INSTITUTO POLITECNICO NACIONAL
Escuela Superior de Ingeniería Química e Industrias Extractivas.
Posgrado en Metalurgia y Materiales
“ESTUDIO TERMODINÁMICO DE LIXIVIACIÓN DE UN CONCENTRADO DE GALENA A ELEVADA PRESIÓN Y
TEMEPERATURA CON ÁCIDO NÍTRICO”
T E S I S QUE PARA OBTENER EL GRADO DE: MAESTRO EN CIENCIAS CON ESPECIALIDAD EN EN INGENIERIA METALURGICA Y MATERIALES P R E S E N T A : Ing. ROBERTO ZÁRATE GUTIÉRREZ
DIRECTOR DE TESIS:Dr. FRANCISCO JAVIER JUÁREZ ISLAS CO-DIRECTOR DE TESIS:Dr. RODOLFO MORALES DAVILA
MÉXICO D.F. FEBRERO 2007
I RESUMEN
La mayoría de la producción mundial de plomo se origina del tratamiento en
el horno de soplo y sinterización de concentrado de Galena. El polvo rico en
plomo y emisiones de gases emanados de las plantas es un problema
persistente, y la dilución de gases de SO2 del sinter son problemas de gran
dificultad y los procesos anticontaminantes son costosos. Hay algunas razones
para que el cambio de tecnología sea necesario. La primera es el crecimiento de
las restricciones sobre la descarga de los desechos gaseosos, sólidos y líquidos
de las plantas metalúrgicas. La segunda es necesario el uso de menas las cuales
no pueden ser tratadas por los procesos usados convencionalmente en el
presente. Por lo anterior se pretende obtener una vía alterna basado en las
soluciones de [HNO3, Ca(NO3)2] para la obtención del plomo metálico, así como
sus diferentes compuestos purificados de plomo como PbSO4 y PbO2.
La experimentación se efectuó en un reactor a presión (AUTOCLAVE) de 2
L de capacidad. Las variables de estudio son la temperatura (373.15 – 413.15 K),
velocidad de agitación (300 – 700 rpm), adición de agentes catalizadores, presión
de O2 (10 – 20 atm), concentración de ácido nítrico ([0.18M]-[2M]) y tiempo (4
horas). Se estudio la parte Termodinámica construyendo los diagramas
estabilidad para los sistemas Pb(II)-HNO3, Ag(I)-HNO3. Por otro lado para la
lixiviación de galena y argentita con ácido nítrico, se parte de los diagramas E-pH
de los sistemas N-H2O, S-H2O, Pb-H2O, Pb-N-H2O, Pb-S-H2O y de ahí se partió
para construir los sistemas Pb-N-S-H2O y Ag-N-S-H2O. Las reacciones propuestas
para la lixiviación de Galena y Argentita con HNO3 son:
2PbS(S)+2NO3-+4H++O2(g) Pb2++S(S)+PbSO4(S)+2NO(g)+2H2O(l)
ΔG413.15=-737.824 kJ mol-1
2Ag2S(S)+2NO3-+4H++5O2(g)+4e 2AgSO4
-+Ag2SO4(S)+2NO(g)+2H2O(l)
ΔG413.15= -1,890.230 kJ mol-1
II ABSTRACT
The majority of the world´s lead production originates from the sinter plant-
blast furnace treatment of Galena concentrate. The rich powder in lead and
emission of gases emanate from the plants is a persistent problem, and the gas
dilution of SO2 of the sinter they are problems of great difficulty and the processes
antipollutants are costly. There are some reasons in order that the change of
technology is necessary. The first one is the growth of the restrictions on the
unloading of the gaseous, solid and liquid tailing of the metallurgical plants. The
second one is necessary the use of ores which cannot be treated by the processes
used conventional in the present. For the previous thing one tries to obtain an
alternate route based on the solutions of [HNO3, Ca(NO3)2] for the obtaining of the
metallic lead, as well as it´s different compounds purified of lead as PbSO4 and
PbO2.
The experimentation was carried out in a reactor to (AUTOCLAVE) pressure
of 2 L of capacity. The variables of study were the temperature (373.15 - 413.15
K), agitation speed (300 - 700 rpm), agents' addition catalysts, pressure of O2 (10 -
20 atm), concentration of nitric acidic ([0.18M] - [2M]) and time (4 hours). It´s were
study the Thermodynamic part constructing the graphs stability for the systems
Pb(II)-HNO3, Ag(I)-HNO3. On the other hand for the leaching of Galena and
Argentita with nitric acidic, it were part of the graphs E-pH of the systems N-H2O,
S-H2O, Pb-H2O, Pb-N-H2O, Pb-S-H2O and of there it were to construct the systems
Pb-N-S-H2O and Ag-N-S-H2O. The reactions proposed for the leaching of Galena
and Argentita with HNO3 are:
2PbS(S)+2NO3
-+4H++O2(g) Pb2++S(S)+PbSO4(S)+2NO(g)+2H2O(l)
ΔG413.15=-737.824 kJ mol-1
2Ag2S(S)+2NO3-+4H++5O2(g)+4e 2AgSO4
-+Ag2SO4(S)+2NO(g)+2H2O(l)
ΔG413.15= -1,890.230 kJ mol-1
III INDICE
Pagina
RESUMEN I ABSTRACT II INDICE III LISTA DE TABLAS IV LISTA DE FIGURAS V LISTA DE GRAFICAS VI LISTA DE DIAGRAMAS VII NOMECLATURA VIII I. INTRODUCCIÓN 1 1.1 El plomo y sus aplicaciones. 1 1.2 Objetivos. 4 1.3 Justificación. 4 II. ANTECEDENTES 5 2.1 Proceso convencional para la obtención de plomo a partir de galena 6 2.1.1 Diagrama de flujo del proceso convencional para la
obtención de plomo a partir de galena 6 2.1.2 Tostación de concentrados de plomo 6 2.1.3 Fusión de concentrados de plomo en horno de cuba 8 2.1.4 Productos del horno de cuba de plomo 9 2.1.5 Ablandamiento del bullión base 11 2.1.6 Desplatado del bullión base 11 2.2 Proceso Parkes para la obtención de plata de menas
de plomo 13 2.2.1 Cincado 13 2.2.2 Afino 14 2.2.3 Destilación 15 2.2.4 Copelación 15 2.2.5 Afino continuo del plomo 17 2.3 Proceso Jarosita 17 2.3.1 Desarrollo de los procesos de tratamiento de
residuos hidrometalúrgicos 20 2.3.2 Ventajas y desventajas del Proceso Jarosita 22 III. HIDROMETALURGIA DEL PLOMO 24 3.1 Mineralogia 24 3.2 Hidrometalurgia del plomo con ácido clorhídrico y
III INDICE
cloruro ferrico 27 3.3 Hidrometalurgia del plomo con nitratos 30 IV. ESTUDIO TERMODINÁMICO 35 4.1 Construcción de diagramas de distribución de especies 35 4.2 Datos termodinámicos 37 4.3 Distribución de especies durante la lixiviación 39 4.4 Construcción de los diagramas pourbaix (E-pH) del
sistema Pb-N-S-H2O a diferentes temperaturas 44 4.4.1 Actividad de los iones hidrógeno 46 4.5 Estudió termodinámico de lixiviación de galena con
acido nítrico 51 4.6 Estudio Termodinámico de Lixiviación ácida con HNO3
a elevada presión y temperatura. 52 V. DESARROLLO EXPERIMENTAL 60 5.1 Materiales y reactivos 60 5.1.1 Concentrado de plomo 60 5.1.2 Reactivos 60 5.2 Secuencia de la experimentación 61 5.3 Diagrama del proceso 62 5.4 Equipo 63 5.5 Establecimiento de las condiciones de experimentación 65 5.6 Metodología para la caracterización de las muestras 67 5.6.1 Espectrofotometría de absorción atómica 67 5.6.2 Difracción de rayos X 67 5.6.2 Microscopio Electrónico de Barrido (MEB) 68 VI. RESULTADOS Y ANALISIS 69 6.1 Caracterización mineralogica 69 6.1.1 Análisis químico 69 6.1.2 Análisis granulométrico 70 6.2 Difracción de rayos X 71 6.3 Reconstrucción mineralógica 72 6.4 Pruebas de lixiviación 72
III INDICE
6.5 Diseño factorial 73 6.5.1 Efecto del agente surfactante 74 6.5.2 Efecto de la concentración de ácido nítrico 76 6.5.3 Efecto de la temperatura 85 6.5.4 Efecto de la velocidad de agitación 87 6.5.5 Efecto del nitrato de calcio 90 CONCLUSIONES 93 BIBLIOGRAFÍA 95 APÉNDICE I 100 APÉNDICE II 112 APÉNDICE III 117
IV LISTA DE TABLAS
PAGINA
Tabla 1. Composición promedio de minerales Pb – Zn. 26 Tabla 2. Composición típica de concentrados por flotación. 27 Tabla 3. Energía libre estándar de Gibbs de formación de especies
en los sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-HNO3, Pb(II)-HNO3, N(V)-HNO3, N(III)-HNO3 y S(V)-HNO3 a 298.15, 373.15 y 413.15 K y 1 atm. 37
Tabla 4. Constantes de disociación para los sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-HNO3, Pb(II)-HNO3, Cu(II)-HNO3 y Zn(II)-HNO3
a 298.15, 373.15 y 413.15 K y 1 atm. 38 Tabla 5. Energía libre estándar de Gibbs de formación de especies
en el sistema Pb – N – S – H2O, a 413.15 K y 10 atm. 47 Tabla 6. Líneas de equilibrio sistema Pb–N–S–H2O a 413.15 K y
10 atm. 49 Tabla 7. Reactivos usados. 60 Tabla 8. Equipos a usar. 64 Tabla 9. Condiciones experimentales de los ocho
primeros experimentos. 66 Tabla 10. Análisis químico del concentrado. 70 Tabla 11. Análisis granulométrico del concentrado. 70 Tabla 12. Análisis mineralógico del concentrado. 72 Tabla 13. Condiciones de operación para observar el efecto de la
concentración de HNO3. 76 Tabla 14. Valores de Energía libre de las especies presentes en los
sistemas S-H2O, N-H2O, Pb-H2O, Pb-N-H2O, Pb-S-H2O y Pb-N-S-H2O a 413.15 K. 100
Tabla 15. Valores de Energía libre de las especies presentes en los sistemas Ag-H2O, Ag-N-H2O, Ag-S-H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K. 104
Tabla 16. Valores de Energía libre de las especies presentes en los sistemas Ca-N-H2O y Ca-S-H2O a 413.15 K. 108
IV LISTA DE TABLAS
Tabla 17. Efecto de la velocidad sobre la disolución. 112 Tabla 18. Efecto del agente surfactante sobre la disolución. 113 Tabla 19. Efecto de la concentración de HNO3 a 373.15 K sobre
la disolución. 114 Tabla 20. Efecto de la concentración de HNO3 a 413.15 K sobre
la disolución. 115 Tabla 21. Efecto de la concentración del ión calcio a 413.15 K sobre
la disolución. 116 Tabla 22. Equilibrio en el sistema Pb-H2O a 413.15 K y 10 atm. 117 Tabla 23. Equilibrio en el sistema Ag-H2O a 413.15 K y 10 atm. 118 Tabla 24. Equilibrio en el sistema Ag-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. 118 Tabla 25. Equilibrio en el sistema Pb-N-H2O a 413.15 K y 10 atm. 119 Tabla 26. Equilibrio en el sistema Ag-N-H2O a 413.15 K y 10 atm. 121 Tabla 27. Equilibrio en el sistema Pb-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. 122 Tabla 28. Equilibrio en el sistema Pb-N-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. 123 Tabla 29. Equilibrio en el sistema Ag-N-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. 125
V LISTA DE FIGURAS
PAGINA
Figura 1. Diagrama de flujo de una refinería de plomo. 7 Figura 2. Esquema para la obtención de plomo refinado y sus
impurezas. 12 Figura 3. Rueda de moldeo. 14 Figura 4. Horno de Destilación. 15 Figura 5. Horno de Copelación. 16 Figura 6. Cantidad de elemento precipitado por el efecto de la
temperatura para formarse como jarositas. 18 Figura 7. Región de estabilidad de la jarosita como una función
del pH y temperatura a partir de una solución de 0.5 M de Fe2(SO4)3. 21
Figura 8. Sistema Fe2(SO4)3-H2SO4-H2O con isotermas 110°C y 200°C obtenido bibliográficamente. 22
Figura 9. Microfotografias de minerales obtenidos durante la flotación de Zinc en una planta de Beneficio. 25
Figura 10. Microfotografias de minerales obtenidos durante la flotación de Plomo-Cobre en una planta de Beneficio. 26
Figura 11. Diagrama simplificado de la producción de metales desde minerales o concentrados por vía hidrometalúrgica. 28
Figura 12. Diagrama de flujo simplificado para el procesamiento de plomo basado en la lixiviación con ácido nítrico. Esta lixiviación opera a temperatura ambiente y en tanques sin presión. 32
Figura 13. Diagrama principal en hidrometalurgia par el procesamiento de concentrados de PbS. 34
Figura 14. Diagrama del proceso. 62 Figura 15. Reactor experimental de 2 L de capacidad (autoclave). 64 Figura 16. Difractograma de la muestra inicial. 71 Figura 17. Difractograma del Experimento con las sig.
Condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K. 81
Figura 18. Microfotografia del concentrado de plomo oxidado con HNO3 y O2. (Condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K). 82
Figura 19. Análisis químico del concentrado de plomo oxidado con HNO3 y O2. Microscopio Electrónico de Barrido con una micro prueba de EDS. (Condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K). 82
Figura 20. Difractograma del Experimento con las sig. Condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K. 92
VII LISTA DE DIAGRAMAS
PAGINA Diagrama 1. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema N(V)-HNO3 y N(III)-HNO3 a 413.15 K. 40 Diagrama 2.Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema S(VI)-H2SO4 a 413.15 K. 40 Diagrama 3. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Pb(II)-HNO3 a 413.15 K. 41 Diagrama 4. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Ag(I)-HNO3 a 413.15 K. 41 Diagrama 5. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Fe(III)-HNO3 a 413.15.15 K. 42 Diagrama 6. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Ag(I)-SO4 a 413.15.15 K. 42 Diagrama 7. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Ca(II)-SO4 a 413.15.15 K. 43 Diagrama 8. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Fe(III)-SO4 a 413.15.15 K. 43 Diagrama 9. Distribución relativa de especies iónicas para el
sistema Pb(II)-SO4 a 413.15.15 K. 44 Diagrama 10.Diagramas de equilibrio para los sistemas
Pb-N-S-H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K. Actividad de [Pb]=0.21, [Ag]=1x10-4, [N]=1.0, pO2=10 atm y [S]=0.21. 52
Diagrama 11.Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas S-H2O y S(VI)-H2O a 413.15 K. Actividad de pO2=10 atm y [S]=0.21. 54
Diagrama 12.Diagramas de especies para los sistemas Pb(II)-SO4 y Ag(I)-SO4 a 413.15 K. 55
Diagrama 13.Diagrama de equilibrio para el sistema Ca-N-H2O a 413.15 K. Actividad de [Ca]=0.5, [N]=1.0 y pO2=10 atm. 56
Diagrama 14.Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas Ca-S-H2O y Ca(II)-SO4 a 413.15 K. Actividad de [Ca]=0.5, [S]=0.21 y pO2=10 atm. 57
Diagrama 15.Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas N-H2O y N(V)-H2O a 413.15 K. Actividad de [N]=1.0 y pO2=10 atm. 59
VIII NOMECLATURA
a Coeficiente estequiometrico de A A Reactivos atm Atmosferas b Coefciente estequiometrico de B B Productos °C Grado Centrigado cm Centimetro e Electrón E Voltaje E° Potencial electroquimico de equilibrio estandar F Constante de Faraday g Gramo ∆G° Energía libre estandar ∆Gf° Energía libre de formación ( J mol-1) H+ Iones Hidrogeno I Esfuerzo ionico {i} Actividad trmidinamica de i K Grado Kelvin kg Kilogramo Kn Constante de equilibrio kPa Kilopascales ln Logaritmo natural log Logaritmo base 10 m Metro m Coefciente estequiometrico de H+
M Molaridad “M” Ión metalico n Número de electrones nm nanometros pH Potencial de Hidrogeno pNO3 Potencial de nitratos ppm Partes por millón R Constante universal de los gases (8.314 J mol-1) rpm Revoluciones por minuto T Temperatura estandar μm micras % Por ciento
INTRODUCCIÓN
1
I. INTRODUCCIÓN. 1.1 El plomo y sus aplicaciones. Las tecnologías en uso para la extracción y reciclado de plomo datan del
siglo XIX y principios del siglo XX. Durante los años setentas la modernización
implicó la introducción de extensas unidades que mejoraron la labor, la
productividad energética y la construcción para disminuir las emisiones ( gas,
líquido y sólido) en respuesta a las rigurosas regulaciones ambientales.
Durante los años ochenta las industrias de plomo estuvieron en constante crisis
debido a la caída de los precios del metal y los grandes costos para
implementar medidas ambientales. Las industrias reorganizaron los procesos
y el reciclaje del metal como la chatarra de las baterías de plomo, escorias y
desperdicios metálicos para concentrar Plomo [11].
Es frecuentemente dicho que las reservas mundiales de menas de
algunos metales llegarán a agotarse. Cada afirmación en un caso particular
requiere una gran cantidad de hechos reales y una justificación técnica antes
de poder ser aceptado. En algunos casos el agotamiento de reservas es
igualado a la disminución de reservas de alta ley de minerales sulfúricos, las
cuales son tratadas en las plantas de fundición.
La mayoría de la producción mundial de plomo se origina del
tratamiento en el horno de soplo y sinterización de concentrados de sulfuro de
plomo donde la galena es el mineral de plomo predominante. Aunque existe
tecnología para la recuperación de plomo asociado a metales preciosos, hay
dificultades considerables con respecto a medio ambiente y regulación de
higiene en las plantas pirometalúrgicas. El polvo rico en plomo y emisiones de
gases emanados de las plantas es un problema persistente, y la dilución de
gases de SO2 del sinter son problemas de gran dificultad y los procesos
anticontaminantes son costosos [11]..
Se conoce con el nombre de tratamiento hidrometalurgico todo proceso
en el que el metal o metales beneficiables son disueltos con un disolvente
adecuado que de preferencia no ataque a la ganga o material residual.
INTRODUCCIÓN
2
A continuación, el metal puede recuperarse de la disolución en una
forma relativamente pura por cristalización, por un proceso combinado de
extracción por solventes y electrólisis o por precipitación.
Los tratamientos hidrometalúrgicos de concentrados de plomo son una
buena opción, por los problemas de fugas de SO2, higiene en la planta y
selectividad con respecto a otros metales. La mayoría de la actividad
hidrometalúrgica ha sido centrada en el sistema FeCl3 - HCl como agente
lixiviante, y en menor cantidad de trabajos ha sido usado el sistema HNO3 –
FeNO3 como agente lixiviante. Toda la lixiviación con nitratos ofrece opciones
y ventajas de los procesos en húmedo y minimiza la formación y producción de
azufre elemental para evitar emisiones de SO2.
El uso de un medio acuoso de nitrato para obtener plomo de minerales
sulfúricos no es una idea reciente. La reacción de Galena con ácido nítrico se
lleva a cabo muy rápidamente. La reacción produce azufre elemental en estado
sólido que es una gran ventaja en este proceso, comparado con los métodos
clásicos pirometalúrgicos donde se obtiene SO2 gaseoso.
Los reactores a presión, llamados autoclaves, están ganando
gradualmente aceptación en las operaciones hidrometalúrgicas como es la
lixiviación de menas y concentrados de metales. El primer intento de estudio de
una reacción química bajo presión fue realizada en 1859 por el químico Ruso
N. Beketoff cuando estudiando en la Universidad de Sorbona en Paris, Beketoff
encontró que la Plata metálica puede ser precipitada desde una solución de
nitrato de Plata que fue calentada bajo presión de Hidrógeno [20].
La cinética de disolución de galena es de considerable interés ya que
no hay ningún proceso de lixiviación con ácido nítrico para concentrados de
plomo. La cinética define las condiciones para la completa y rápida disolución
de plomo e identifica oportunidades para la selectividad y remoción de plomo
asociado con impurezas metálicas.
