperación de zinc y una concentración de
66 500,0 mg/L.
103
3.2.3. INFLUENCIA DEL PERÓXIDO DE HIDRÓGENO (H2O2) EN LA
LIXIVIACIÓN DEL ÁCIDO SULFÚRICO (H2SO4) 150 g/L CON 30 % DE
SÓLIDOS
Al ser el ácido sulfúrico el mejor agente lixiviante para tratar polvos de acería, se
realizó un ensayo en el cual se adicionó 10 g/L de peróxido de hidrógeno a la
solución de ácido de concentración 150 g/L y se trabajó al 30 % de sólidos, para
analizar si al utilizar esta solución oxidante se podía lograr una mayor
recuperación del zinc total.
Los resultados obtenidos con la adición del peróxido de hidrógeno, conjuntamente
con los que se obtuvieron con la solución de ácido sulfúrico 150 g/L y 30 % de
sólidos, se ilustran a continuación en la figura 3.7 y se detallan en el anexo V,
ficha técnica No. 34.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
40
20
0
H2SO4
H2SO4
H2SO4
H2SO4 ++HH2O2
2O2
.
Figura 3.7. Recuperación de zinc en solución de ácido sulfúrico, con y sin adición de
peróxido de hidrógeno 10 g/L (30 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Como se puede observar, la solución que logró la mayor recuperación total del
zinc fue la que trabajó solo con ácido sulfúrico, se alcanzó el 81,4 %. A diferencia
de cuando se añadió peróxido de hidrógeno que disminuyó a 61,6 %, el efecto
que provocó el peróxido de hidrógeno en la lixiviación fue que el zinc no se
disuelva de la manera deseada y se quede en la torta.
104
3.2.4. CINÉTICA
DE
LA
LIXIVIACIÓN
CON
ÁCIDO
SULFÚRICO
A
DIFERENTES PORCENTAJES DE SÓLIDOS
Para los ensayos de cinética de la lixiviación, se utilizó ácido sulfúrico que fue el
agente lixiviante seleccionado, ya que presentó las mayores recuperaciones
totales de zinc. Se varió la concentración del ácido en 50, 100 y 150 g/L con
diferentes porcentajes de sólidos (1, 10 y 30 %), durante 24 h con una velocidad
de agitación de 750 rpm.
Al ser el 30 % de sólidos la mayor cantidad y con la cual se obtiene la mayor
concentración de zinc disuelto se procedió a tomar alícuotas a 0,5; 1,0; 1,5; 2,0;
3,0; 4,0; 5,0; 6,0; 7,0; 8,0; 10,0; 21,0 y 24,0 h; para los otros ensayos se omitieron
ciertos tiempos. Se analizó principalmente la recuperación del zinc y el tiempo en
el cual se obtuvo su máximo valor, además se estudió la recuperación del hierro,
plomo y cadmio cuyos resultados se detallan en el anexo VI en las fichas técnicas
No. 35-43.
3.2.4.1. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico y 1 % de sólidos
La máxima recuperación total de zinc en la lixiviación de los polvos de acería, se
alcanzó a las 24 h de operación (99,1 %) con el ácido sulfúrico de concentración
150 g/L.
A partir de las primeras 4 h de lixiviación se obtuvo el 89,2 % del metal, la misma
que representó el 90,0 % del total de zinc recuperado, desde la octava hora la
recuperación fue del 98,9 % y se mantuvo casi constante hasta el final del
proceso.
A continuación en la figura 3,8 se pueden observar las recuperaciones totales de
zinc que se alcanzaron con 1 % de sólidos a diferentes concentraciones del
agente lixiviante en diferentes tiempos. Los resultados se detallan en el anexo VI,
fichas técnicas No. 35-37.
105
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
50 g/L
100 g/L
40
150 g/L
H2SO4
20
0
0
3
6
9
12
Tiempo [h]
15
18
21
24
.
Figura 3.8. Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes concentraciones de ácido
sulfúrico (1 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
Al finalizar el proceso, con la solución de 50 g/L se recuperó el 81,8 % de zinc y
con la de 100 g/L, se alcanzó el 83,3 %. Los ensayos obtuvieron resultados muy
cercanos entre sí, pero menores al que se logró con la solución más concentrada
(150 g/L), se disminuyó en 16,6 % aproximadamente la recuperación total del
metal.
Además de la recuperación del zinc se evaluó al hierro, plomo y cadmio, cuyos
resultados se presentan a continuación y se detallan en el anexo VI, fichas
técnicas No. 35-37.
Las recuperaciones de los metales en la solución de 50 g/L fueron de: 20,1 % de
hierro, 2,2 % de plomo y 85,7 % de cadmio. El trabajo que se efectuó con el
agente de concentración 100 g/L, reportó que el hierro obtuvo prácticamente la
misma recuperación que en la solución anterior (20,2 %), el plomo y cadmio
también alcanzaron valores muy cercanos al ensayo de 50 g/L, se recuperaron:
2,1 % de plomo y 89,3 % de cadmio. Con el ácido sulfúrico de mayor
concentración (150 g/L), se logró el 33,3 % de hierro; 1,9 % de plomo y 81,4 % de
cadmio. La última solución (150 g/L) presentó valores superiores, sin embargo las
106
concentraciones dentro de la solución no son representativas, ya que son muy
pequeñas comparadas con la del zinc.
3.2.4.2. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico y 10 % de sólidos
Las mayores recuperaciones de zinc total se alcanzaron durante las primeras 8 h
de lixiviación, en cada una de las soluciones de diferente concentración. Sin
embargo, el máximo valor lo alcanzó el ácido sulfúrico de concentración 150 g/L,
que obtuvo el 98,4 % de zinc, seguido de la solución de 100 g/L (79,3 %) y
finalmente la de 50 g/L (63,7 %).
En la figura 3,9 se presentan las recuperaciones totales de zinc que se obtuvieron
con 10 % de sólidos y diferentes concentraciones de ácido sulfúrico (50, 100 y
150 g/L), durante 24 h de lixiviación. Los resultados se detallan en el anexo VI,
fichas técnicas No. 38-40.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
50 g/L
100 g/L
150 g/L
40
H2SO4
20
0
0
3
6
9
12
15
18
21
24
Tiempo [h]
Figura 3.9. Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes concentraciones de ácido
sulfúrico (10 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
107
En el ensayo con 10 % de sólidos, la obtención del zinc aumentó, conforme se
elevó la concentración del agente lixiviante. La diferencia de que hubo de
recuperación del metal entre cada una de las soluciones fue de aproximadamente
17,7 %.
Cabe recalcar que desde los primeros 30 min de operación, ya se alcanzó un
porcentaje representativo de zinc, sobrepasa el 70,0 % del total recuperado en el
caso de la solución de 150 g/L y del 88,0% en las soluciones de 50 y 100 g/L.
Se evaluaron también a otros metales, como el hierro, plomo y cadmio, cuyos
resultados se presentan a continuación y se detallan en el anexo VI, fichas
técnicas No. 38-40.
Se recuperó el 15,1 % de hierro, el 0,2 % de plomo y el 15,4 % de cadmio en la
solución de concentración 50 g/L. El ensayo que se realizó con 100 g/L, se
alcanzó 25,7 % de hierro, 0,2 % de plomo y 83,6 % de cadmio.
Las concentraciones de los metales se incrementaron conforme se aumentó la
concentración del agente lixiviante, así con ácido de 150 g/L se obtuvo 26,7 % de
zinc, 0,3 % de plomo y 98,8 % de cadmio, a pesar de que se reportan
recuperaciones altas para el cadmio su concentración en la solución es 888 veces
menor a la del zinc.
3.2.4.3. Ensayos de cinética de la lixiviación con ácido sulfúrico y 30 % de sólidos
La recuperación de zinc con 30 % de sólidos se incrementó con la concentración
del agente lixiviante, así los valores más altos se obtuvieron con la solución de
ácido sulfúrico 150 g/L y los menores con la de 50 g/L.
La máxima recuperación se alcanzó a las 6 h de operación (75,6 %) con el ácido
sulfúrico de concentración 150 g/L, valor que se consiguió nuevamente al final del
proceso (24 h).
108
En la figura 3,10 se pueden observar las recuperaciones totales de zinc que se
obtuvieron durante el ensayo de la cinética de la lixiviación con el 30 % de sólidos
y diferentes concentraciones de ácido sulfúrico (50, 100 y 150 g/L), durante 24 h
de operación a 750 rpm de velocidad de agitación. Los resultados se detallan en
el anexo VI, fichas técnicas No. 41-43.
Recuperación de zinc [%]
100
80
60
50 g/L
100 g/L
150 g/L
40
H2SO4
20
0
0
3
6
9
12
15
18
21
24
Tiempo [h]
Figura 3.10. Cinética de la lixiviación del zinc con diferentes concentraciones de ácido
sulfúrico (30 % de sólidos, tiempo = 24 h, 750 rpm)
En los primeros 30 min de operación se recuperó el 77,2 % del total recuperado,
las reacciones entre el agente lixiviante y los polvos de acería fueron dándose de
manera rápida hasta llegar a la sexta hora en donde se recuperó la mayor
cantidad del metal, tiempo que se tomó como de trabajo para los ensayos
posteriores.
La recuperación de zinc con 30 % de sólidos se incrementó con la concentración
del agente lixiviante, de esta manera los valores más altos se lograron con la
solución de ácido sulfúrico 150 g/L y los menores con la de 50 g/L. La máxima
recuperación total de zinc se alcanzó a las 6 h de operación (75,6 %) con el ácido
sulfúrico de concentración 150 g/L, valor que se obtuvo nuevamente al final del
ensayo (24 h).
109
En los primeros 30 min de operación se recuperó el 77,2 % del total recuperado,
las reacciones entre el agente lixiviante y los polvos de acería de dieron de
manera rápida hasta llegar a la sexta hora en donde se recuperó la mayor
cantidad del metal, tiempo que se tomó como de trabajo para los ensayos
posteriores.
Con el ácido sulfúrico de 50 g/L se logró el 58,1 % de zinc recuperado a la
séptima hora y con la solución de 100 g/L el 64,0 % a las 24 h, la disminución de
la recuperación con respecto al agente de concentración150 g/L fue de 17,5 %
(lixiviante de 50 g/L) y 11,6 % (lixiviante de 100 g/L).
Las recuperaciones del metal se reportaron menores a las obtenidas con 1 y 10 %
de sólidos, esto se debió a que a mayor cantidad de sólidos el ataque del agente
ácido disminuye. Pero por tener mayor cantidad de sólidos la concentración
aumenta, en la solución 150 g/L fue de 72 250 mg/L, a comparación con la de 1 %
de sólidos que fue de 3 350 mg/L y en la de 10 % de sólidos de 30 500 mg/L, en
el primer caso aumentó 21 veces y en el segundo 2,4 veces.
Además de la recuperación del zinc se evaluaron a otros metales, como el hierro,
plomo y cadmio, cuyos resultados se presentan a continuación y se detallan en el
anexo VI, fichas técnicas No. 41-43.
