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 ʹܱଶሺሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ [1.5] ͵ܼ݊ܵሺ௦ሻ ͷǡͷܱଶሺሻ ൌ ܼܱ݊Ǥ ʹܼܱ݊ܵସሺ௦ሻ ܱܵଶሺሻ [1.6] ܼ݊ܵሺ௦ሻ ͳǤͷܱଶሺሻ ൌ ܼܱ݊ሺ௦ሻ ܱܵଶሺሻ [1.7] ܼ݊ܵሺ௦ሻ ܱଶሺሻ ൌ ܼ݊ ሺ௦ሻ ܱܵଶሺሻ [1.8] ܼܱ݊ܥଷሺ௦ሻ ൌ ܼܱ݊ሺ௦ሻ ܱܥଶሺሻ [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 ܱܵସሺሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺሻ ܪଶ ܱሺሻ [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 ܱሺሻ ൌ ܼܱ݊ܵସ Ǥ ͵ܼ݊ሺܱܪሻଶሺሻ ͵ܪଶ ܱܵସሺሻ [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 ܱሺሻ ൌ ܼ݊ሺܱܪሻଶሺሻ ܪଶ ܱܵସሺሻ [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 ܱܵସሺሻ ൌ ʹܼܱ݊ܵସሺሻ ܪଶ ܱܵ݅ସሺሻ [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 ܱሺሻ ଶ ܱଶሺሻ ൌ ʹ݁ܨሺܱܪሻଷሺሻ ʹܼ݊ሺሻ [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 ܱܵସሺሻ ൌ ܼܱ݊ܵସሺሻ ݁ܨଶ ሺܱܵସ ሻଷሺሻ Ͷܪଶ ܱሺሻ [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 ൌ െͲǡܸ Ánodo: ଵ ଶ ା ܱଶሺሻ ʹܪሺሻ ʹ݁ ି ൌ ܪଶ ܱሺሻ 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 ܱܥሺሻ ൌ ܼ݊ሺ௦ሻ ܱܥଶሺሻ [1.21] ܥሺ௦ሻ ܱܥଶሺሻ ൌ ܱܥሺሻ [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] ܾܲܵሺሻ ʹܱଶሺሻ ൌ ܾܱܲܵସሺሻ [1.25] ܱܥሺሻ ܱ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 BIBLIOGRAFÍA 1. Acevedo, F. y Gentina, J., 2005, “Fundamentos y perspectivas de las tecnologías biomineras”, Ediciones Universitarias de Valparaíso, Valparaíso, Chile, pp.19-20. 2. 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A. y Herrero, A., 2009, “Diseño de un modelo industrial para la recuperación de metales en P.D.H de Acerías”, http://www.uca.es/dpto/ C120/ficheros/dpto/C120/ficheros/ponencias/maparron_2, (Marzo, 2011). 45. Román, O., 1992, “Introducción a la recuperación y reciclaje de metales no férreos”, Editorial Instituto Tecnológico Geomine, Madrid, España, pp. 184-187. 46. Sancho, J., Verdeja, L. y Ballester, A., 2000 “Metalurgia extractiva: Fundamentos”, volumen I, Editorial Síntesis S.A., Madrid, España, p. 261. 127 47. Sancho, J., Verdeja, L. y Ballester, A., 2001 “Metalurgia extractiva: Procesos de obtención”, volumen II, Editorial Síntesis S.A., Madrid, España, pp. 330, 332, 344, 355, 356, 359, 361. 48. Sinclair, R J., 2005, “The extractive metallurgy of zinc”, 1era edición, publicado por The AusIMM, Melbourne, Australia, pp. 19-22, 57, 59-62, 93, 94, 97, 113, 114, 142. 49. Gobierno de la República del Ecuador, Texto Unificado de la Legislación Secundaria del Ministerio del Ambiente, publicado el 31 de marzo de 2003 en la Edición Especial No. 2 del Registro Oficial por Decreto Presidencial No. 3516, (TULAS, libro VI, título V y anexo VII). 50. Unctad, 2010, “Zinc: Producción”, http://www.unctad.org/infocomm/ espagnol/zinc/mercado.htm, (Diciembre, 2011) 51. Worldsteel Association, 2011, “Crude steel production”, http://www.world steel.org/statistics/crude-steel-production.html, (Enero, 2012). 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. ݁ݐ݊݁݅ݎݎܿ݁݀݀ܽ݀݅ݏ݊݁ݐ݊ܫൌ ͶͲͲ ܣ ൈ ሺͲǡͲͷ݉ ൈ ͲǡͲ݉ሻ ൈ ͷ ൌ ǡܣ ݉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 ൌ ͺͺǡͷܼ݃݀݁݊ܿܽܿ݅݀×ݐ ʹ ൈ ͻͷͲͲܥȀ݈݉