INTRODUCCIÓN
3
Los diagramas de potencial - pH (Pourbaix) son gráficos teóricos que
representan equilibrios heterogéneos de hidrólisis de reacciones de oxidación
y reducción que ocurren en sistemas de soluciones acuosas en procesos
químicos. Estos diagramas se obtienen mediante un análisis conciso de datos
termodinámicos teóricos y experimentales, para con ello comprender las
condiciones bajo las cuales las especies son estables, y si se incrementa la
complejidad del sistema, él calculo y trazado de los datos puede volverse aun
más problemático [28].
La galena (PbS) es el único sulfuro de mineral de plomo de importancia
comercial. Los concentrados de galena son fácilmente procesados por métodos
pirometalurgicos, pero persisten problemas con la fuga de emisiones de SO2 en
algunas operaciones, y en todas las plantas son preocupantes los problemas
higiénicos causados por el Pb, Cd, Tl, etc. En suma, el costo económico de
remplazar el equipo obsoleto en las plantas de plomo es alto, por las normas
internacionales de ecología, la fundición esta en duda como un medio para
obtener plomo.
Los procesos hidrometalurgicos ofrecen muchas opciones para resolver
estos problemas y se han desarrollado numerosos estudios en la lixiviación y
electro-obtención de plomo. En este caso, grandes cantidades de minerales de
plomo han hallado respuesta al problema de contaminación, la atención es
ahora directamente a materiales en estado natural de minerales de sulfuros
complejos. Desafortunadamente la molienda de minerales de sulfuros
complejos esta limitada por problemas mineralógicos, donde, en minerales de
sulfuro complejos la galena es frecuentemente desplazada por la esfalerita o la
calcopirita de tamaños muy pequeños de algunas micras, que dificulta la
concentración por métodos convencionales de flotación [45].
Hay causas como los problemas ambientales relacionado a la obtención
del plomo por vía pirometalúrgica y la complejidad de los concentrados
asociados a la galena que hacen posible que el procesamiento de minerales
de plomo por vía hidrometalúrgica lleguen a ser desarrollados.
INTRODUCCIÓN
4
1.2 Objetivos: Por lo anterior el presente trabajo tiene como finalidad:
(1) Estudiar la Termodinámica de lixiviación de un concentrado de plomo
variando presión y temperatura.
(2) Determinar las condiciones óptimas de disolución del concentrado de
plomo.
(3) Determinar la forma que se encuentra la plata y el hierro al final del
proceso.
1.3 Justificación. La mayor parte de la producción mundial de plomo se origina del
tratamiento en el horno de soplo y sinterización de concentrado de Galena. El
polvo rico en plomo y emisiones de gases emanados de las plantas es un
problema persistente, y la dilución de gases de SO2 del sinter son problemas
de gran dificultad y los procesos anticontaminantes son costosos. Hay algunas
razones para que el cambio de tecnología sea necesario. La primera es el
crecimiento de las restricciones sobre la descarga de los desechos gaseosos,
sólidos y líquidos de las plantas metalúrgicas. La segunda es la necesidad del
uso de menas las cuales no pueden ser tratadas por los procesos usados
convencionalmente en el presente y tercero, es que estos nuevos procesos o el
cambio en los ya existentes pueden mejorarse bajo algunas (no todas)
circunstancias.
Por lo anterior se pretende obtener una vía alterna basado en las
soluciones de [HNO3 - Ca(NO3)2] para la obtención de plomo metálico, así
como sus diferentes compuestos purificados como el PbSO4 usados para la
producción de acumuladores, como químicos orgánicos e inorgánicos. Para lo
cual se trabajará en reactores (autoclave) a elevada presión y temperatura
durante un periodo de tiempo de 4 horas, donde el plomo queda en solución y
podría ser electro-depositado posteriormente, mientras que el sulfuro que
vienen en la galena y otros minerales tipo sulfuros se obtendrá en forma de
azufre.
ANTECEDENTES
II. ANTECEDENTES
Todos los procesos para obtener metales, a partir de minerales
sulfurosos, se llevan a cabo por vía pirometalúrgica. Pero todos estos procesos
han presentado problemas ambientales, y en particular en el que se lleva a
cabo para la obtención de plomo asociado a metales preciosos, hay dificultades
considerables con respecto al medio ambiente y regulación de higiene, donde
el dióxido de azufre y el plomo, son generados como contaminantes, debido a
que sobrepasa los límites establecidos y se podrían disminuir con un mejor
control en su emisión. El proceso metalúrgico para la obtención de plomo a
partir de sulfuros se origina en el horno de cuba a partir de la sinterización de
concentrados de la galena, pues la galena está compuesta de sulfuro de plomo
y es el mineral de plomo predominante.
Hoy en día, se deben considerar nuevos procesos, así como también
mejorar los ya existentes, para la obtención de plomo, y todos los metales que
lo acompañan como plata, cobre, níquel, oro, hierro y zinc, con la finalidad de
incrementar la eficiencia de las etapas de purificación y concentración de iones
metálicos a partir de los licores obtenidos de los diferentes tipos de procesos
de lixiviación. Esta es la razón principal por la cual se han desarrollado
métodos hidrometalúrgicos para la obtención de plomo metálico. Por otra parte,
se debe considerar que los procesos anticontaminantes son costosos pero
pueden llegar a ser justificantes.
5
ANTECEDENTES
2.1 PROCESO CONVENCIONAL PARA LA OBTENCIÓN DE PLOMO A PARTIR DE GALENA.
2.1.1 Diagrama de flujo del proceso convencional para la obtención de plomo a partir de galena[6].
La figura 1 representa el diagrama de flujo del proceso pirometalúrgico
para la obtención de plomo refinado a partir de galena que se lleva a cabo en la
Compañía Metalúrgica Mexicana Peñoles, S. A. de C. V.
2.1.2 Tostación de concentrados de plomo
El sulfuro de plomo no se reduce por el carbono o por el óxido de
carbono, es por ello que los concentrados de galena deben tostarse antes de
proceder a su fusión, pues la presencia de demasiado azufre en la carga daría
por resultado que gran cantidad de plomo pase a la mata y dificulte la
recuperación subsecuente del metal. Más bien, lo que se busca es que gran
cantidad de cobre, pase en forma de mata para su posterior recuperación. Esta
cantidad de mata debe ser pequeña y se debe regular el contenido de azufre,
recurriendo a una tostación previa. También la temperatura debe regularse
cuidadosamente, ya que con esto, se evita que el contenido de azufre sea
mayor del 20 %.
6
ANTECEDENTES
Figura 1. Diagrama de flujo de una refinería de plomo (Cortesía de la
Compañía Metalúrgica Mexicana Peñoles, S. A. de C. V.).
Se debe considerar que la galena es frágil y se funde fácilmente;
entonces, para que sea eficaz el proceso de tostación, esta debe encontrarse
en forma de aglomerado para que tenga las propiedades de dureza, resistencia
y porosidad. Es por ello que debe tostarse con corriente forzada1 de aire o
pasar por las máquinas de sinterización Dwight-Lloyd. En este proceso se debe
evitar la formación de mata. La temperatura debe controlarse porque la galena
puede formar sulfato de plomo, lo cual retrasa la tostación.
1 La tostación forzada es el método en el que se produce la oxidación por medio de combustión interna. Esta oxidación se propaga dentro de la masa de las partículas del concentrado por corrientes de aire que pasan a través de las mismas.
7
ANTECEDENTES
Dentro de la carga de la máquina de sinterización se tiene el
concentrado, fundente y combustible dentro de un sinfín de paletas con fondo
perforado. A estas paletas se les el aire contenido en dirección descendente.
La cantidad de aire para la tostación debe regularse, porque de otra manera la
carga podría empaquetarse. En estas máquinas se sinteriza material cuyo
tamaño oscila entre las partículas de polvo y un diámetro de 1.25 cm como
máximo. La oxidación es tan intensa que el calor generado es suficiente para
iniciar la fusión de la carga y aglomerar o sinterizar las partículas. Este
procesos se lleva a cabo en dos etapas: en la primera, se elimina una parte de
azufre, donde el producto sinterizado se tritura hasta un tamaño de 6 mm; y en
la segunda, se alimenta nuevamente el producto obtenido de la primera etapa,
para eliminar por completo el azufre que no se había eliminado en la primera.
En la superficie de la carga el coque y los sulfuros se inflaman y se
oxidan de acuerdo con las siguientes reacciones:
C + O2 = CO2 (1)
CO2 + C = 2 CO (2)
2 PbS + 3O2 = 2 PbO + 2 SO2 (3)
2.1.3 Fusión de concentrados de plomo en horno de cuba
La mayor parte del plomo extraído en los yacimientos se reducen en el
horno de cuba. El concentrado de galena que llega a la fundición es compleja,
porque además de ganga, lleva consigo sulfuros de zinc, hierro, cobre,
antimonio y arsénico. Por lo que la carga de plomo debe pasar, previamente,
por los hornos de tostación Dwight-Lloyd para llevarse a cabo la aglomeración
con la finalidad de que no se forme una cantidad indebida de mata durante la
fundición en el horno de cuba.
En este paso el hierro, añadido en el horno como chatarra de hierro,
descompone el sulfuro, óxidos o silicatos de plomo, para liberarlo como plomo.
Los concentrados sulfurados que contiene alto porcentaje de sílice deben
tratarse por este proceso, mientras que las menas de plomo oxidadas pueden
fundirse directamente para dar un bullión impuro. Este método de fusión de los
8
ANTECEDENTES
concentrados de plomo se basa en la reducción de óxido de plomo por carbono
u óxido de carbono y en la reducción entre el sulfuro de plomo y el sulfato o el
óxido de plomo, para dar lugar, mediante una descomposición doble, a la
formación de plomo y anhídrido sulfuroso.
2 PbO + C = 2 Pb + CO2 (4)
PbS + 2 PbO = 3 Pb + SO2 (5)
PbS + PbSO4 = 2 Pb + 2 SO2 (6)
En este proceso se llevan a cabo las reacciones entre el óxido, el sulfato
y el sulfuro de plomo para liberar plomo, que puede perderse como
consecuencia de la oxidación. La proporción del óxido y del sulfato de plomo
formados dependerán de a temperatura alcanzada, de la admisión de aire y de
la naturaleza de los minerales asociados con la carga.