En la solución de 50 g/L se obtuvieron 12,2 % de hierro, 0,1 % de plomo y 68,0 %
de cadmio. Con el agente de concentración 100 g/L, el contenido de hierro se
incrementó (17,9 %), el plomo se mantuvo constante (0,1 %) y el cadmio
descendió (57,0 %). En el caso del ácido de 150 g/L, se recuperó el 19,6 % de
hierro; 0,1 % de plomo y 66,3 % de cadmio.
De manera general los valores que se obtuvieron ascendieron con respecto a la
concentración de la solución, a pesar de que el cadmio presentó un valor superior
al 50,0 % no es representativo para su recuperación, ya que la concentración fue
menor a 61 mg/L, pero si se presentó como una impureza.
110
3.3. RECUPERACIÓN DEL ZINC POR ELECTRÓLISIS
3.3.1. PREPARACIÓN DE LA MUESTRA
Con la solución procedente de la lixiviación del ácido sulfúrico 150 g/L con 30 %
de sólidos, se obtuvo un electrolito de sulfato de zinc que es óptimo para aplicar la
técnica de la electrólisis y obtener el metal en forma catódica. En un volumen
recuperado de 875 mL la concentración del zinc fue de 72 500 mg/L.
Primeramente, se eliminaron y disminuyeron impurezas de la solución, para
separar el cadmio presente se agregó zinc en polvo para que de esta manera
precipiten en conjunto los dos metales mediante la cementación. En inicio el
cadmio estaba presente en 62,5 mg/L con el efecto del polvo de zinc se redujo su
concentración a 0,28 mg/L.
La solución presentó un valor de pH muy bajo, entre 0,0 y 1,0; lo cual ocasionó un
impedimento para poder recuperar el zinc catódico, por tal razón se procedió a
elevar el pH a valores entre 4,5 y 5,0; esto se realizó adicionando hidróxido de
sodio a la solución. Debido a que el pH de la solución era muy ácido, para un
volumen de 875 mL de se añadieron 20,0 g en total de hidróxido de sodio de
grado analítico, se trabajó en diferentes vasos de precipitación mediante
agitación, hasta que se alcanzó el pH deseado.
3.3.2. ENSAYOS DE ELECTRÓLISIS
Se instaló el quipo para el ensayo, es decir, el reactor para electrólisis con los
ánodos de aluminio y cátodos de plomo, tal y como se explicó en la sección
2.3.2.2 de la metodología.
En principio se trató de realizar la electrólisis sin subir el pH de la solución, pero
se obtuvieron porcentajes de recuperación de zinc catódico casi nulos. En los
cátodos se adhirió el zinc, pero por poco tiempo (aproximadamente 5 min) y se
111
volvió a disolver en la solución, se podía apreciar como partículas estaban sobre
la solución, la extracción de zinc fue de solo 52,7 mg/L, lo que representó menos
del 1,0 % del zinc presente en el electrolito de sulfato de zinc.
A continuación, en la figura 3.11 se puede observar el cátodo utilizado en la
electrólisis de la solución de con su pH original (izquierda) y la pequeña cantidad
de metal depositado en ciertas partes. A diferencia del cátodo que se presenta
conjuntamente (derecha), con el cual se efectuó la electrólisis en las soluciones
que tenían el pH adecuado.
Figura 3.11. Cátodo de aluminio utilizado en electrólisis del zinc con pequeñas cantidades
del metal depositado
Se procedió a trabajar con el electrolito de sulfato de zinc con valores de pH entre
4,5 y 5,0; se armó el reactor de electrólisis y se procedió regular la intensidad de
corriente a 400 [A/m2], se fijó en 7,6 [A] de acuerdo al área de contacto que se
dispuso y que se explica en el anexo VII.
Durante la ejecución de la electrólisis, se puedo observa que la corriente pasó a
través de los electrodos, por medio del burbujeo que se generó entre cada una de
las placas. Además, se midió tanto la intensidad de corriente como el voltaje, a fin
de mantenerlos constantes durante el proceso, al igual que el pH de la solución.
En la tabla 3.26 se muestran los valores de intensidad de corriente, voltaje y pH
de la solución durante el ensayo.
112
Tabla 3.26. Valores de intensidad de corriente, voltaje y pH de la solución durante la
electrólisis de la solución de sulfato de zinc
Tiempo
[h]
Intensidad de
corriente
[A]
Voltaje
[V]
pH
0,00
7,60
7,92
5,00
0,25
7,50
6,90
5,00
0,50
7,57
6,71
5,00
0,75
7,46
6,64
5,00
1,00
7,58
6,64
5,00
2,00
7,51
6,46
4,50
3,00
7,49
6,44
4,50
4,00
7,40
6,37
4,50
5,00
7,20
6,14
4,50
6,00
7,00
5,96
4,50
7,00
6,85
5,95
4,50
8,00
6,87
6,00
4,50
9,00
6,85
5,84
4,50
10,00
6,84
5,84
4,50
Como se puede observar los valores se mantuvieron casi constantes durante el
proceso. Sin embargo, desde la quinta hora de trabajo se disminuyó la intensidad
de corriente debido a que la solución se evaporó y el área de contacto entre los
cátodos y la misma disminuyó. Por esta razón se redujo el paso de la corriente en
aproximadamente el 10,0 %.
Con respecto al pH de la solución, este descendió en la primera hora de trabajo a
4,5; valor en el cual se mantuvo a lo largo del ensayo con la adición de pequeñas
cantidades de hidróxido de sodio.
Con el valor de voltaje que se obtuvo de la intensidad de corriente, que en
promedio fue de 7,3 A, se procedió a realizar el cálculo del zinc catódico teórico
mediante la Ley de Faraday, es decir la cantidad total de metal que se debió
depositar en los cátodos en el proceso. De acuerdo al cálculo que se detalla en el
anexo VII. La cantidad de zinc catódico teórico fue de 88,7 g.
113
El peso de las placas aumentó en aproximadamente 1,1 g en las primeras 5 h, de
ahí en adelante el peso fue inferior, la disminución de debió a que la cantidad de
zinc presente en la solución se reducía, como se puede presenta en la tabla 3.27.
Tabla 3.27. Cantidad de zinc depositado en los cátodos durante la electrólisis
Tiempo
[h]
Zinc en cátodo 1 Zinc en cátodo 2
[g]
[g]
Zinc en cátodo 3
[g]
1,00
1,84
2,06
0,93
2,00
2,39
2,68
1,21
3,00
2,91
3,26
1,38
4,00
3,06
3,43
1,45
5,00
2,78
3,11
1,41
6,00
2,41
2,70
1,22
7,00
2,11
2,36
1,07
8,00
2,00
2,24
1,02
9,00
1,85
2,07
0,94
10,00
1,94
1,99
0,90
El cátodo que tuvo la mayor cantidad de metal depositado fue el número 2, ya que
este se encontraba situado en la mitad del reactor, el cátodo 3 tiene la menor
cantidad ya que se encontraba en el extremo y recibía corriente solo por una de
sus paredes. En total se recogieron 60,7 g de zinc catódico durante las 10 h de
trabajo.
De los resultados obtenidos, se conoce que el zinc catódico teórico fue de 88,7 g
y el experimental de 60,7 g. Por lo tanto, se determinó la eficiencia de la corriente
del ensayo de electrólisis, la misma que es la relación entre las cantidades
experimental y teórica obtenida del metal de interés. De esta manera, la eficiencia
de corriente para la recuperación de zinc catódico mediante su electrólisis fue del
68,5 %.
El zinc catódico que se adhirió a las placas durante el proceso de electrólisis y
que fue retirado cada 30 min en forma de láminas se puede observar a
continuación en la figura 3.12.
114
Figura 3.12. Zinc catódico procedente de la electrólisis, adherido a la placa de aluminio y
retirado de la misma
El material retirado de los cátodos se analizó mediante las técnicas de difracción
de rayos X (DRX) y microscopía electrónica de barrido (MEB - EDX). El análisis
mineralógico que se efectuó en el difractor de rayos X D8 Advance (Bruker axs),
reportó los resultados que se presentan en la tabla 3.28.
Tabla 3.28. Análisis mineralógico del zinc catódico mediante difracción de rayos X
(DRX)
Elemento
Contenido
[%]
Zinc
70,2
Lawsonbaverita
26,0
Geigerita
3,8
El análisis mineralógico reportó que la mayor parte de la muestra estaba
constituida por zinc metálico en un 70,2 %, además de la presencia de dos
elementos
complejos
que
fueron
la
lawsonbaverita
(Mn6.21Mg2.79Zn2(SO4)2(OH)22(H2O)8) en 26,0 % y 3,8% de geigerita
([Mn5(H2O)8(AsO3)(OH)]2(AsO4)2(H2O)2).
Para la determinación química del zinc catódico, se trabajó en el microscopio
electrónico de barrido MEB – EDX (Tescom - Bruker). El estudio se lo realizó con
600 aumentos en el lente del equipo, de esta manera se determinó los elementos
presentes en la muestra. Los resultados obtenidos en el análisis se pueden ver en
la tabla 3.29.
115
Tabla 3.29. Análisis químico del zinc catódico mediante microscopía electrónica de
barrido (MEB-EDX)
Elemento
Contenido [%]
Zinc
53,0
Oxígeno
29,5
Plomo
8,5
Hierro
3,4
Sodio
5,5
Como se puede observar en los resultados, el zinc se encuentra de manera
mayoritaria en el material recolectado de los cátodos (53,0 %). En cuanto al hierro
se encontraba en la solución, el sodio procedió de la solución de sosa que se
empleó para subir el pH y el plomo provino del desgaste de los ánodos.
La solución resultante de la electrólisis se analizó para comprobar la cantidad de
zinc en la misma. Con lo que se determinó que al finalizar el proceso, el electrolito
contenía 2 500 mg/L de zinc, es decir, el 3,5 % de lo que estaba presente en la
solución lixiviada; por lo que se recuperó más del 95,0 % del metal. Los valores
de concentración y porcentaje alcanzados, se presentan en la tabla 3.30.
Tabla 3.30. Concentración y porcentaje de zinc presentes en la solución durante la
electrólisis del zinc
Tiempo [h] Concentración de zinc [mg/L]
Cantidad de zinc presente
en la solución [%]
0,0
72 500,0
100,0
1,0
67 500,0
93,1
2,0
55 000,0
75,9
3,0
46 500,0
64,1
4,0
38 500,0
53,1
5,0
32 500,0
44,8
6,0
25 700,0
35,5
7,0
16 500,0
22,8
8,0
7 300,0
10,1
9,0
5 800,0
8,0
10,0
2 500,0
3,5
116
En cuanto a los ánodos de plomo que se emplearon en el proceso, estos
presentaron altos niveles de corrosión en forma de incrustaciones en toda su
superficie, por lo que para volver a utilizarlos se les tuvo que efectuar un lavado
ácido.
Uno de los ánodos de plomo corroídos producto del ensayo realizado y que se
emplearon en el reactor de electrólisis, se puede observar a continuación en la
figura 3.13
Figura 3.13. Ánodos de plomo corroídos después del proceso de electrólisis
3.3.3. FUSION DEL ZINC CATÓDICO
Debido a la presencia de impurezas que se indicaron tanto en el análisis químico
como mineralógico del zinc catódico, se procedió a fusionar el material para
obtener zinc metálico libre de impurezas.
La carga fundente se eligió, mediante ensayos realizados con virutas de zinc,
para lo cual se realizaron pruebas con cloruro de potasio y cloruro de amonio a
450 °C en una mufla eléctrica, se varió la cantidad de carga fundente con
respecto a la muestra y los resultados que se obtuvieron se muestran a
continuación en la tabla 3.31.
117
Tabla 3.31. Recuperación de zinc de la fusión con diferentes cargas fundentes
Carga fundente
Sal de cloro
-Cloruro de
amonio
Cloruro de
potasio
Fundente con relación
Recuperación
Muestra
Zinc
a la muestra
de zinc
recuperado [g]
[g]
Peso [g]
[%]
[%]
0,0
0,0
20,0
4,1
20,4
10,0
50,0
20,0
11,7
58,4
15,0
75,0
20,0
17,2
86,0
20,0
100,0
20,0
15,9
79,3
10,0
50,0
20,0
5,7
28,5
15,0
75,0
20,0
11,8
58,9
20,0
100,0
20,0
9,3
46,6
De acuerdo a los resultados obtenidos en los ensayos de fusión, se eligió el
cloruro de amonio (75,0 %), ya que con este se recuperó el 86,0 % del metal
Para la fusión primero se redujo manualmente el tamaño de la lámina del zinc
catódico y se agregó cloruro de amonio como carga fundente en la proporción
señalada anteriormente, como se puede observar en la figura 3.14.
Figura 3.14. Zinc catódico procedente de la electrólisis, adherido a la placa de aluminio y
retirado de la misma
En conjunto los materiales homogenizados se colocaron en un crisol de cerámica
y se llevaron a fusión en una mufla eléctrica a 450 °C durante 2 h, como resultado
de la operación se obtuvo zinc metálico como se puede observar a continuación
en la figura 3.15.
118
Figura 3.15. Zinc metálico resultado de la fusión del zinc catódico obtenido a partir de
polvos de acería
De los 60,7 g de zinc catódico se recuperaron 26,5 g de zinc metálico puro, es
decir el 43,7 %, el resto del material se separó conjuntamente con la escoria.
La disminución pudo deberse a que al ser los polvos de acería los residuos de un
proceso que trata materiales reciclados, la química y mineralogía de los mismo es
bastante variable y la solución lixiviada contenía impurezas que no pudieron ser
eliminadas; así pues, causaron interferencias en el proceso electrolítico y se
depositaron conjuntamente con el zinc catódico, pero finalmente en el proceso de
fusión pudieron ser eliminadas con la escoria y se obtuvo el metal deseado con
una pureza del 92,3 %, la misma que se analizó mediante microscopía electrónica
de barrido (MEB - EDX).
119
4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
4.1.
CONCLUSIONES
Los polvos de acería caracterizados químicamente por fluorescencia de rayos X
(FRX), presentaron un contenido de zinc del 30,0 %, hierro del 18,7 %, plomo del
2,7 % y cadmio del 0,03 %.
Se catalogaron a los polvos de acería como residuos tóxicos y peligrosos, debido
a que contienen metales pesados como el zinc (9 650 mg/L) y plomo (690 mg/L),
este último sobrepasa los estándares de la normativa U.S. EPA 40 CFR 261,24,
EPA 2003 en 685 mg/L.
Se determinó por difracción de rayos x (DRX), que mineralógicamente los polvos
de acería están constituidos por 39,0 % de zincita (ZnO) y 5,5 % de franklinita
(ZnFe2O4); además, de óxidos de hierro (magnetita, maghemita y hematita) en un
45,5 % y sales (halita y grupo plagioclasa) en 10,0 %.
Las recuperaciones de zinc en las lixiviaciones efectuadas con bases de
concentración 100 g/L y con 1 % de sólidos fueron de: 0,4 % con carbonato de
sodio, 0,01 % con amoníaco y 5,0 % con hidróxido de sodio.
El empleo del cianuro de sodio 20 g/L, demostró una gran selectividad entre el
agente lixiviante y el zinc contenido en los polvos de acería, con una recuperación
del 88,1 % del metal. La adición de carbón activado a la solución cianurada
disminuye el porcentaje hasta un 55,4 %.
Para los ácidos inorgánicos cuyas concentraciones fueron de 100 g/L, se
obtuvieron altas recuperaciones de zinc, con valores de 92,9 % para el ácido
clorhídrico, 91,8 % para el sulfúrico y 86,5 % para el nítrico, al emplear 1 % de
sólidos.
120
Los ácidos orgánicos de concentración 100 g/L, alcanzaron recuperaciones para
el zinc del: 79,6 % con el ácido tartárico, 81,1 % con el cítrico, 91,1 % con el
acético y 0,6 % con el oxálico.
Los ensayos con 150 g/L de agente lixiviante y 1 % de sólidos, reportaron los
mayores porcentajes de recuperación de zinc. El ácido sulfúrico obtuvo el 99,4 %,
seguido de los ácidos: clorhídrico (95,2 %), nítrico (87,6 %), tartárico (85,8 %) y
acético (84,4 %). El ácido sulfúrico fue seleccionado como el mejor agente
lixiviante (99,4 %).
El porcentaje de zinc que se obtuvo del ensayo con ácido sulfúrico 150 g/L y 30%
de sólidos, al mantener constante la concentración del ácido durante el proceso
fue de 75,6 % en un período de lixiviación de 6 h, el 77,2 % del total se alcanzó en
los primeros 30 min. Además, se recuperaron: hierro (16,9 %), plomo (0,1 %) y
cadmio (66,3 %).
En el proceso de electrólisis al utilizar una intensidad de corriente de 400 A/m 2
durante 10 h, con una eficiencia de corriente de 68,5 %, se recuperaron 60,7 g de
zinc catódico. De acuerdo al análisis mineralógico, el material contenía el 70,2 %
de zinc metálico, y 29,8 % de compuestos complejos (lawsonbaverita y geigerita).
En la fusión del zinc catódico al emplear como carga fundente cloruro de amonio
en un 75,0 % con relación a la cantidad de muestra, a 450 °C durante 2 h se
consiguieron 26,5 g de zinc metálico del 92,3 % de pureza.
4.2.
RECOMENDACIONES
Por los notables resultados obtenidos en la recuperación de zinc a partir de polvos
de acería con el empleo de la técnica de lixiviación con ácido sulfúrico, electrólisis
y fusión se recomienda implementar este tipo de procesos en industrias
productoras de acero.
121
Continuar el estudio de la recuperación de zinc con los ácidos: clorhídrico, acético
y tartárico; además del cianuro de sodio con carbón en pulpa, debido a los buenos
resultados alcanzados.
Realizar ensayos en planta piloto para la recuperación de zinc a partir de polvos
de acería con ácido sulfúrico, ya que los resultados obtenidos se efectuaron a
escala de laboratorio.
Evaluar la factibilidad de aplicar este estudio a nivel industrial, por medio de un
análisis económico que incluya un estudio de mercado.
122
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128
ANEXOS
129
ANEXO I
LÍMITES MÁXIMOS PERMISIBLES DE CONTAMINANTES SEGÚN
EL TULAS Y LA EPA
Los límites máximos permisibles de descargas al alcantarillado y analíticos para
un contaminante en el suelo normados por el TULAS. Así como los límites de
toxicidad de residuos peligrosos establecidos por la EPA 1 311, se muestran a
continuación.
Tabla A1. Límites de descargas al sistema de alcantarillado público, TULAS
Unidad
Límite máximo
permisible
Aceites y grasas
mg/L
100,0
Alkil mercurio
mg/L
No detectable
Acidos o bases que puedan causar contaminación,
sustancias explosivas o inflamables.