2.1.4 Productos del horno de cuba de plomo
Los productos obtenidos en el horno de cuba son:
Bullion de plomo (o plomo blando). Este plomo es bastante puro
parea diversas aplicaciones comerciales sin que sea necesario a
someterlo a un nuevo afino. Casi todos los buliones deben ablandarse y
desplatarse antes de que tengan al pureza suficiente para emplearse en
la industria. Si tiene impurezas de hierro, cobre, arsénico o antimonio,
deben refinarse porque puede tener efectos perjudiciales. De igual
manera grandes cantidades de oro y plata, no deben encontrase en el
bulión, pues casi toda la plata se encuentra dentro del bulión y se
compensa el coste de su recuperación. El bulión residual que contiene
de 1.5 a 4 % de antimonio se vuelve a la cabeza del proceso para
tratarlo como material nuevo.
Mata. Obtiene de un 40 al 100 % de cobre, además puede contener
grandes cantidades de oro y plata, por lo que se deben someter a un
nuevo tratamiento. Estas matas contienen hasta el 28 % de Pb. En
ocasiones estas matas se trituran, para después mezclarse con la carga
9
ANTECEDENTES
del horno de tostación para que se desulfuren antes de volverse al horno
de cuba para un nuevo tratamiento. En este paso una parte de hierro se
separa de la mata como escoria junto con el plomo y la otra parte se
volatiliza. El cobre, arsénico, oro y plata se recuperan como buliones de
cobre impuros.
Escoria. Estas escorias no deben contener más del 0.7 % de plomo,
0.2 % de antimonio, 1 % de cobre y 15 gramos de plata por tonelada.
Las escorias pueden llegar a tener hasta un 30 % de óxido de zinc, pero
no es un problema, pero dificulta la recuperación de cobre o para el
ablandamiento de plomo, pues la desulfuración incompleta del cobre
hace que este metal pase a la escoria o al bulión. La escoria que no
contiene plata se vuelve al horno de cuba.
Speiss. Cualquier cantidad de arsénico que no se elimine en el horno de
cuba da lugar a la formación de speiss dentro del horno. Este compuesto
es inmiscible con el cobre, el plomo, la mata y la escoria fundidos debido
al contenido de azufre. El níquel y cobalto se recupera a partir de este
sólido.
Polvos volátiles. Estos polvos son muy finos y contienen gran cantidad
de plomo, sólo pueden recuperarse en una cámara de filtros de sacos,
sometiéndose a las siguientes operaciones: 1°. Humedecerse y volver a
alimentarse al mismo horno de cuba, en cuyo caso una parte se fundirá
y el resto se perderá en la atmósfera. 2°. Sintetizarse recurriendo al
encendido de la masa que se encuentra en las tolvas de acero de las
cámaras de filtros de sacos, bien formando parte de la carga de un
tostador Dwight-Lloyd. 3°. Briquetearse con el aglomerado adecuado.
Gas2. Se deben tratar las partículas de azufre que son expulsados del
horno de cuba, para convertirlos en ácido sulfúrico o a azufre elemental
recurriendo a su reducción con coque o con gas natural.
2 8 – 16 % CO2 ; 0 – 1.5 % O2 ; 8 – 20 % CO; 0.1 – 0.8 % H2.
10
ANTECEDENTES
Lobos de pared: Incrustaciones en la pared del horno con la siguiente
composición: 20% Zn, 3% Cu, 16% Fe, 17.9% S, 10.6% SiO2, 16.2% Pb. Lobos de solera: tiene la siguiente composición: 15.4% Zn, 20.8% Cu,
5.1% Fe, 13.1% S, 0.9% SiO2, 38.3 %Pb. 2.1.5 Ablandamiento del bullión base.
El bullión debe someterse a una operación de ablandamiento previo
antes de pasar por el Proceso Parkes para la recuperación de oro y plata. En
este proceso de ablandamiento consiste en separar una parte de las impurezas
como arsénico, antimonio y cobre, con objeto de acortar y abaratar el proceso,
pues ya que el cobre y antimonio, aumentan el consumo de zinc en el
desplatado. Durante el ablandamiento el bullión de plomo debe mantenerse a
una temperatura de 370 a 380 °C dentro de un horno con atmósfera oxidante y
durante un periodo de dos horas, que es suficiente para que se forme una
espuma (espuma de cobre)3 que consta principalmente de cobre, azufre,
arsénico y plomo. Después del ablandamiento, la temperatura del baño se
eleva hasta el rojo (600 – 650 °C) durante doce horas inyectándose aire en el
horno para que imperen condiciones oxidantes. El plomo, arsénico, antimonio y
estaño se oxidan dando la formación de una escoria de litargirio. El antimonio
es difícil de separar por lo que se recomienda añadir más litargirio bajo
agitación para acelerar el proceso. Una vez reblandecido el bullión, la escoria
se desnata y se envía para someterla a un nuevo tratamiento. Esta operación
tiene una duración de veinticuatro horas.
2.1.6 Desplatado del bullión base El proceso de ablandamiento no da lugar a la obtención de plomo
comercial debido al hecho de que, además de cantidades considerables de
impurezas, todavía contiene cantidad de oro y plata que sería conveniente
recuperar. Este lingote puede refinarse por el Proceso Parkes que se detalla
en el Capítulo 2.2. La figura 2 muestra en forma más detallada el esquema
para la obtención de plomo refinado y sus impurezas a partir de galena.
3 PbO con 2 % Cu, 2 % Sb, y cantidad considerable de Au y Ag.
11
ANTECEDENTES
Figura 2. Esquema para la obtención de plomo refinado y sus
impurezas.
Tostación y sinterización
Reducción
Concentrado de plomo
SO2
Fundente
Plomo crudo 95-98%
Mata (FeS, PbS, Cu2S)
Beneficio de Cu y Pb
Escoria
Recuperación de Zn y Pb
Espeis (Fe3As2, FeSb, CoSb)
Beneficio de Co y Ni
Refinación previa
Eliminación de Cu, Ni, S (materiales de retorno)
Refinación electrolítica
Pb 99.99%
Refinación térmica
(Oxidación)
Desplatado
Eliminación de Bi
Pb
Coque
Eliminación de Sn, As, Sb, Zn
(grasa)
99.97%
Ag, Au
Recuperación
12
ANTECEDENTES
2.2 PROCESO PARKES PARA LA OBTENCIÓN DE PLATA DE MENAS DE PLOMO[6].
Generalidades.
Este método de separar el oro y la plata del plomo se desarrolla de la siguiente
forma:
1. En una aleación que contiene plomo, zinc, oro y plata, el zinc primero se
combina con el oro y después con la plata, para formar compuestos
intermetálicos (Ag2Zn3)4.
2. Este compuesto es menos fusible que el plomo y tiene un menor peso
específico.
3. El compuesto es prácticamente insoluble en el plomo saturado con zinc.
2.2.1 Cincado Este proceso se efectúa en calderas grandes, cada una de las cuales
tiene una capacidad de 100 toneladas; el plomo se funde rápida y fácilmente y
la temperatura de la masa fundida se controla cuidadosamente. Al bullión
fundido se añade zinc (en la cantidad calculada sobre la base del contenido en
metal precioso del bullión más aquellas necesarias para saturar el plomo con
zinc)5. Una parte de este zinc procede del material que aún no se ha saturado
con plata u oro en cincados anteriores, con objeto de mantener en un mínimo la
cantidad de metal de tipo pobre. La aleación se mantiene a una temperatura de
480 °C por espacio de varias horas, durante este tiempo, y mientras está
sometida a la agitación, la aleación plomo-zinc-plata6 se eleva a la superficie y
se separa. Cuando, finalmente, se añade una pequeña cantidad de zinc en
llantones el contenido de plata se reduce a unos 8 gramos por tonelada,
mientras que el plomo desplatado se bombea a la instalación de afino, que
constituye el siguiente paso del proceso.
4 El oro se combina preferentemente con el zinc, por lo que añadiendo una cantidad limitada de este metal, es posible obtener una corteza de “oro” que contiene todo el oro y una pequeña cantidad de plata 5 Por ejemplo, un bullión que contiene 900 g por tonelada de plata necesitaría 1.35 % de su peso de zinc; y uno con 7.5 Kg de plata por tonelada alrededor del 2.5 %. 6 Una de estas aleaciones típicas contiene 70 % de plomo, 1 % de cobre, 0.1 % de antimonio, 60 Kg de plata y 30 g de oro por tonelada.
13
ANTECEDENTES
2.2.2 Afino. El afino se suele llevar a cabo en un horno de reverbero, que quema
carbón y tiene una solera de 3.9 m de ancho, 8.5 m de largo y 75 cm de
profundidad, con una capacidad aproximada de 300 toneladas de plomo. Este
plomo se mantiene en el horno durante doce horas a 760 °C, mientras se pasa
aire o vapor a través del baño para agitarlo y oxidar el zinc y otras impurezas.
El zinc, el arsénico y el antimonio, junto con una gran cantidad de plomo,
forman óxidos, ascienden a la superficie en forma de espuma (cuyo peso es
aproximadamente del orden del 5 % del bullión cargado), que, después de
separarse, se devuelve al proceso. Al llegar a este punto, el plomo se
encuentra en un estado de pureza suficiente y / o bastante blando para
moldearlo. Esto se suele llevar a cabo en un tipo de máquina circular de
moldeo, mostrada en la figura 3.
Figura 3. Rueda de moldeo.
14
ANTECEDENTES
2.2.3 Destilación.
Las espumas finales de zinc procedentes del paso de desplatado se
tratan en una prensa potente para separar el plomo en exceso y, a
continuación, se llevan al horno de destilación. Este horno, mostrado en la
figura 4. consta de una retorta de grafito en forma de botella de 1 m de altura y
48 cm de diámetro que puede contener 550 Kg de aleación. Esta aleación se
carga en la retorta (puede emplearse para una 40 cargas) con una cantidad
pequeña de carbón vegetal finamente dividido y, a continuación, se adapta un
condensador en la boca (recubriendo la unión con masilla) y la temperatura se
eleva a unos 1200 °C: A esta temperatura el zinc se destila durante seis a ocho
horas, se recoge en el condensador , se vacía y, después de colocarlo en
forma de llantones, se vuelve a introducir en el proceso (se recupera del 60 al
80 % del zinc empleado en el desplatado). Cuando todo el zinc se ha destilado,
se desmonta el condensador y el plomo enriquecido (plomo que contiene 150
Kg de plata y 500 g de oro por tonelada) se moldea en barras para someterlo a
la copelación.
Figura 4. Horno de Destilación
2.2.4 Copelación.
Este paso, que implica la separación del plomo y la retención de la
mayor parte del oro y plata, se lleva a cabo en hornos de copelación, mostrado
en la Figura 5. Este consta de una solera de ceniza de huesos, cemento
Pórtland o piedra caliza o arcilla, montada en un carro. Esta solera tiene una
depresión en la que está contenido el baño de plomo fundido y cuya
15
ANTECEDENTES
profundidad es del orden de 8 cm. Generalmente, se calienta en una quemador
de petróleo que se introduce por la puerta del horno. Se permite la libre
admisión del aire para que la superficie de la aleación esté recubierta por una
capa de litargirio. Las impurezas del tipo de cobre, hierro y zinc también se
oxidan y entran a formar parte de esta escoria de litargirio7 , que cuando se
encuentra en cantidad suficiente, se retira con un rastrillo y se lleva a un
recipiente desde donde se devuelve al proceso para tratarla de nuevo. Si existe
telurio, éste es de difícil separación. Una parte del plomo y plata se volatizan y
escapan por la chimenea, mientras que otra la absorbe la copela8. A medida
que el plomo se va eliminando, se añade más plomo rico a la aleación hasta
que, después de varias horas de copelación, queda en la solera una aleación
que contiene 99.5 % de plata y oro. Esta se extrae con cuchara, se moldea en
barras, cada una de las cuales contiene unos 3 Kg de la mezcla de plata y oro9
y se separan con el ácido nítrico o cloro o por métodos electrolíticos.
Figura 5. Horno de Copelación
7 70 %de plomo, 2.7 Kg de plata y 25 g de oro por tonelada. 8 Puede perderse el 5 % de plomo y el 1 % de plata. 9 99.4 % de plata y 0.3 % de oro.
16
ANTECEDENTES
2.2.5 Afino continuo de plomo.
Este proceso se ha desarrollado con mucho éxito en Port Piric, Australia.
Resumiendo, consiste en tratar el bullión en calderas especiales en las que las
espumas, compuesto plata-zinc y el plomo pueden separarse de forma
continua. La ventaja de este proceso son:
1. Reducción del costo de mano de obra al eliminar la remoción de
espuma, pues la espuma se separa como una escoria líquida.
2. La aleación plomo-zinc-plata formada, sólo contiene 12 % de plomo y
180 Kg de plata por tonelada, frente a 75-80 %de plomo y 90 Kg de plata
por tonelada en el proceso Parkes.
3. Como la cantidad de dicha aleación es menor, el costo y el tiempo
invertido en la destilación y en la copelación son menores.
4. El proceso discontinuo implica más mano de obra que no existen en el
proceso continuo.
5. El consumo de combustibles es menor, ya que se evita el calentamiento
y refrigeración repetidos del proceso discontinuo.
6. El espacio requerido es del orden de 1/3 del Proceso Parkes.
7. No es preciso predeterminar las adiciones de zinc, pues la capa de este
metal se enriquece gradualmente hasta que se separa de la caldera.
2.3 PROCESO JAROSITA
Los minerales naturales jarosíticos ricos en plomo y plata, han existido
desde el año 1200 a.C. en España. En los Estados de la República Mexicana
existen yacimientos de plumbojarosita y argentojarosita que se forman en
algunas minas de plomo y / o plata; además, los residuos que se generan en la
producción electrolítica de zinc de las compañías peñoles e IMMSA son de tipo
jarosíticos. La fórmula de la jarosita es la siguiente:
M Fe3 (SO4)2 (OH)6 (7)
17
ANTECEDENTES
Donde la letra “M” representa un ión metálico o no metálico, la cual
forma parte en la formación de la jarosita y es lo que hace la diferencia entre
ellas.
La FIGURA 6 muestra la precipitación de diferentes elementos en función de la
temperatura originando la formación de diferentes tipos de jarositas.
Figura 6. Cantidad de elemento precipitado por el efecto de la temperatura para
formarse como jarositas.
Las impurezas que se encuentran presentes en la galena,
particularmente la plata, pueden precipitar mediante el Proceso Jarosita. En
este trabajo, posiblemente se lleva a cabo la precipitación de jarosita de plata
debido a las condiciones en las que se llevó a cabo el proceso de lixiviación.
En los proceso de lixiviación, uno de los principales métodos más
comunes de purificación de solución es la precipitación química sin la
necesidad de adicionar un agente químico para provocar la reacción que lleve
consigo la precipitación; pues durante la lixiviación los iones metálicos son
18
ANTECEDENTES
absorbidos desde la solución para llevarse a cabo la precipitación. Si esos
iones son de plata metálica, una pérdida significante de producto es acarreado,
y esto debe evitarse. Además otra de las dificultades es la formación ocasional
de precipitados de óxidos mezclados con iones metálicos valuables, resultando
una inaceptable perdida de cantidad valuable de metal. En este caso, la plata
considerada como valor metálico se disuelve en el ácido, pero otra parte,
debido a sus propiedades químicas se precipita en forma de jarosita mediante
la siguiente reacción:
Ag+ + 3 Fe3+ + 2 SO4
2- + 6OH- → AgFe3 (SO4)2 (OH)6 (8)
El Proceso Jarosita[10] es ahora utilizado ampliamente en la industria
electrolítica del zinc para reducir y/ o eliminar el Fe presente en las soluciones
del zinc a fin de favorecer la recuperación de zinc y otros metales
(principalmente: plomo, plata, oro, cobre y cadmio). El zinc contenido en los
residuos de la planta de zinc está principalmente en la forma de ferrita de zinc
que se forma durante los procesos de tostación que convierten el sulfato de
zinc a óxido de zinc. Parte del zinc se combina con el hierro que está presente
como una impureza en los concentrados de sulfuro de zinc. Se determinó que
el 10 % del contenido de zinc reacciona con el hierro para formar ferrita de zinc.
El plomo en los residuos de la planta de zinc está presente como un sulfato
insoluble derivado de galena que también es una impureza común en
concentrados de sulfuros de zinc.
Con la llegada del Proceso Jarosita llegó a ser factible ajustar la
reducción de concentración para hierro en función del mineral valor. Ha sido
recordado, sin embargo, que los costos de recuperación de zinc a partir de
óxido de zinc son más bajos que los costos de recuperación de zinc (y otros
metales) a partir de los residuo ferrita de zinc.
19
ANTECEDENTES
2.3.1 Desarrollo de los procesos de tratamiento de residuos hidrometalúrgicos.
Desde los tiempos del comienzo de la producción de zinc electrolítico, la
atención ha sido concentradas sobre posibles métodos de recuperación de zinc
perdidos en ferrita de zinc. Se sabía desde entonces que la ferrita de zinc
podría ser disuelta en ácido sulfúrico si las condiciones del proceso fueran a
alta energía y a una temperatura de alrededor de 100 °C.
El problema surgió en el tratamiento para remover las grandes
cantidades de hierro disuelto desde la solución resultante del proceso
electrolítico del zinc[1,2,10,27].
En 1955 se llevó a cabo un proyecto sobre un programa de lixiviación de
ferrita de zinc y la hidrólisis de hierro a alta temperatura y presión del hierro
disuelto. Se investigó que una partir de la hidrólisis (precipitación) de hierro
disuelto podría ser realizado durante la lixiviación de ferrita de zinc a 100 °C y
se esperó que el uso de altas temperaturas incrementaría hasta el punto de tal
hidrólisis o precipitación de hierro en una forma que efectivamente podría ser
removida desde la solución.
Lo estudios clásicos de la fase de equilibrio[37] en el sistema Fe2O3-
SO3-H2O indicó que podría ser posible la precipitación de hierro desde la
solución a 200 °C en forma de Fe2O3 o hidroxisulfato Fe2O3 • 2SO3 • H2O o
como una mezcla de los dos componentes.
A temperaturas de aproximadamente 200 °C, la carfosiderita es
reemplazada por el hidroxisulfato como una fase sólida estable y la solubilidad
de hierro es incrementado. A más bajas concentraciones de sulfato ó ácido
sulfúrico, la goetita es reemplazada por la hematita como la fase sólida estable.
La hematita llega a ser estable a altas concentraciones de sulfato[43]. La
FIGURA 7 representa la zona de estabilidad de la formación de jarositas en
función de la temperatura y pH.
20
ANTECEDENTES
FIGURA 7. Región de estabilidad de la jarosita como una función del pH y
temperatura a partir de una solución de 0.5 M de Fe2(SO4)3[13].
Es evidente que una solución de sulfato Ferrico cuando se calentó a 200
°C se lleva a cabo la hidrólisis de acuerdo a las siguientes reacciones:
Fe2(SO4)3 + 2H2O = 2Fe(OH)(SO4) + H2SO4 (9)
Fe2(SO4)3 + 3H2O = Fe2O3 + 3H2SO4 (10)
La precipitación de hierro podría ser limitada por la concentración de
ácido sulfúrico que estaba presente inicialmente o fue generado por las
reacciones a menos que un agente neutralizante estuviera presente o fuera
añadido.
21
ANTECEDENTES
La diferencia en solubilidad de ión ferrico de 100 °C y 200 °C se
muestra más claramente en la FIGURA 8 donde se muestran la proyección de
las dos isotermas sobre el plano Fe-SO4-H2O. La línea punteada representa las
mezclas de sulfato ferrico – agua, y su posición (en relación a las líneas
representando soluciones en equilibrio con carfosiderita o fibroferrita) indica
que algo de ácido sulfúrico es necesario para que se obtengan las soluciones
estables de sulfato ferrico hasta 100 °C.
FIGURA 8. Sistema Fe2(SO4)3-H2SO4-H2O con isotermas 110°C y 200°C obtenido bibliográficamente.
2.3.2 Ventajas y desventajas del Proceso Jarosita.
Las ventajas del proceso son:
1. Simple y rápido para integrarse a una planta ya existente.
2. El precipitado es rápidamente espesado y filtrado.
3. Hay bajas pérdidas de zinc en la precipitación de la jarosita.
4. Puede controlarse tanto el álcali como el sulfato en el circuito.
5. Permite altas recuperaciones de zinc, cadmio, cobre, etc., además es
relativamente selectivo para el hierro y produce un residuo donde es
posible la recuperación de oro, plata y plomo.
22
ANTECEDENTES
Las desventajas del proceso son:
1. Se debe controlar el pH.
2. Es necesario usar un álcali.
3. Alto volumen del residuo con un contenido de hierro relativamente
bajo.