mg/L
Cero
Aluminio
mg/L
5,0
Arsénico total
mg/L
0,1
Bario
mg/L
5,0
Cadmio
mg/L
0,02
Carbonatos
mg/L
0,1
L/s
1.5 veces el caudal
promedio horario del
sistema de alcantarillado
Cianuro total
mg/L
1,0
Cobalto total
mg/L
0,5
Cobre
mg/L
1,0
Cloroformo
mg/L
0,1
Cloro Activo
mg/L
0,5
Cromo Hexavalente
mg/L
0,5
Compuestos fenólicos
mg/L
0,2
Demanda Bioquímica de Oxígeno (5 días)
mg/L
250,0
Demanda Química de Oxígeno
mg/L
500,0
Dicloroetileno
mg/L
1,0
Fósforo Total
mg/L
15,0
Parámetros
Caudal máximo
130
Tabla A2. Límites de descargas al sistema de alcantarillado público, TULAS
(continuación)
Hierro total
mg/L
25,0
Hidrocarburos Totales de Petróleo
mg/L
20,0
Manganeso total
mg/L
10,0
Materia flotante
Ausencia
Mercurio (total)
mg/L
0,01
Níquel
mg/L
2,0
Nitrógeno Total Kjedahl
mg/L
40,0
Plata
mg/L
0,5
Plomo
mg/L
0,5
Potencial de hidrógeno
pH
5,0-9,0
Sólidos Sedimentables
ml/l
20,0
Sólidos Suspendidos Totales
mg/L
220,0
Sólidos totales
mg/L
1 600,0
Selenio
mg/L
0,5
Selenio
mg/L
0,5
Selenio
mg/L
0,5
Temperatura
°C
< 40,0
Tensoactivos
mg/L
2,0
Tricloroetileno
mg/L
1,0
Tetracloruro de carbono
mg/L
1,0
Sulfuro de carbono
mg/L
1,0
Compuestos organoclorados (totales)
mg/L
0,05
Organofosforados y carbamatos (totales)
mg/L
0,1
Vanadio
mg/L
5,0
Zinc
mg/L
10,0
131
Tabla A3. Límites analíticos de detección para un contaminante en el suelo, parámetros
inorgánicos, TULAS
Unidades
(Concentración en peso seco)
Suelo
Arsénico (inorgánico)
mg/kg
5,0
Azufre (elemental)
mg/kg
250,0
Bario
mg/kg
200,0
Boro (soluble en agua caliente)
mg/kg
1,0
Cadmio
mg/kg
0,5
Cobalto
mg/kg
10,0
Cobre
mg/kg
30,0
Cromo Total
mg/kg
20,0
Cromo VI
mg/kg
2,5
Cianuro (libre)
mg/kg
0,3
Estaño
mg/kg
5,0
Flúor (total)
mg/kg
200,0
Mercurio
mg/kg
0,1
Molibdeno
mg/kg
2,0
Níquel
mg/kg
20,0
Plomo
mg/kg
25,0
Selenio
mg/kg
1,0
Vanadio
mg/kg
25,0
Zinc
mg/kg
60,0
Sustancia
132
Tabla A4. Límites de toxicidad de metales lixiviados mediante la metodología EPA 1 311
Elemento
Concentración máxima permisible
[mg/L]
Arsénico
5,0
Cromo total
5,0
Mercurio
0,2
Plomo
5,0
Selenio
1,0
Bario
100,0
Cadmio
1,0
Plata
5,0
Níquel 1
2,0
Níquel 2
2,0
Hierro
30,0
133
ANEXO II
FICHAS TÉCNICAS DE LA CARACTERIZACIÓN QUÍMICA Y
MINERALÓGICA DE LOS POLVOS DE ACERÍA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 1
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Caracterizar
químicamente
los
polvos
de
acería
mediante
espectrofotometría de absorción atómica (AA)
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
100 mg
Volumen de ácidos:
10 mL de ácido nítrico y 3 mL de ácido fluorhídrico
Volumen de aforo:
100 mL de agua destilada
Muestra 1
[%]
Muestra 2
[%]
Promedio
[%]
Zinc
33,89
33,36
33,63
Plomo
2,11
4,47
3,29
Cromo
0,16
0,08
0,12
Níquel
0,01
0,02
0,02
Cadmio
0,04
0,04
0,04
Elemento
134
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 2
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Caracterizar
químicamente
los
polvos
de
acería
fluorescencia de rayos X (DRX)
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
10 g
Elemento
Muestra 1 [%]
Muestra 2 [%]
Promedio [%]
Zn
30,15
29,75
29,95
Fe
18,95
18,45
18,70
LE
15,43
19,32
17,38
Mg
10,12
8,57
9,35
K
7,35
5,00
6,18
Cl
5,36
4,96
5,16
Pb
2,16
3,13
2,65
Si
2,22
2,73
2,48
S
1,86
2,20
2,03
Ca
1,84
2,04
1,94
Mn
1,59
1,79
1,69
Al
1,88
0,56
1,22
W
0,76
0,28
0,52
Cu
0,26
0,23
0,25
Cr
0,12
0,15
0,14
P
0,08
0,13
0,11
Ti
0,08
0,08
0,08
Sn
0,08
0,05
0,07
Bi
0,06
0,05
0,06
Cd
0,03
0,03
0,03
Sb
0,04
0,02
0,03
Ni
0,03
0,02
0,03
mediante
135
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 3
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Caracterizar mineralógicamente los polvos de acería
Condiciones de operación:
Muestra calcinada, resultados obtenidos del 95,0 % del material inicial
Fórmula
Muestra 1
[%]
Muestra 2
[%]
Promedio
[%]
Zincita
ZnO
40,0
38,0
39,0
Magnetita
Fe3O4
33,0
34,0
33,5
Maghemita
Fe2O3
12,0
10,0
11,0
Halita
NaCl
8,0
8,0
8,0
ZnFe2O4
4,0
7,0
5,5
(Na,Ca)Al(Si,
Al)Si2O8
2,0
2,0
2,0
Fe2O3
1,0
1,0
1,0
Mineral
Franklinita
Grupo plagioclasa
(albita, andesita,
anortita)
Hematita
136
ANEXO III
INFLUENCIA DEL AGENTE LIXIVIANTE EN PULPAS DILUIDAS
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 4
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 002,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Carbonato de sodio 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
84,00
50,00
901,75
SFuerte
SLavado
Relave
1 002,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
84,00
50,00
901,75
Cabeza
1 002,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
13,40
1,13
1,00
0,05
33,15
298,92
300,10
29,95
29,95
300,10
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,77
0,06
0,06
0,01
20,77
187,31
187,37
18,70
18,70
187,37
Recup.
[%]
0,38
0,02
99,61
100,00
Recup.
[%]
0,03
<0,01
99,96
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
47,50
3,99
3,20
0,16
2,48
22,40
26,55
2,65
2,65
26,55
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,93
0,08
0,08
0,04
0,24
0,22
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
15,03
0,60
84,37
100,00
Recup.
[%]
25,99
1,25
72,76
100,00
137
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 5
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 006,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Amoniaco 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
916,80
SFuerte
SLavado
Relave
1 006,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
916,80
Cabeza
1 006,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,24
0,02
0,01
0,01
32,86
301,28
301,30
29,95
29,95
301,30
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,01
0,01
0,01
0,01
20,52
188,12
188,12
18,70
18,70
188,12
Recup.
[%]
0,01
<0,01
99,99
100,00
Recup.
[%]
<0,01
<0,01
100,00
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,01
0,01
0,01
0,01
2,91
26,66
26,66
2,65
2,65
26,66
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,01
0,01
0,01
0,01
0,33
0,30
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
<0,01
<0,01
100,00
100,00
Recup.
[%]
0,27
0,17
99,57
100,00
138
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 6
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Hidróxido de sodio 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
85,00
50,00
975,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
85,00
50,00
975,00
Cabeza
1 001,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
138,00
11,73
65,85
3,29
29,21
284,78
299,80
29,95
29,95
299,80
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,88
0,07
0,12
0,01
19,19
187,11
187,19
18,70
18,70
187,19
Recup.
[%]
3,91
1,10
94,99
100,00
Recup.
[%]
0,04
<0,01
99,96
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
75,00
6,38
12,30
0,62
2,00
19,54
26,53
2,65
2,65
26,53
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,76
0,06
0,04
<0,01
0,24
0,23
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
24,03
2,32
73,65
100,00
Recup.
[%]
21,51
0,67
77,82
100,00
139
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 7
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,2 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Cianuro de sodio 5 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
pH de la solución:
10,5
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
85,00
50,00
737,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,20
Volumen
[mL],
Peso [mg]
85,00
50,00
737,00
Cabeza
1 001,20
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
1 480,00
125,80
85,00
4,25
23,04
169,81
299,86
29,95
29,95
299,86
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2,69
0,23
0,20
0,01
25,37
186,99
187,22
18,70
18,70
187,22
Recup.
[%]
41,95
1,42
56,63
100,00
Recup.
[%]
0,12
0,01
99,87
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
0,70
0,06
0,60
0,03
3,58
26,44
26,53
2,65
2,65
26,53
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2,46
0,21
0,12
0,01
0,12
0,09
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
0,22
0,11
99,66
100,00
Recup.
[%]
69,62
2,00
28,39
100,00
140
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 8
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 007,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Cianuro de sodio 10 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
pH de la solución:
10,5
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
81,00
50,00
888,20
SFuerte
SLavado
Relave
1 007,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
81,00
50,00
888,20
Cabeza
1 007,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 010,00
243,81
188,00
9,40
54,48
48,39
301,60
29,95
29,95
301,60
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
20,89
1,69
3,97
0,20
20,98
186,42
188,31
18,70
18,70
188,31
Recup.
[%]
80,84
3,12
16,04
100,00
Recup.
[%]
0,90
0,11
99,00
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
19,15
1,55
2,80
0,14
2,81
24,99
26,69
2,65
2,65
26,69
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,42
0,28
0,30
0,02
0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
5,81
0,52
93,66
100,00
Recup.
[%]
91,70
4,97
3,34
100,00
141
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 9
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Cianuro de sodio 20 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
pH de la solución:
10,5
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
86,00
50,00
774,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
86,00
50,00
774,00
Cabeza
1 001,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 990,00
257,14
139,00
6,95
46,14
35,71
299,80
29,95
29,95
299,80
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,36
0,29
0,52
0,03
24,14
186,87
187,19
18,70
18,70
187,19
Recup.
[%]
85,77
2,32
11,91
100,00
Recup.
[%]
0,15
0,01
99,83
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2,20
0,19
0,80
0,04
3,39
26,30
26,53
2,65
2,65
26,53
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2,63
0,23
0,23
0,01
0,08
0,06
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
0,71
0,15
99,14
100,00
Recup.
[%]
75,32
3,83
20,85
100,00
142
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 10
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Cianuro de sodio 10 g/L con carbón activado 5 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
pH de la solución:
10,5
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Carbón
activado
Cabeza
Volumen [ml],
Peso [mg]
81,00
50,00
708,00
5 007,00
2,65
132,55
44,21
29,95
299,80
100,00
29,95
299,80
1 001,00
Volumen [ml],
Muestra
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
Carbón
activado
Cabeza
ZINC
Peso
[mg]
85,05
2,63
79,58
Conc.
[mg/l], [%]
1050,00
52,50
11,24
81,00
50,00
708,00
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/l], [%]
[mg]
8,83
0,72
1,86
0,09
26,21
185,57
Recup.
[%]
28,37
0,88
26,54
Recup.
[%]
0,38
0,05
99,13
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/l], [%] [mg]
1,80
0,15
0,70
0,04
3,70
26,20
0,00
0,15
26,53
26,526
2,65
5
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/l], [%]
[mg]
2,69
0,22
0,23
0,01
0,01
0,07
2,65
Recup.
[%]
0,55
0,13
98,75
0,56
100,00
Recup
. [%]
72,60
3,83
23,58
5 007,00
0,02
0,81
0,43
0,00
0,00
0,00
187,19
187,19
100,00
0,03
0,03
0,30
0,30
100,00
1 001,00
18,70
18,70
143
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 11
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1009,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido oxálico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
874,80
SFuerte
SLavado
Relave
1 009,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
874,80
Cabeza
1 009,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
16,70
1,34
7,45
0,37
34,35
300,49
302,20
29,95
29,95
302,20
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
934,00
74,72
41,37
2,07
12,79
111,89
188,68
18,70
18,70
188,68
Recup.
[%]
0,44
0,12
99,43
100,00
Recup.
[%]
39,60
1,10
59,30
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
<0,01
0,01
<0,01
0,01
3,06
26,74
26,74
2,65
2,65
26,74
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
<0,01
0,01
<0,01
0,01
0,35
0,30
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
<0,01
<0,01
100,00
100,00
Recup.
[%]
0,03
0,02
99,96
100,00
144
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 12
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 006,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido tartárico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
82,00
50,00
893,70
SFuerte
SLavado
Relave
1 006,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
82,00
50,00
893,70
Cabeza
1 006,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 850,00
233,70
121,00
6,05
68,87
61,55
301,30
29,95
29,95
301,30
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
226,00
18,53
15,15
0,76
18,89
168,83
188,12
18,70
18,70
188,12
Recup.
[%]
77,56
2,01
20,43
100,00
Recup.
[%]
9,85
0,40
89,75
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
305,40
25,04
14,20
0,71
1,01
0,91
26,66
2,65
2,65
26,66
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,51
0,29
0,18
0,01
0,01
0,00
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
93,94
2,66
3,40
100,00
Recup.
[%]
95,37
2,98
1,65
100,00
145
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 13
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 009,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido cítrico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
874,80
SFuerte
SLavado
Relave
1 009,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
874,80
Cabeza
1 009,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 960,00
236,80
162,50
8,13
65,47
57,27
302,20
29,95
29,95
302,20
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
177,00
14,16
12,55
0,63
19,88
173,90
188,68
18,70
18,70
188,68
Recup.
[%]
78,36
2,69
18,95
100,00
Recup.
[%]
7,50
0,33
92,16
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
305,00
24,40
20,00
1,00
1,53
1,34
26,74
2,65
2,65
26,74
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,55
0,28
0,25
0,01
0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
91,25
3,74
5,01
100,00
Recup.
[%]
93,82
4,13
2,05
100,00
146
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 14
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 006,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido acético 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
83,00
50,00
883,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 007,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
83,00
50,00
883,00
Cabeza
1 007,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 185,00
264,36
159,00
7,95
29,98
26,47
298,78
29,67
29,67
298,78
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
208,00
17,26
4,55
0,23
19,35
170,82
188,31
18,70
18,70
188,31
Recup
. [%]
88,48
2,66
8,86
100,00
Recup
. [%]
9,17
0,12
90,71
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
275,00
22,83
18,15
0,91
0,93
0,94
24,67
2,45
2,45
24,67
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
2,98
0,25
0,26
0,01
0,05
0,04
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
92,52
3,68
3,81
100,00
Recup.
[%]
81,87
4,30
13,82
100,00
147
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 15
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 004,9 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido tartárico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
92,50
50,00
723,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 004,90
Volumen
[mL],
Peso [mg]
92,50
50,00
723,00
Cabeza
1 004,90
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 025,00
187,31
281,50
14,08
13,77
99,58
300,97
29,95
29,95
300,97
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
163,00
15,08
19,20
0,96
23,77
171,88
187,92
18,70
18,70
187,92
Recup.
[%]
62,24
4,68
33,09
100,00
Recup.
[%]
8,02
0,51
91,47
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
117,50
10,87
9,85
0,49
2,11
15,27
26,63
2,65
2,65
26,63
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,09
0,29
0,17
0,01
0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
40,81
1,85
57,34
100,00
Recup.
[%]
94,81
2,74
2,45
100,00
148
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 16
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 003,9 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido acético 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
93,00
50,00
741,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 003,90
Volumen
[mL],
Peso [mg]
93,00
50,00
741,00
Cabeza
1 003,90
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 570,00
239,01
104,00
5,20
76,19
56,46
300,67
29,95
29,95
300,67
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
105,00
9,77
6,71
0,34
23,97
177,63
187,73
18,70
18,70
187,73
Recup.
[%]
79,49
1,73
18,78
100,00
Recup.
[%]
5,20
0,18
94,62
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
220,00
20,46
18,55
0,93
7,04
5,22
26,60
2,65
2,65
26,60
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,16
0,29
0,12
0,01
<0,01
<0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
76,91
3,49
19,61
100,00
Recup.
[%]
97,58
1,91
0,51
100,00
149
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 17
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 004,9 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido tartárico 150 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
89,00
50,00
776,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 004,90
Volumen
[mL],
Peso [mg]
89,00
50,00
776,00
Cabeza
1 004,90
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 805,00
249,65
168,50
8,43
5,53
42,90
300,97
29,95
29,95
300,97
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
200,00
17,80
22,65
1,13
21,78
168,98
187,92
18,70
18,70
187,92
Recup.
[%]
82,95
2,80
14,25
100,00
Recup.
[%]
9,47
0,60
89,93
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
285,00
25,37
16,50
0,83
0,06
0,44
26,63
2,65
2,65
26,63
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2,98
0,26
0,17
0,01
<0,01
0,03
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
95,25
3,10
1,65
100,00
Recup.
[%]
87,83
2,82
9,35
100,00
150
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 18
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 002,7 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido acético 150 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
764,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 006,50
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
764,00
Cabeza
1 006,50
Cabeza
Muestra
ZINC
PLOMO
Conc.
Peso Recup.
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
[%]
[mg/L], [%] [mg]
2 745,00
247,05 81,95
200,00
18,00
145,50
7,28
2,41
13,80
0,69
6,17
47,12
15,63
1,04
7,98
301,45 100,00
26,67
29,95
2,65
29,95
301,45
2,65
26,67
HIERRO
CADMIO
Conc.
Peso Recup.
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
[%]
[mg/L], [%] [mg]
135,00
12,15
6,46
3,25
0,29
5,01
0,25
0,13
0,17
0,01
23,12
175,82 93,41
<0,01
<0,01
188,22 100,00
0,30
18,70
0,03
18,70
188,22
0,03
0,30
Recup.
[%]
67,49
2,59
29,93
100,00
Recup.
[%]
96,87
2,82
0,31
100,00
151
ANEXO IV
INFLUENCIA DEL PORCENTAJE DE SÓLIDOS EN LA
LIXIVIACIÓN CON ÁCIDO SULFÚRICO
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 19
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,4 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
740,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,40
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
740,00
Cabeza
1 001,40
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 890,00
260,10
240,50
12,03
37,56
27,79
299,92
29,95
29,95
299,92
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
654,00
58,86
174,00
8,70
16,17
119,70
187,26
18,70
18,70
187,26
Recup.
[%]
86,72
4,01
9,27
100,00
Recup.
[%]
31,43
4,65
63,92
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
282,50
25,43
18,50
0,93
0,25
0,19
26,54
2,65
2,65
26,54
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,17
0,29
0,27
0,01
<0,01
<0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
95,81
3,49
0,71
100,00
Recup.
[%]
94,97
4,41
0,62
100,00
152
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 20
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,5 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido clorhídrico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
86,00
50,00
760,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,50
Volumen
[mL],
Peso [mg]
86,00
50,00
760,00
Cabeza
1 001,50
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 985,00
256,71
149,00
7,45
47,09
35,79
299,95
29,95
29,95
299,95
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
579,00
49,79
77,90
3,90
17,58
133,59
187,28
18,70
18,70
187,28
Recup.
[%]
85,58
2,48
11,93
100,00
Recup.
[%]
26,59
2,08
71,33
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,80
0,33
3,00
0,15
3,43
26,06
26,54
2,65
2,65
26,54
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,28
0,28
0,16
0,01
0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
1,23
0,57
98,20
100,00
Recup.
[%]
93,74
2,58
3,68
100,00
153
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 21
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 002,8 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido nítrico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
701,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 002,80
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
701,00
Cabeza
1 002,80
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 780,00
250,20
259,00
12,95
53,05
37,19
300,34
29,95
29,95
300,34
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
399,50
35,96
79,55
3,98
21,05
147,59
187,52
18,70
18,70
187,52
Recup.
[%]
83,31
4,31
12,38
100,00
Recup.
[%]
19,17
2,12
78,71
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
270,00
24,30
19,75
0,99
1,84
1,29
26,57
2,65
2,65
26,57
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,19
0,29
0,27
0,01
<0,01
<0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
91,44
3,72
4,84
100,00
Recup.
[%]
95,43
4,40
0,16
100,00
154
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 22
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de los metales y evaluar influencia del
agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 000,5 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido nítrico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
876,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 000,50
Volumen
[mL],
Peso [mg]
80,00
50,00
876,00
Cabeza
1 000,50
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 075,00
246,00
266,00
13,30
46,06
40,35
299,65
29,95
29,95
299,65
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
605,00
48,40
150,70
7,54
14,97
131,16
187,09
18,70
18,70
187,09
Recup.
[%]
82,10
4,44
13,47
100,00
Recup.
[%]
25,87
4,03
70,10
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
300,00
24,00
16,20
0,81
1,94
1,70
26,51
2,65
26,51
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,09
0,25
0,25
0,01
0,05
0,04
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
90,52
3,06
6,42
100,00
Recup.
[%]
82,36
4,16
13,48
100,00
155
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 23
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,8 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
81,00
50,00
905,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,80
Volumen
[mL],
Peso [mg]
81,00
50,00
905,00
Cabeza
1 001,80
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 290,00
266,49
179,00
8,95
27,18
24,60
300,04
29,95
29,95
300,04
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
601,50
48,72
74,25
3,71
14,96
134,90
187,34
18,70
18,70
187,34
Recup.
[%]
88,82
2,98
8,20
100,00
Recup.
[%]
26,01
1,98
72,01
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
4,50
0,36
3,45
0,17
2,87
26,01
26,55
2,65
2,65
26,55
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,33
0,27
0,21
0,01
0,02
0,02
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
1,37
0,65
97,98
100,00
Recup.
[%]
89,75
3,49
6,76
100,00
156
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 24
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la influencia del agente lixiviante en los polvos de acería
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 001,0 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido clorhídrico 100 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
79,00
50,00
884,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 001,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
79,00
50,00
884,00
Cabeza
1 001,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 415,00
269,79
174,50
8,73
24,08
21,29
299,80
29,95
29,95
299,80
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
1 248,00
98,59
185,75
9,29
89,71
79,31
187,19
18,70
18,70
187,19
Recup.
[%]
89,99
2,91
7,10
100,00
Recup.
[%]
52,67
4,96
42,37
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
320,00
25,28
11,10
0,56
0,78
0,69
26,53
2,65
2,65
26,53
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,39
0,27
0,15
0,01
0,03
0,02
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
95,30
2,09
2,61
100,00
Recup.
[%]
89,18
2,50
8,32
100,00
157
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 25
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 003,8 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 150 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
810,0
SFuerte
SLavado
Relave
1 003,80
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,00
50,00
810,00
Cabeza
1 003,80
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3 165,00
284,85
278,00
13,90
0,23
1,89
300,64
29,95
29,95
300,64
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
1 127,00
101,43
195,45
9,77
9,45
76,51
187,71
18,70
18,70
187,71
Recup.
[%]
94,75
4,62
0,63
100,00
Recup.
[%]
54,04
5,21
40,76
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
283,00
25,47
19,40
0,97
0,02
0,16
26,60
2,65
2,65
26,60
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,12
0,28
0,25
0,01
<0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
95,75
3,65
0,60
100,00
Recup.
[%]
93,25
4,15
2,60
100,00
158
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 26
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 004,1 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido clorhídrico 150 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,50
50,00
780,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 004,10
Volumen
[mL],
Peso [mg]
90,50
50,00
780,00
Cabeza
1 004,10
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 955,00
267,43
378,50
18,93
1,84
14,38
300,73
29,95
29,95
300,73
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
592,50
53,62
196,70
9,84
15,94
124,31
187,77
18,70
18,70
187,77
Recup.
[%]
88,93
6,29
4,78
100,00
Recup.
[%]
28,56
5,24
66,20
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,85
0,35
4,15
0,21
3,34
26,05
26,61
2,65
2,65
26,61
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,10
0,28
0,34
0,02
<0,01
<0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
1,31
0,78
97,91
100,00
Recup.