4. Origina residuos con sulfatos causando problemas ambientales.
23
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
III. HIDROMETALURGIA DEL PLOMO. 3.1 Mineralogia.
En la mayor parte de los depósitos primarios, los sulfuros como la
galena [PbS] y la esfalerita [ZnS] son los únicos minerales de plomo y zinc
existentes. Estos están comúnmente asociados y la esfalerita es predominante.
En pocos depósitos, la jamesonita [Pb4FeSb6S14] es un importante
constituyente de la mena, generalmente en sustitución de la galena.
Comúnmente los sulfuros asociados en los depósitos de plomo-zinc son la
pirita [FeS2], marcasita [FeS2] y calcopirita [CuFeS2]; y menos comunes son la
arsenopirita [FeAsS], tetrahedrita [(Cu,Fe,Ag)12Sb4S13], tenantita [(Cu,Fe,
Ag)12As4S13], enargita [Cu3AsS4], bornita [Cu5FeS4] y pirrotita [FeS]; la estibnita
[Sb2S3] es un constituyente ocasional. El cobre es un constituyente en menor
grado de las menas de plomo-zinc. La plata puede estar presente como
argentita [Ag2S], plata nativa o en otro tipo de minerales.
Los minerales mas comunes en la ganga incluyen carbonatos como la
calcita [CaCO3], dolomita [Ca,Mg(CO3)2], ankerita [Ca(Fe,Mg,Mn)(CO3)2] y
siderita; la rodocrosita [MnCO3] es menos comun. El cuarzo y el jasperoide
[SiO2], la aurita [CaF2] y barita [BaSO4] son comunes en la ganga. La rodonita
[MnSiO3] es menos común.
La variedad de la esfalerita [(Zn,Fe)S], conteniendo del 10 al 26%, es
común en muchos distritos mineros. Un porcentaje bajo de hierro en el
concentrado de zinc tiene efectos económicos adversos. El cadmio es común
en la esfalerita como impureza en la retícula del cristal, variando desde
insignificante trazas hasta 1.7% en raras ocasiones
La mayor parte de la plata es un subproducto de menas de plomo o de
plomo-zinc. Es raro encontrarlo en menas de zinc. La plata esta retenida en la
retícula de la galena. La plata también esta presente como tetrahedrita o
tenantita. Otros minerales de plata en menas primarias de plomo y de plomo-
24
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
zinc, son la argentita [Ag2S] y la matildita [AgBiS2] que están como inclusiones
en la galena.
En la figura 9 y 10 se muestra como se encuentran asociados los
minerales de sulfuros como la Calacopirita (Cp), Esfalerita (Sp), Galena (Ga) y
Pirita (Py), así como otros minerales asociados como el Galio (Ga), Oro (Au) y
Telurio (Te) en una mena de sulfuros complejos.
Py
Py
PySpSp
Sp
SpSp
Ga
Cp
0 50microns0 50microns
CpGa
Py
0 50microns0 50microns
Py Sp
TeSpGa
Sp
PySp
Figura 9. Microfotografias de minerales obtenidos durante la flotación de
Zinc en una planta de Beneficio (Concentrados de Zn, Grupo Peñoles).
25
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
Figura 10. Microfotografias de minerales obtenidos durante la flotación de
Plomo-Cobre en una planta de Beneficio (Concentrado de Plomo-Cobre, Grupo
Peñoles).
Una composición promedio de minerales Pb-Zn se muestra en la tabla 1.
Tabla 1. Composición promedio de minerales Pb - Zn [2].
% Pb % Zn %Cu %Fe %S %SiO2
0.12 1.35 0.6 5 5 -
2.3 2.5 1 1.8 - 20
1.6 4 0.5 8.5 16 19
La liberación de minerales contenidos en menas, se realiza por molienda
y a continuación se hace la flotación para la separación de plomo-cobre del
zinc . La tabla 2 muestra la composición del concentrado, resultado de la
flotación.
26
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
Tabla 2. Composición típica de concentrados por flotación.
Ensayes Producto Au(ppm) Ag(ppm) Pb(%) Zn(%) Cu(%) Fe(%)
Cabeza 2.21 256 1.59 6.60 0.48 33.78 Concentrado
Plomo 19.33 3,322 22.21 9.81 3.96 22.65
Concentrado Cobre
19.77 9,264 14.25 2.48 20.81 20.51
Concentrado Zinc
1.38 155 1.21 52.28 0.51 10.22
Colas 1.23 30 0.40 1.22 0.13 37.20
Los métodos hidrometalurgicos para recuperación de plomo de sus
concentrados están frecuentemente divididos en las siguientes etapas [45]:
• Pre-tratamiento: La etapa de conversión produce compuestos
adecuados para la disolución.
• Disolución: La disolución de concentrados o formación de compuestos
en la etapa de pretratamiento en solución.
• Tratamiento de la solución: Remover impurezas y precipitación de
compuestos de plomo.
• Recuperación: Etapa de producción de plomo metálico.
Sin embargo, en este trabajo, el proceso se lleva a cabo a partir del paso
N° 2, pues ya que el concentrado de galena pasa a la disolución (lixiviación) sin
ningún pre-tratamiento. La figura 11 es un diagrama esquemático de una planta
hidrometalúrgica.
3.2 Hidrometalurgia del plomo con ácido clorhídrico y cloruro ferrico.
Dutrizac [8] revisaron los estudios de disolución de minerales sulfurados
en soluciones iónicas férricas. Muchos de los trabajos ahí considerados, son
investigaciones realizadas en la antigua URSS, que acentuaron el desarrollo de
27
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
estos procesos. Estos autores y otros han reportado la estequiometría de la
reacción general para la galena en solución de cloruro férrico:
PbS + 2 FeCl3 PbCl2 + 2 FeCl2 + S0 (11)
Figura 11. Diagrama simplificado de la producción de metales desde minerales
o concentrados por vía hidrometalúrgica.
Palmer[33] y Dutrizac[12] reportaron una cinética parabólica, para todas
las condiciones de temperatura (28 - 98°C) y concentración de cloruro Ferrico
investigadas, lo que sugiere una difusión externa del cloruro de plomo
producido entre las capas de azufre que se producen lo que limita la velocidad.
En estos estudios, el azufre producido en la reacción fue reportado sin
porosidad. Foerstenau [16], sin embargo, observó la cinética parabólica en el
modelo de nucleación decreciente con difusión por los poros, como el paso de
control de la velocidad. Morin y colaboradores [30] reportaron la disolución de
galena en solución de cloruro ferrico saturado con cloruro de sodio sigue el
modelo de núcleo decreciente y reacciona arriba de 99°C. Kim y colaboradores
28
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
[24] mostraron que la reacción de la galena con cloruro ferrico sigue el modelo
de núcleo decreciente y sugirieron que la reacción en la superficie del mineral
fue la que controlo la velocidad. Los mismos autores han examinado los
efectos del ión cloruro en la cinética de disolución, sugiriendo que una película
de cloruro de plomo se forma en la superficie de la galena por una reacción
estequiometrica entre el Cl- y PbS anterior a la formación del plomo disuelto:
PbS + 2 Cl- PbCl2 + S0 + 2 e- (12)
Esta película es disuelta de acuerdo a la reacción
PbCl2 + 2 Cl- PbCl4- (13)
La concentración del ión cloruro ( que determina la velocidad de
disolución del ión cloruro ) pudiera ser relacionada con la velocidad de la
reacción total. Palmer [33] ha sugerido que las reacciones electroquímicas y la
serie catódica de media celda son:
Fe3+ + e- Fe2+ (14a)
FeCl2+ + e- Fe2+ + Cl- (14b)
FeCl2+ + e- Fe2+ + 2 Cl- (14c)
FeCl3 + e- Fe2+ + 3 Cl- (14d)
Que envuelven a varios cloro complejos del ión ferrico. Foerstenau [16],
explica que hay un control electroquímico. La reacción anódica envuelve la
oxidación de la galena a ión plomo y azufre elemental
PbS Pb2+ + S0 + 2 e- (15)
y la reacción catódica envuelve la reducción del ión ferrico a ión ferroso de
acuerdo a la reacción 4a; el mecanismo de reacción en la galena es un
intercambio de electrones. Aparentemente es una reacción química, pero en
realidad es una reacción electroquímica.
29
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
3.3 Hidrometalurgia del plomo con nitratos.
La lixiviación con ácido nítrico de concentrados y menas de sulfuro es un
método atractivo para la recuperación de metales básicos, debido a que el
HNO3 es un fuerte agente oxidante que puede ser fácilmente reciclado por
adición de oxigeno directamente en la lixiviación o usando una oxidación
externa de oxido nitroso.
Varios métodos basados en el ácido nítrico para el procesamiento de
concentrados y minerales sulfurosos para hierro y metales no ferrosos han sido
propuestos y examinados ( Bjorling y Kolta, 1964[4]; Prater y colaboradores,
1973[38]; Habashi, 1973[18,19], Bjorling y colaboradores, 1976[5]; Vizsolyi y
Peters, 1980[48]; Brennecke y colaboradores, 1981[7]; Fair y colaboradores,
1986[14]; Fuerstenau y colaboradores, 1987[17]; Van Weert y Shang, 1993[47];
Dropper y Shang, 1995[9]; Kholmogorov y colaboradores, 1998[23]; Novoselov
y Makotchenko, 1999[32]; Pashkov y colaboradores, 2002[34]) pero no aparece
operando en plantas comerciales en la actualidad. Una importante ventaja de la
lixiviación con ácido nítrico es la oxidación del azufre y sulfuros a sulfatos y
azufre elemental, en muchos casos en partes iguales. Esto tiene como
resultado un incremento en el consumo de ácido nítrico por la formación de
sulfatos, incrementando el costo del tratamiento de la solución y la
regeneración del ácido. Por ejemplo, un concentrado de plomo-zinc fue casi
completamente lixiviado con 2 M de HNO3 a 90°C, alrededor del 50% del plomo
fue encontrado en el residuo como PbSO4(S) (Kholmogorov y colaboradores,
1998[23]). La Hidrometalurgia del plomo es complicada por la baja solubilidad
de las sales del plomo y una importante ventaja de la electrolisis de nitratos en
que el nitrato de plomo es altamente soluble, es perdido en el caso de la
lixiviación convencional de plomo con ácido nítrico debido a la conversión de
PbS(S) a PbSO4(S).