[%]
92,98
5,64
1,37
100,00
159
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 27
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 002,7 mg
Porcentaje de sólidos:
1%
Agente lixiviante:
Ácido nítrico 150 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
91,50
50,00
790,00
SFuerte
SLavado
Relave
1 002,70
Volumen
[mL],
Peso [mg]
91,50
50,00
790,00
Cabeza
1 002,70
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
2 780,00
254,37
176,50
8,83
4,70
37,11
300,31
29,95
29,95
300,31
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
487,00
44,56
60,45
3,02
17,71
139,92
187,50
18,70
18,70
187,50
Recup.
[%]
84,70
2,94
12,36
100,00
Recup.
[%]
23,76
1,61
74,62
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
272,50
24,93
17,55
0,88
0,10
0,76
26,57
2,65
2,65
26,57
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
3,09
0,28
0,19
0,01
<0,01
0,01
0,30
0,03
0,03
0,30
Recup.
[%]
93,84
3,30
2,86
100,00
Recup.
[%]
93,84
3,08
3,09
100,00
160
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 28
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
1 0050,0 mg
Porcentaje de sólidos:
10 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
87,50
50,00
9230,00
SFuerte
SLavado
Relave
10 050,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
87,50
50,00
9230,00
Cabeza
10 050,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
24 000,00 2 100,00
1 185,00
59,25
9,22
850,73
3 009,98
29,95
29,95
3 009,98
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
2 610,00
228,38
794,52
39,73
17,46
1 611,25
1 879,35
18,70
18,70
1 879,35
Recup.
[%]
69,77
1,97
28,26
100,00
Recup.
[%]
12,15
2,11
85,73
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
5,30
0,46
2,41
0,12
2,88
265,74
266,33
2,65
2,65
266,33
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
25,00
2,19
9,26
0,46
<0,01
0,36
3,02
0,03
0,03
3,02
Recup.
[%]
0,17
0,05
99,78
100,00
Recup.
[%]
72,55
15,36
12,09
100,00
161
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 29
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
29 230,0 mg
Porcentaje de sólidos:
30 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 50 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL],
Peso [mg]
87,80
50,00
29 230,00
SFuerte
30 050,00
Volumen
[mL],
Peso [mg]
87,80
SLavado
Relave
50,00
29 230,00
Cabeza
30 050,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
65 500,00 5 750,90
12 500,00
625,00
8,98
2 624,08
8 999,98
29,95
29,95
8 999,98
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
5 935,00
521,09
1 420,00
17,20
18,70
18,70
71,00
5 027,26
5 619,35
5 619,35
Recup.
[%]
63,90
6,94
29,16
100,00
Recup.
[%]
9,27
1,26
89,46
100,00
PLOMO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
5,70
0,50
4,29
0,21
2,72
795,61
796,33
2,65
2,65
796,33
CADMIO
Conc.
Peso
[mg/L], [%] [mg]
52,00
4,57
9,26
0,01
0,03
0,03
0,46
3,99
9,02
9,02
Recup.
[%]
0,06
0,03
99,91
100,00
Recup.
[%]
50,64
5,14
44,22
100,00
162
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 30
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
10 020,0 mg
Porcentaje de sólidos:
10 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
88,00
50,00
9 050,00
Cabeza
10 020,00
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
88,00
50,00
9 050,00
Cabeza
10 020,00
ZINC
Conc.
[mg/L],
[%]
24 500,00
4 432,99
6,89
29,95
29,95
Conc.
[mg/L],
[%]
4 295,00
994,52
15,98
18,70
18,70
Peso
[mg]
PLOMO
Recup.
[%]
Conc.
[mg/L], [%]
71,84
7,39
20,77
100,00
5,30
2,41
2,93
2,65
2,65
Peso
[mg]
Recup.
[%]
Conc.
[mg/L], [%]
Peso
[mg]
Recup.
[%]
3 77,96
49,73
1 446,05
1 873,74
1 873,74
20,17
2,65
77,17
100,00
24,30
8,26
0,01
0,03
0,03
2,14
0,41
0,45
3,01
3,01
71,14
13,74
15,12
100,00
2 156,00
221,65
623,34
3 000,99
3 000,99
HIERRO
Peso
[mg]
0,47
0,12
264,94
265,53
265,53
CADMIO
Recup.
[%]
0,18
0,05
99,78
100,00
163
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 31
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
30 030,0 mg
Porcentaje de sólidos:
30 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
86,90
50,00
29 067,00
Cabeza
30 030,00
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
86,90
50,00
29 067,00
Cabeza
30 030,00
ZINC
Conc.
[mg/L],
[%]
64 000,00
Peso
[mg]
5 561,60
406,00
8 120,00
10,41
3 026,39
8 993,99
29,95
29,95
8 993,99
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L],
[mg]
[%]
9 455,00
821,64
2 965,00
148,25
15,98
4 645,72
5 615,61
18,70
18,70
5 615,61
PLOMO
Recup.
[%]
61,84
4,51
33,65
100,00
Recup.
[%]
14,63
2,64
82,73
100,00
Conc.
[mg/L],
[%]
5,70
3,93
2,74
2,65
2,65
Conc.
[mg/L],
[%]
52,00
9,26
0,01
0,03
0,03
Peso
[mg]
0,50
0,20
795,10
795,80
795,80
CADMIO
Recup.
[%]
0,06
0,02
99,91
100,00
Peso
[mg]
Recup.
[%]
4,52
0,46
4,03
9,01
9,01
50,16
5,14
44,70
100,00
164
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 32
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
10 003,2 mg
Porcentaje de sólidos:
10 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
83,00
50,00
9 230,00
Cabeza
10 003,20
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
83,00
50,00
9 230,00
Cabeza
10 003,20
ZINC
Conc.
[mg/L],
[%]
25 500,00
5 500,00
6,55
29,95
29,95
Conc.
[mg/L],
[%]
4 925,00
2 005,00
14,75
18,70
18,70
Peso
[mg]
PLOMO
Recup.
[%]
Conc.
[mg/L], [%]
70,65
9,18
20,18
100,00
6,20
4,10
2,86
2,65
2,65
Peso
[mg]
Recup.
[%]
Conc.
[mg/L], [%]
Peso
[mg]
Recup.
[%]
408,78
100,25
1 361,57
1 870,60
1 870,60
21,85
5,36
72,79
100,00
27,50
11,78
0,00
0,03
0,03
2,28
0,59
0,13
3,00
3,00
76,06
19,63
4,31
100,00
2 116,50
2 75,00
6 04,46
2 995,96
2 995,96
HIERRO
Peso
[mg]
0,51
0,21
264,37
265,08
265,08
CADMIO
Recup.
[%]
0,19
0,08
99,73
100,00
165
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 33
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
30 010,0 mg
Porcentaje de sólidos:
30 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
86,00
50,00
28 780,00
Cabeza
30 010,00
Muestra
Volumen
[mL],
Peso [mg]
SFuerte
SLavado
Relave
86,00
50,00
28 780,00
Cabeza
30 010,00
ZINC
Conc.
[mg/L],
[%]
66 500,00
32 000,00
5,80
29,95
29,95
Conc.
[mg/L],
[%]
9 468,00
2 964,60
16,15
18,70
18,70
Peso
[mg]
5 719,00
1 600,00
1 669,00
8 988,00
8 988,00
HIERRO
PLOMO
Recup.
[%]
63,63
17,80
18,57
100,00
Peso
[mg]
Recup.
[%]
8 14,25
148,23
4 649,39
5 611,87
5 611,87
14,51
2,64
82,85
100,00
Conc.
[mg/L],
[%]
4,80
3,07
2,76
2,65
2,65
Conc.
[mg/L],
[%]
85,00
9,92
<0,01
0,03
0,03
Peso
[mg]
0,41
0,15
794,70
795,27
795,27
CADMIO
Recup.
[%]
0,05
0,02
99,93
100,00
Peso
[mg]
Recup.
[%]
7,31
0,50
1,20
9,00
9,00
81,20
5,51
13,30
100,00
166
ANEXO V
INFLUENCIA DEL PERÓXIDO DE HIDRÓGENO (H2O2) EN LA
LIXIVIACIÓN DEL ÁCIDO SULFÚRICO (H2SO4) 150 g/L CON 30 %
DE SÓLIDOS
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
FICHA TÉCNICA No. 34
Muestra:
Polvos de acería
Objetivo:
Determinar la recuperación de zinc con diferentes concentraciones
de solución y porcentajes de sólidos.
Condiciones de operación:
Peso del mineral:
30 050,0 mg
Porcentaje de sólidos:
30 %
Agente lixiviante:
Ácido sulfúrico 150 [g/L] y peróxido de hidrógeno 10 g/L
Tiempo de lixiviación:
24 h
Velocidad de agitación:
750 rpm
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
Muestra
SFuerte
SLavado
Relave
Volumen
[mL], Peso
[mg]
87,00
50,00
2 892,00
SFuerte
SLavado
Relave
30 050,00
Volumen
[mL], Peso
[mg]
87,00
50,00
2 892,00
Cabeza
30 050,00
Cabeza
Muestra
ZINC
Conc.
Peso [mg]
[mg/L], [%]
60 000,00
5 220,00
6 500,00
325,00
119,47
3 454,98
8 999,98
29,95
29,95
8 999,98
HIERRO
Conc.
Peso
[mg/L], [%]
[mg]
12 725,00 1 107,08
1 984,00
99,20
152,59
4 413,08
5 619,35
18,70
18,70
5 619,35
PLOMO
Recup
Conc.
Peso
. [%] [mg/L], [%] [mg]
58,00
4,60
0,40
3,61
5,50
0,28
38,39
27,52
795,65
100,00
796,33
2,65
2,65
796,33
CADMIO
Recup.
Conc.
Peso
[%]
[mg/L], [%] [mg]
19,70
78,50
6,83
1,77
14,86
0,74
78,53
0,05
1,44
100,00
9,02
0,03
0,03
9,02
Recup.
[%]
0,05
0,03
99,92
100,00
Recup.