La cinética y el mecanismo de disolución de sulfuros metálicos en ácido
nítrico así como la formación de azufre elemental y sulfatos es poco
comprendido. Se puede establecer que la producción de sulfatos aumenta con
el incremento de la concentración de ácido nítrico y el potencial de electrodo de
30
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
la pirita y otros minerales, mientras el azufre elemental es oxidado a sulfato
muy rápidamente ( Dropper y Shang, 1995[9]; Flatt y Woods, 2000[15]), sin
embargo, las conclusiones acerca del efecto de la temperatura sobre el
rendimiento de los sulfatos es contradictorio (Bjorling y Kolta, 1964[4]; Flatt y
Woods, 2000[15]). Se encontró que el hierro, cobre y los iones plata aceleran la
disolución de los sulfuros metálicos en soluciones de ácido nítrico ( Mulak,
1987[31]; Fuerstenau y colaboradores, 1987[17]), así como en otros medios de
oxidación.
El comportamiento del sulfuro de plomo (PbS) en soluciones de HNO3
ha recibido muy poca atención. Peters y Vizsolyi (1969) [36] propusierón que la
química de lixiviación de galena con ácido nítrico esta dada por:
3PbS + 8HNO3 3Pb(NO3)2 + 2NO(g) + 4H2O + S° (16)
Con esta ecuación el plomo puede disolverse usando 1.23 gramos de
concentrado por cada gramo de HNO3 usado, ellos encontraron una disolución
del 82% de concentrado de plomo de Pine Point (78.2 % de Pb) en 2 horas y
un 91 % en 10 horas con una concentración inicial de ácido nítrico de 120 g l-1
(1.9 M) y una solución final con un pH de 2.4, conteniendo en el licor 120 g l-1de
Pb. Si esta lixiviación fuese usada para el proceso de obtención de plomo, se
necesitaría una etapa de purificación ( para remover el hierro y el zinc de la
solución, pero también para remover los nitritos (NO2-) residuales los cuales
pueden interferir en la electrorefinación). Esta purificación puede lograrse
adicionando PbO para neutralizar el ácido e hidrolizar el hierro, cobre y zinc; y
con PbO2 se reduce la oxidación de las formas del nitrógeno. Para la
producción final del plomo puede usarse la electrorefinación.
La electrorefinación del plomo desde soluciones de nitrato no es tan
directa como es la electrorefinación de cobre o del zinc de soluciones de
sulfatos. Hay dos complicaciones:
1. El plomo no solo se deposita sobre el cátodo como metal, también en el
ánodo como PbO2.
31
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
Pb2+ + H2O PbO2 + 4H+ + 2e (17)
2. El ácido nítrico reduce al cátodo y puede redisolver los depósitos de
plomo cuando los contenidos de ácido exceden los 10 g l-1 (0.18 M).
Tal procesamiento de plomo tiende a producir la mitad de plomo
metálico y la otra mitad de dióxido de plomo, el cual puede ser comercializado.
Los residuos de la lixiviación con ácido nítrico pueden contener azufre
elemental, sulfato de plomo, sulfato de zinc, metales preciosos e impurezas. Si
el proceso con ácido nítrico puede ser viable, el tratamiento de los residuos
puede llevarse a cabo. Un diagrama de flujo simplificado para un proceso con
ácido nítrico es mostrado en la figura 12.
Figura 12. Diagrama de flujo simplificado para el procesamiento de plomo
basado en la lixiviación con ácido nítrico. Esta lixiviación opera a temperatura
ambiente y en tanques sin presión.
Fuerstenau y colaboradores (1987) [17] reportaron la cinética de
lixiviación de galena en soluciones de nitrato ferrico. Ellos encontraron que la
oxidación de galena produce azufre elemental y la velocidad es proporcional a
32
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
la raíz cuadrada de concentración de Fe3+, la adición de 1 M de nitrato de sodio
desacelera la reacción. La energía de activación fue de 47 kJ mol-1 y los
autores asumieron que la disolución procedió por un mecanismo electroquímico
con los iones férricos como oxidantes y la velocidad fue controlada por reacción
en la superficie.
Holmes y Crundwell (1995) [21] estudiarón la voltametria de la oxidación
electroquímica en electrodo de disco rotatorio de PbS con 0.6 M NaNO3 + 0.5
M H+ y llegarón a la conclusión que la corriente es controlada por la velocidad
de la reacción electroquímica. Mikhlin y colaboradores (2002) [29] compararón
la voltametria , el electrodo de disco rotatorio y datos en MEB para la oxidación
de PbS en soluciones de ácido nítrico y perclorhidrico y sugirieron que la
disolución anódica fue afectada por las alteraciones de la composición y
características semiconductoras de la reacción desordenada de la capa
superficial de la galena y la formación de azufre elemental y sulfato de plomo.
Pashkov y colaboradores (2002) [34] estudiaron la disolución de galena en
electrodo de disco rotatorio en soluciones de ácido nítrico y encontraron una
aparente energía de activación de 35 kJ mol-1 en 1 M HNO3 a o Volts y
sugireron que el proceso es controlado por reacción química o electroquímica.
A.G. Kholmogorov y col. [22] estudiaron la disolución de concentrado
de sulfuro de plomo usando un sistema basado en nitratos [ PbS-HNO3-
Fe(NO3)3]. Como resultado las soluciones compuestas de [ Pb(NO3)2-HNO3-
H2O ] obtuvieron. La tecnología hidrometalúrgica para la síntesis de sales de
plomo con ácido nítrico y sulfato férrico en solución es mostrada en la figura 13.
33
HIDROMETALURGIA DEL PLOMO
PbS
Disolución de PbS en sales
Solución Residuo insoluble
Precipitación de Pb Recuperación de
(PbSO4, PbBr2, etc.) S, Ag, Bi, etc.
PbSO4 Fe(NO3)2
K2CO3 Conversión a Fe(NO3)3
Carbonización
K2SO4 PbCO3
Disolución en disolvente
Orgánico e inorgánico
Solución de sales de plomo
Síntesis de sales de plomo
Figura 13. Diagrama principal en hidrometalurgia par el procesamiento de
concentrados de PbS [23] .
34
ESTUDIO TERMODINAMICO
IV. ESTUDIO TERMODINAMICO. 4.1 CONSTRUCCIÓN DE DIAGRAMAS DE DISTRIBUCIÓN DE ESPECIES.
La técnica usada para determinar los diagramas de distribución de
especies pueden ser ilustrados usando el sistema Plomo – Nitrato. Hay cinco
especies acuosas que pueden estar presentes en el sistema: Pb2+, PbNO3+,
Pb(NO3)2, Pb(NO3)3-, y Pb(NO3)4
2-.
En el sistema, la concentración total de especies de plomo esta dada
por:
{PbII} = {Pb2+} + {PbNO+} + {Pb(NO3)2} + {Pb(NO3)3-} + {Pb(NO3)4
2-}
(18)
Para cada especie, la reacción entre Pb y Nitrato puede escribirse:
Pb2+ + NO3- PbNO3
+ (19)
Pb2+ + 2NO3- Pb(NO3)2
- (20)
Pb2+ + 3NO3- Pb(NO3)3
- (21)
Pb2+ + 4NO3- Pb(NO3)4
2- (22)
Y para cada una de estas reacciones, la constante de equilibrio Kn
puede ser calculada de la energía libre estándar de la reacción usada:
∆G° = - RT ln (Kn) (23)
En el equilibrio:
K2 = }}{{
}{
32 −+
+
NOPbPbNO (24)
35
ESTUDIO TERMODINAMICO
K3 = 23
223
}}{{})({
−+ NOPbNOPb (25)
K4 = 33
233
}}{{}){−+
−
NOPbPbNO (26)
K5 = 43
2
243
}}{{}){
−+
−
NOPbPbNO (27)
Las cuales pueden reordenarse en la proporción de cada especie como
una función de la concentración de Pb2+ y NO3-:
{PbNO3+} = K2 {Pb2+} {NO3
-} (28)
{Pb(NO3)2} = K3 {Pb2+} {NO3-}2 (29)
{Pb(NO3)3-} = K4 {Pb2+} {NO3
-}3 (30)
{Pb(NO3)42-} = K5 {Pb2+} {NO3
-}4 (31)
Entonces, sustituyendo las ecuaciones (28) – (31) dentro de la ecuación
(18) da la concentración de plomo total en el sistema como función de {Pb2+} y
el pNO3:
{PbII} = {Pb2+} + K2{Pb2+}{NO3-} + K3{Pb2+}{NO3
-}2 + K4{Pb2+}{NO3-}3 +
K5{Pb2+}{NO3-}4 (32)
Factorizando y dividiendo por {Pb2+} da la fracción de iones en función
de la concentración de nitratos, por ejemplo pNO3:
}{}{ 2
IIPbPb +
= 4
353
342
3332 }{}{}{}{1(1
−−−− ++++ NOKNOKNOKNOK (33)
Sustituyendo este valor dentro de las ecuaciones (28) – (31) da la
fracción de las otras especies de plomo presentes en un amplio rango de
pNO3.
36
ESTUDIO TERMODINAMICO
4.2 DATOS TERMODINAMICOS.
Los datos termodinámicos usados son proporcionados por el programa
de computo Fact Sage, en diversos intervalos de temperatura. La Tabla 3
muestra los valores de la energía libre estándar de Gibbs de formación de
especies para los sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-HNO3, Pb(II)-HNO3.
La energía libre estándar de Gibbs de formación no esta tabulada para
todos los complejos de los sistemas arriba mencionados. La estabilidad de
estos fue deducida usando la constante de equilibrio presentada en la Tabla 4.
Tabla 3. Energía libre estándar de Gibbs de formación de especies en los
sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-HNO3, Pb(II)-HNO3, N(V)-HNO3, N(III)-HNO3 y
S(V)-HNO3 a 298.15, 373.15 y 413.15 K y 1 atm.