[%]
75,76
8,24
16,00
100,00
1%
Ácido sulfúrico 50 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
Volumen
añadido [mL]
2,8
1,6
0,7
0,3
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
Tiempo
[h]
0,5
1,0
2,0
3,0
4,0
6,0
8,0
21,0
24,0
2 750,0
2 700,0
2 700,0
2 550,0
2 240,0
2 000,0
1 900,0
1 650,0
940,0
415,0
440,0
380,0
345,0
490,0
395,0
390,0
275,0
245,0
4,2
4,1
4,1
3,9
3,5
3,5
3,2
3,6
3,0
2,9
2,9
3,0
2,9
3,0
2,8
2,7
3,0
3,0
Cd
80,4
78,9
78,9
74,6
64,9
58,0
55,1
48,2
27,5
1,4
1,4
1,4
1,3
1,4
1,2
1,2
0,9
0,5
SL
81,8
80,3
80,3
75,9
66,3
59,2
56,2
49,1
28,9
TOTAL
SF
Pb
Zn
Fe
Recuperación Zn [%]
Concentración [mg/L]
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
10 050,0 mg
Peso del mineral:
19,4
20,6
17,8
16,2
19,0
18,3
18,1
12,0
11,5
SF
0,7
0,7
0,6
0,6
1,2
1,2
1,2
0,5
0,4
SL
20,1
21,3
18,4
16,7
20,3
19,5
19,3
13,3
11,9
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 35
1,4
1,4
1,4
1,3
1,2
1,2
1,1
1,2
1,0
SF
0,8
0,8
0,8
0,7
0,5
0,5
0,4
0,7
0,6
SL
2,1
2,1
2,1
2,0
1,6
1,6
1,5
1,9
1,5
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
CINÉTICA DE LA LIXIVIACIÓN
ANEXO VI
85,5
85,8
86,1
83,2
87,4
81,0
78,1
86,4
86,7
SF
0,2
0,2
0,2
0,2
0,4
0,3
0,3
0,2
0,2
SL
85,7
86,0
86,3
83,4
87,7
81,4
78,4
86,6
86,9
TOTAL
Recuperación Cd [%]
167
1%
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
Volumen
añadido [mL]
5,5
4,6
1,4
1,4
0,5
0,0
0,0
0,0
0,0
Tiempo
[h]
0,5
1,0
2,0
3,0
4,0
6,0
8,0
21,0
24,0
2800,0
2750,0
2700,0
2600,0
2540,0
2500,0
2350,0
1850,0
1010,0
415,0
285,0
280,0
265,0
330,0
305,0
295,0
370,0
230,0
4,0
3,9
3,8
3,6
3,7
3,7
3,7
3,2
3,5
3,1
2,9
3,0
3,0
2,9
2,9
2,9
2,8
3,0
Cd
81,5
80,1
78,6
75,7
74,3
73,1
68,7
53,6
29,4
1,8
1,7
1,7
1,6
1,3
1,3
1,2
1,1
0,6
SL
83,3
81,8
80,3
77,3
75,6
74,4
69,9
54,7
30,0
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
10 090,0 mg
Peso del mineral:
19,4
13,3
13,1
12,4
15,5
14,3
13,8
17,2
10,7
SF
0,9
0,6
0,6
0,6
0,6
0,5
0,5
1,1
0,5
SL
20,2
13,9
13,6
12,9
16,0
14,8
14,3
18,3
11,2
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 36
1,3
1,3
1,3
1,2
1,2
1,2
1,2
1,1
1,2
SF
0,8
0,8
0,7
0,7
0,7
0,7
0,7
0,4
0,7
SL
2,1
2,1
2,0
1,9
1,9
1,9
1,9
1,5
1,8
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
88,6
85,2
87,5
88,4
84,6
85,5
85,8
81,3
86,9
SF
0,3
0,3
0,3
0,3
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
SL
89,3
85,5
87,8
88,7
84,8
85,7
86,0
81,6
87,3
TOTAL
Recuperación Cd [%]
168
1%
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
Volumen
añadido [mL]
8,5
4,1
2,1
1,3
0,6
0,0
0,0
0,0
0,0
Tiempo
[h]
0,5
1,0
2,0
3,0
4,0
6,0
8,0
21,0
24,0
3350,0
3345,0
3345,0
3150,0
3000,0
2950,0
2430,0
1950,0
715,0
705,0
700,0
540,0
465,0
455,0
255,0
240,0
4,2
4,2
4,1
3,7
4,1
4,3
3,5
3,5
3,2
Pb
2,8
2,9
2,9
2,9
3,0
3,0
2,8
2,9
2,9
Cd
97,1
97,0
97,0
91,3
87,4
85,9
70,7
56,8
39,2
2,0
2,0
2,0
1,9
1,9
1,9
1,5
1,2
0,8
SL
99,1
99,0
99,0
93,2
89,3
87,8
72,3
58,0
40,0
TOTAL
SF
285,0
Fe
Zn
1350,0
Recuperación Zn [%]
Concentración [mg/L]
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
10 080,0 mg
Peso del mineral:
33,2
32,7
32,5
25,1
21,7
21,2
11,9
11,2
13,2
SF
2,1
2,1
2,1
1,6
1,0
1,0
0,5
0,5
0,9
SL
35,3
34,8
34,6
26,7
22,7
22,2
12,4
11,7
14,1
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 37
1,4
1,4
1,3
1,2
1,4
1,4
1,2
1,2
1,1
SF
0,6
0,6
0,6
0,4
0,8
0,8
0,7
0,7
0,4
SL
2,0
2,0
1,9
1,6
2,2
2,2
1,9
1,9
1,5
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
81,0
85,1
84,5
83,9
88,1
88,1
82,6
85,8
83,3
SF
0,3
0,4
0,3
0,3
0,3
0,3
0,3
0,3
0,3
SL
81,3
85,5
84,8
84,2
88,4
88,4
82,9
86,1
83,6
TOTAL
Recuperación Cd [%]
169
10 %
Ácido sulfúrico 50 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
22,6
6,8
4,8
4,8
2,7
1,1
1,1
0,6
2,7
0,3
0,3
0,5
1,0
1,5
2,0
3,0
4,0
6,0
7,0
8,0
10,0
24,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
21000,0
20500,0
21000,0
20000,0
20000,0
20500,0
20000,0
19500,0
18000,0
19000,0
18500,0
2720,0
2610,0
2605,0
2560,0
2285,0
1995,0
1795,0
1605,0
1455,0
1270,0
236,0
5,1
5,3
5,4
5,5
5,7
5,9
5,6
5,8
4,0
3,0
2,1
25,0
25,0
25,0
25,0
22,5
22,5
20,0
22,5
20,0
17,5
12,5
Cd
61,7
60,2
61,7
58,8
58,8
60,2
58,8
57,3
52,9
55,8
54,4
2,0
2,0
2,0
1,9
1,9
2,0
1,9
1,9
1,7
1,8
1,8
SL
63,7
62,2
63,7
60,7
60,7
62,2
60,7
59,2
54,6
57,7
56,1
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
100,01 g
Peso del mineral:
12,8
12,3
12,3
12,0
10,8
9,4
8,4
7,6
6,8
6,0
1,1
SF
2,2
2,1
2,1
2,1
1,9
1,6
1,5
1,3
1,2
1,0
0,2
SL
15,0
14,4
14,4
14,1
12,6
11,0
9,9
8,9
8,0
7,0
1,3
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 38
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,1
0,1
0,1
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,1
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
73,3
73,3
73,3
73,3
66,0
66,0
58,7
66,0
58,7
51,3
36,7
SF
15,4
15,4
15,4
15,4
13,9
13,9
12,3
13,9
12,3
10,8
7,7
SL
88,8
88,8
88,8
88,8
79,9
79,9
71,0
79,9
71,0
62,1
44,4
TOTAL
Recuperación Cd [%]
170
10 %
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
32,1
5,5
1,4
1,4
1,4
2,5
2,5
1,4
1,4
0,9
0,9
0,5
1,0
1,5
2,0
3,0
4,0
6,0
7,0
8,0
10,0
24,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
785,0
24500,0 4685,0
24000,0 4655,0
24500,0 4465,0
24000,0 4385,0
23500,0 3480,0
21500,0 2935,0
21000,0 2895,0
21500,0 2825,0
21000,0 2765,0
20000,0 2245,0
19000,0
5,3
5,2
5,3
5,2
5,4
5,6
5,0
5,0
4,8
4,9
4,6
23,5
23,5
23,0
23,5
23,0
23,0
22,5
20,0
22,5
20,0
12,5
Cd
71,8
70,3
71,8
70,3
68,9
63,0
61,5
63,0
61,5
58,6
55,7
7,5
7,4
7,5
7,4
7,2
6,6
6,5
6,6
6,5
6,1
5,8
SL
79,3
77,7
79,3
77,7
76,1
69,6
68,0
69,6
68,0
64,8
61,5
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
100,26 g
Peso del mineral:
22,0
21,8
21,0
20,6
16,3
13,8
13,6
13,3
13,0
10,5
3,7
SF
2,7
2,7
2,6
2,5
2,0
1,7
1,7
1,6
1,6
1,3
0,5
SL
24,7
24,5
23,5
23,1
18,3
15,5
15,3
14,9
14,6
11,8
4,1
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 39
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
SF
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
SL
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
68,8
68,8
67,3
68,8
67,3
67,3
65,8
58,5
65,8
58,5
36,6
SF
14,9
14,9
14,6
14,9
14,6
14,6
14,3
12,7
14,3
12,7
7,9
SL
83,7
83,7
81,9
83,7
81,9
81,9
80,1
71,2
80,1
71,2
44,5
TOTAL
Recuperación Cd [%]
171
10 %
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
48,2
8,2
2,0
2,0
2,0
3,7
3,7
2,0
2,0
1,4
1,4
0,5
1,0
1,5
2,0
3,0
4,0
6,0
7,0
8,0
10,0
24,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
30500,0 4600,0
30000,0 4655,0
30500,0 4500,0
30000,0 4115,0
29000,0 3852,0
27500,0 3442,0
26500,0 2719,0
24500,0 2319,0
25000,0 2230,0
24500,0 1956,0
23500,0 1167,0
7,1
7,0
7,1
6,8
6,5
5,4
5,6
5,4
5,3
5,2
4,8
28,0
27,5
28,0
27,5
27,0
25,0
25,0
22,5
22,5
20,0
12,5
Cd
89,0
87,6
89,0
87,6
84,6
80,3
77,3
71,5
73,0
71,5
68,6
9,4
9,2
9,4
9,2
8,9
8,5
8,2
7,5
7,7
7,5
7,2
SL
98,4
96,8
98,4
96,8
93,6
88,7
85,5
79,0
80,7
79,0
75,8
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
100,1 g
Peso del mineral:
21,5
21,8
21,0
19,2
18,0
16,1
12,7
10,8
10,4
9,1
5,5
SF
5,2
5,3
5,1
4,7
4,4
3,9
3,1
2,6
2,5
2,2
1,3
SL
26,7
27,0
26,1
23,9
22,4
20,0
15,8
13,5
12,9
11,4
6,8
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 40
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
0,2
SF
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
SL
0,3
0,3
0,3
0,3
0,3
0,2
0,3
0,2
0,2
0,2
0,2
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
81,6
80,1
81,6
80,1
78,7
72,8
72,8
65,6
65,6
58,3
36,4
SF
17,3
17,0
17,3
17,0
16,7
15,4
15,4
13,9
13,9
12,3
7,7
SL
98,9
97,1
98,9
97,1
95,3
88,3
88,3
79,4
79,4
70,6
44,1
TOTAL
Recuperación Cd [%]
172
30 %
Ácido sulfúrico 50 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
22,6
19,2
19,1
19,1
10,9
8,8
6,8
6,8
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
4,0
5,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
54500,0 5665,0
51000,0 4880,0
52500,0 3560,0
51500,0 3567,5
50500,0 3575,0
53000,0 2015,0
39500,0 2450,0
18500,0 2100,0
7,4
8,0
5,5
4,2
2,9
7,5
4,6
4,2
62,5
60,0
65,0
67,5
70,0
65,0
55,0
45,0
Cd
52,5
49,1
50,5
49,6
48,6
51,0
38,0
17,8
2,1
2,0
2,1
2,0
2,0
2,1
1,6
0,7
SL
54,6
51,1
52,6
51,6
50,6
53,1
39,6
18,5
TOTAL
SF
Pb
Zn
Fe
Recuperación Zn [%]
Concentración [mg/L]
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,1 g
Peso del mineral:
8,7
7,5
5,5
5,5
5,5
3,1
3,8
3,2
SF
1,5
1,3
1,0
1,0
1,0
0,6
0,7
0,6
SL
10,3
8,9
6,5
6,5
6,5
3,7
4,4
3,8
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 41
0,1
0,1
0,1
0,0
0,0
0,1
0,1
0,0
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,0
0,1
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
SF
5,5
5,3
5,8
6,0
6,2
5,8
4,9
4,0
SL
68,0
67,8
68,2
68,4
68,7
68,2
67,3
66,4
TOTAL
Recuperación Cd [%]
173
30 %
Ácido sulfúrico 50 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
4,8
4,5
2,7
2,7
2,3
2,3
6,0
7,0
8,0
10,0
21,0
24,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
55500,0 6720,0
53000,0 6082,5
50500,0 5445,0
55500,0 6780,0
58000,0 6745,0
54500,0 5670,0
6,0
6,4
6,8
6,4
6,4
7,7
62,5
61,3
60,0
65,0
67,5
65,0
Cd
53,4
51,0
48,6
53,4
55,8
52,5
2,2
2,1
2,0
2,2
2,3
2,1
SL
55,6
53,1
50,6
55,6
58,1
54,6
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,1 g
Peso del mineral:
10,4
9,4
8,4
10,5
10,4
8,7
SF
1,8
1,7
1,5
1,9
1,8
1,5
SL
12,2
11,0
9,9
12,3
12,2
10,3
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 41 (continuación)
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
62,5
SF
5,5
5,4
5,3
5,8
6,0
5,8
SL
68,0
67,9
67,8
68,2
68,4
68,2
TOTAL
Recuperación Cd [%]
174
30 %
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
48,5
40,3
13,7
9,6
9,6
7,5
5,5
3,4
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
4,0
5,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
60000,0 9825,0
61500,0 9850,0
59000,0 9740,0
58500,0 9717,5
58000,0 9695,0
58000,0 9870,0
57500,0 9575,0
57000,0 9650,0
4,6
5,7
6,0
6,0
5,9
4,1
4,4
5,8
54,0
55,0
51,0
53,3
55,5
51,5
54,0
53,0
Cd
58,1
59,5
57,1
56,6
56,2
56,2
55,7
55,2
2,4
2,4
2,3
2,3
2,3
2,3
2,3
2,2
SL
60,5
62,0
59,4
58,9
58,4
58,4
57,9
57,4
TOTAL
SF
Pb
Zn
Fe
Recuperación Zn [%]
Concentración [mg/L]
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,03 g
Peso del mineral:
15,2
15,3
15,1
15,1
15,0
15,3
14,8
15,0
SF
2,7
2,7
2,7
2,7
2,6
2,7
2,6
2,6
SL
17,9
18,0
17,8
17,7
17,7
18,0
17,5
17,6
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 42
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,0
0,0
0,1
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
52,2
53,2
49,3
51,5
53,6
49,8
52,2
51,2
SF
4,8
4,9
4,5
4,7
4,9
4,6
4,8
4,7
SL
57,0
58,0
53,8
56,2
58,6
54,3
57,0
55,9
TOTAL
Recuperación Cd [%]
175
30 %
Ácido sulfúrico 100 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
3,4
3,4
3,4
3,4
3,4
3,4
6,0
7,0
8,0
10,0
21,0
24,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
63500,0 9795,0
63000,0 9857,5
62500,0 9920,0
62000,0 9740,0
62500,0 9510,0
61500,0 9820,0
5,3
5,4
5,4
4,9
6,2
5,3
54,0
54,3
54,5
53,0
56,5
54,0
Cd
61,5
61,0
60,5
60,0
60,5
59,5
2,5
2,5
2,5
2,4
2,5
2,4
SL
64,0
63,5
63,0
62,5
63,0
62,0
TOTAL
SF
Pb
Recuperación Zn [%]
Fe
Concentración [mg/L]
Zn
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,03 g
Peso del mineral:
15,2
15,3
15,4
15,1
14,7
15,2
SF
2,7
2,7
2,7
2,7
2,6
2,7
SL
17,9
18,0
18,1
17,8
17,3
17,9
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 42 (continuación)
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
52,2
52,4
52,7
51,2
54,6
52,2
SF
4,8
4,8
4,8
4,7
5,0
4,8
SL
57,0
57,2
57,5
55,9
59,6
57,0
TOTAL
Recuperación Cd [%]
176
30 %
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
750 rpm
Porcentaje de sólidos:
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
80,5
33,2
25,5
17,5
17,0
10,3
8,3
0,5
1,0
1,5
2,0
2,5
3,0
4,0
Tiempo
Volumen
[h]
añadido [mL]
67000,0 8800,0
68000,0 8420,0
67000,0 9017,5
66000,0 9615,0
64500,0 7220,0
62500,0 5900,0
56000,0 4000,0
4,7
4,9
5,0
5,0
3,7
2,5
0,5
62,5
60,0
61,3
62,5
60,0
62,5
57,5
Cd
65,2
66,2
65,2
64,3
62,8
60,9
54,5
4,6
4,7
4,6
4,5
4,4
4,3
3,8
SL
69,8
70,9
69,8
68,8
67,2
65,1
58,4
TOTAL
SF
Pb
Zn
Fe
Recuperación Zn [%]
Concentración [mg/L]
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,02 g
Peso del mineral:
13,7
13,1
14,1
15,0
11,3
9,2
6,2
SF
2,4
2,3
2,5
2,6
1,6
1,1
0,0
SL
16,1
15,4
16,5
17,6
12,9
10,3
6,2
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 43
0,1
0,1
0,1
0,1
0,0
0,0
0,0
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,0
0,0
TOTAL
Recuperación Pb [%]
DEPARTAMENTO DE METALURGIA EXTRACTIVA
ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL
60,8
58,3
59,5
60,8
58,3
60,8
55,9
SF
5,5
5,3
5,4
5,5
5,3
5,5
5,1
SL
66,3
63,7
65,0
66,3
63,7
66,3
61,0
TOTAL
Recuperación Cd [%]
177
Ácido sulfúrico 150 [g/L]
750 rpm
Agente lixiviante:
Velocidad de agitación:
3,8
3,8
3,8
3,8
3,8
3,8
7,0
8,0
10,0
21,0
24,0
Volumen
añadido
[mL]
4,2
6,0
5,0
Tiempo
[h]
72500,0
72250,0
72000,0
72500,0
70000,0
72500,0
69500,0
Zn
10720,0
10530,0
10340,0
10025,0
9300,0
9225,0
8225,0
Fe
4,9
4,7
4,4
5,1
5,0
5,1
4,8
Pb
Concentración [mg/L]
62,5
61,3
60,0
62,5
65,0
62,5
60,0
Cd
70,6
70,4
70,1
70,6
68,2
70,6
67,7
SF
5,0
5,0
4,9
5,0
4,8
5,0
4,8
SL
75,6
75,3
75,0
75,6
73,0
75,6
72,4
TOTAL
Recuperación Zn [%]
30 %
Porcentaje de sólidos:
Resultados obtenidos y balance metalúrgico
300,02 g
Peso del mineral:
16,7
16,4
16,1
15,6
14,5
14,4
12,8
SF
2,9
2,9
2,8
2,7
2,5
2,5
2,3
SL
19,6
19,3
18,9
18,4
17,0
16,9
15,1
TOTAL
Recuperación Fe [%]
Determinar el tiempo en el que se obtiene la máxima recuperación de zinc.
Condiciones de operación:
Objetivo:
FICHA TÉCNICA No. 43 (continuación)
0,1
0,1
0,0
0,1
0,1
0,1
0,1
SF
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
0,0
SL
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
0,1
TOTAL
Recuperación Pb [%]
60,8
59,5
58,3
60,8
63,2
60,8
58,3
SF
5,5
5,4
5,3
5,5
5,8
5,5
5,3
SL
66,3
65,0
63,7
66,3
69,0
66,3
63,7
TOTAL
Recuperación Cd [%]
178
179
ANEXO VII
ENSAYOS DE ELECTRÓLISIS DEL ZINC
Cálculo de la intensidad de corriente que se aplica en el reactor de
electrólisis
De acuerdo a bibliografía (Sinclair, 2005), la intensidad de corriente con la que se
trabaja para realizar la electrólisis del zinc es de 400 A/m 2. El área de contacto de
los electrodos, en donde se deposita el zinc catódico en el reactor fue la siguiente:
0,05 m2 x 0,0706 m2, por 5 lados en donde se depositó el material.
‫ ݁ݐ݊݁݅ݎݎ݋ܿ݁݀݀ܽ݀݅ݏ݊݁ݐ݊ܫ‬ൌ ͶͲͲ
‫ܣ‬
ൈ ሺͲǡͲͷ݉ ൈ ͲǡͲ͹͸݉ሻ ൈ ͷ ൌ ͹ǡ͸‫ܣ‬
݉ଶ
La corriente que se necesitó para efectuar la electrólisis del zinc en este caso fue
de 7,6 A, la misma que se fue disminuyendo desde la quinta hora se disminuyó el
valor debido a se evaporó una pequeña cantidad de la solución.
Cálculo de la cantidad de zinc catódico teórico de acuerdo a la Ley de
Faraday
Para determinar la cantidad de zinc catódico teórico, que se debería de obtener
depositados en los cátodos de aluminio se sigue la Ley de Faraday:
݉
ൌ
ூൈ௧ൈெ
௡ൈி
Donde:
m:
es la masa que se deposita [g]
I:
es la intensidad de corriente: 7,27 [A]
t:
es el tiempo que pasa la corriente: 10 [h]=36 000 [s]
180
M:
es el peso molecular del material que se deposita: 65,37 [g/gmol]
n:
es el número de electrones por mol: 2
F:
es la constante de Faraday = 96 500 [C/mol]
Entonces:
݉ ൌ
͹ǡʹ͹‫ ܣ‬ൈ ͵͸ͲͲͲ‫ ݏ‬ൈ ͸ͷǡ͵͹݃Ȁ݈݃݉
ൌ ͺͺǡ͸ͷܼ݃݀݁݊ܿܽ‫݋ܿ݅݀×ݐ‬
ʹ ൈ ͻ͸ͷͲͲ‫ܥ‬Ȁ݉‫݈݋‬