Especie Estado ∆Gf° kJ/mol
298.15 K 373.15 K 413.15 K
H+ Acuoso 0 0 0
OH- Acuoso -226.744 -224.939 -223.265
H2O Liquido -306.686 -312.59 -316.223
H2 Gas -38.930 -48.975 -54.519
O2 Gas -61.132 -76.767 -85.296
Ag+ Acuoso 83.731 77.921 74.622
AgNO3* Liquido -157.790 -171.056 -178.949
Fe3+ Acuoso 45.649 69.137 81.586
FeNO32+ Acuoso -121.754 -121.754 -121.754
Fe(NO3)3(S)* Solidó -707.495 -716.752 -721.690
Pb2+ Acuoso -4.792 -5.245 -5.131
PbNO3+ ** Acuoso -257.879 -268.096 -272.525
Pb(NO3)2** Acuoso -2.283 -0.751 -0.251
Pb(NO3)3-- ** Acuoso -759.287 -787.900 -800.594
Pb(NO3)42- ** Acuoso -1007.550 -1037.752 -1049.649
NO3- Acuoso -251.188 -261.287 -266.118
37
ESTUDIO TERMODINAMICO
HNO3 Líquido -219.799 -23.428 -243.747
NO2- Acuoso -146.390 -155.904 -162.407
HNO2 Acuoso -159.626 -168.983 -175.745
H2SO4 Liquido -860.770 -873.788 -881.681
HSO4- Acuoso -929.613 -937.757 -944.625
SO42- Acuoso -914.844 -914.627 -913.453
Tabla 4. Constantes de disociación para los sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-
HNO3, Pb(II)-HNO3, Cu(II)-HNO3 y Zn(II)-HNO3 a 298.15, 373.15 y 413.15 K y 1
atm. (I es el esfuerzo iónico de donde fueron adquiridos, todos de la referencia
[49]).
Constante de estabilidad
Reacción log k (298.15 K) log k (373.15 K) log k (413.15 K)
Ag++NO3- AgNO3 -0.2 (I=0)
Fe3++NO3- FeNO3
2+ 1.0 (I=0) -0.62 -1.546
Pb2++NO3- PbNO3
+ 0.33(I=1) 0.219 0.160
Pb2++2NO3- Pb(NO3)2 0.4(I=1) 0.105 0.032
Pb2++3NO3- Pb(NO3)3
- 0.2(I=1) -0.169 -0.366
Pb2++4NO3- Pb(NO3)4
2- -0.3(I=1) -1.776 -2.563
38
ESTUDIO TERMODINAMICO
4.3 DISTRIBUCIÒN DE ESPECIES DURANTE LA LIXIVIACIÒN.
En una solución de nitratos, el Ag(I), Fe(III) y Pb(II) existen en varias
especies (Ag+, AgNO3, Fe3+, FeNO32+, Fe(NO3)3, Pb2+, PbNO3
-, Pb(NO3)2,
Pb(NO3)3- y Pb(NO3)4
2-,).
En soluciones concentradas de ácido nítrico como solvente y sulfuros
minerales como solutos, la plata, el hierro y el plomo forman iones complejos
de acuerdo a las siguientes ecuaciones:
H+ + NO3- HNO3 (34)
H+ + NO2- HNO2 (35)
H+ + SO42- HSO4
- (36)
2H+ + HSO4- H2SO4 (37)
Ag+ + NO3- AgNO3 (38)
Fe3+ + NO3- FeNO3
2+ (39)
Fe3+ + 3NO3- Fe(NO3)3
(40)
Pb2+ + NO3- PbNO3
- (41)
PbNO3- + NO3
- Pb(NO3)2 (42)
Pb(NO3)2 + NO3- Pb(NO3)3
- (43)
Pb(NO3)3- + NO3
- Pb(NO3)42- (44)
Como en otros sistemas de nitrato, la distribución de las especies
depende de la concentración de la solución. En el presente estudio, la
estabilidad para los sistemas Ag(I)-HNO3, Fe(III)-HNO3 y Pb(II)-HNO3 fueron
examinados. En una solución con estequiometrico de HNO3 y una
concentración de mineral del 2% en peso, Ag+, Fe3+ y Pb2+ y son las especies
predominantes. Los diagramas de estabilidad para estos sistemas a 413.15 K
se muestran en las diagramas 1 - 5. Por otra parte, al estar en solución de
ácido nítrico el azufre de los minerales producto de la lixiviación, produce iones
sulfatos que al estar en contacto con los iones metálicos producen una gran
cantidad de iones complejos. La estabilidad para los sistemas Ag(I)-SO4,
Ca(II)-SO4, Fe(III) -SO4 y Pb(II) -SO4 se muestran en los diagramas 6 – 9.
39
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
NO3-
HNO3
NO2-
HNO2
413.15 K
Diagrama 1. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema N(V)-
HNO3 y N(III)-HNO3 a 413.15 K.
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
SO4-
HSO4-
H2SO4(aq)
413.15 K
Diagrama 2. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema S(VI)-
H2SO4 a 413.15 K.
40
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Pb2+
PbNO3+
Pb(NO3)2(aq)
Pb(NO3)3-
Pb(NO3)42-
Frac
ción
de
Espe
cies
pNO3
413.15 K
Diagrama 3. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Pb(II)-
HNO3 a 413.15 K.
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Ag+
AgNO3(aq)
Frac
ción
de
Dis
oluc
ión
pNO3
413.15 K
Diagrama 4. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Ag(I)-
HNO3 a 413.15 K.
41
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Fe3+
FeNO32+
Frac
ción
de
Espe
cies
pNO3
413.15 K
Diagrama 5. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Fe(III)-
HNO3 a 413.15.15 K.
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
Ag+
AgSO4-
Ag2SO4(S)
413.15 K
Diagrama 6. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Ag(I)-SO4
a 413.15.15 K.
42
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
Ca2+
CaSO4(aq)
CaSO4(S)
413.15 K
Diagrama 7. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Ca(II)-
SO4 a 413.15.15 K.
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
Fe3+
FeSO4+
Fe(SO4)2-
413.15 K
Diagrama 8. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Fe(III)-
SO4 a 413.15.15 K.
43
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
pH
Pb2+
PbSO4(S)
413.15 K
Diagrama 9. Distribución relativa de especies iónicas para el sistema Pb(II)-SO4
a 413.15.15 K.
4.4 CONSTRUCCIÓN DE LOS DIAGRAMAS POURBAIX (E-pH) DEL
SISTEMA Pb-N-S-H2O A DIFERENTES TEMPERATURAS.
En la actualidad el rápido incremento en el uso de diagramas E-pH es
sorprendente, estos muestran la relación de estabilidad de los minerales. Los
diagramas E-pH son representaciones graficas de los dominios de estabilidad
de iones metálicos, óxidos, sulfuros y otras especies en solución. Estas líneas
muestran los límites entre dos dominios y expresan el valor del potencial de
equilibrio entre dos especies como una función del pH. Para realizar los
cálculos termodinámicos, tales como los potenciales estándar químicos se
utilizan la ecuación de Nernst. Los diagramas E-pH proporcionan una
expresión grafica de la ley de Nernst. La ecuación de Nernst es de utilidad para
determinar el cambio de energía libre de una reacción [42].
44
ESTUDIO TERMODINAMICO
Estos diagramas dan el equilibrio de las reacciones ácido - bases
independientemente de los potenciales. Estos equilibrios se representan por
líneas verticales o diagonales, en específico para el pH. Los diagramas E-pH
organizan el tipo de información muy importante que son usados en la
disolución de minerales. Haciendo estos es posible predecir las posibles
reacciones que se llevaran a cabo en condiciones específicas de Potencial y
pH.
Los diagramas Potencial – pH son dibujados con el pH sobre el eje
horizontal y el voltaje sobre el eje vertical[42]. Considerando una reacción
generalizada envolviendo n electrones:
aA + mH+ + ne = bB + dH2O (45)
El potencial electroquímico de equilibrio, E, para esta reacción esta dada
por la ecuación de Nerst:
E = E° + nF
RT303.2 log db
ma
OHBHA
}{}{}{}{
2
+
Volts (46)
Donde E°, R, T y F son el potencial electroquímico de equilibrio
estándar, la constante universal de los gases, temperatura absoluta y la
constante de Faraday. {i} denota la actividad termodinámica de i. Cuando
graficamos sobre un diagrama E-pH, la ecuación (46) genera una pendiente
2.303 nF
RTm con unidades pHV . La posición de cada línea depende de la
magnitud de {A} y {B}. Si estas son sólidos puros, la actividad es la unidad.
Para sustancias iónicas, acuosas o gaseosas, la actividad debe ser
especificada; generalmente estos valores son apropiados para una aplicación
especifica.
Las reacciones no necesariamente envuelven un cambio en el estado de
oxidación. Para la reacción general:
45
ESTUDIO TERMODINAMICO
aA + mH+ = bB + dH2O (47)
la energía libre de Gibbs de la reacción, determina la posición de
equilibrio:
∆G° = -RT ln ma
db
HAOHB}{}{}{}{ 2
+ (48)
Para una actividad especifica de A y B, la línea de equilibro depende de
un pH especifico:
pH = - log a
db
AOHB
}{}{}{ 2 -
RTG
303.2°Δ (49)
Este pH es independiente del potencial. Las especies A es la más básica
de los compuestos envueltos y predominan a valores de pH altos, a la inversa,
las especies B predominan a valores de pH bajos.
4.4.1 ACTIVIDAD DE LOS IONES HIDROGENO
En las soluciones acuosas siempre existe cierta cantidad de iones
hidrógeno la cual puede relacionarse con su actividad química. Debido a la
facilidad de la técnica experimental, la actividad de los iones hidrógeno ha sido
usada como una variable característica en las soluciones acuosas. Esta
actividad generalmente se expresa en forma logarítmica lo que da lugar al
término llamado pH:
pH = -log10 a H+ (50)
Muchas reacciones pueden expresarse en términos del parámetro pH,
no solamente soluciones ácidas sino también aquellas en la que intervienen
óxidos, hidróxidos, sales, carbonatos, silicatos, sulfuros y fosfuros. En nuestro
46
ESTUDIO TERMODINAMICO
caso, la disolución de la galena (PbS) en ácido sulfídrico se representa
mediante:
PbS(S) + 2H+ + 2e- → Pb(S) + H2S(g) (51)
En condiciones de equilibrio, las únicas variables serán las actividades la
actividad del H+ [40]. La constante de equilibrio se escribe:
log10K = log10[ 1 / a2H
+ ] (52)
Acomodando y sustituyendo pH = -log10 aH+ se obtiene:
log10K = 2pH (53)
La mayor parte de las veces, se dispone de diagramas E - pH a 298.15
K, pero no se tiene información termodinámica de compuestos y especies en
estado acuoso a temperaturas elevadas. Debido a esto se llevo a cabo la
construcción de estos diagramas de equilibrio a diferentes temperaturas. Los
datos termodinámicos a fueron tomados de un programa de computadora Fact
Sage a diferentes intervalos de temperatura. La Tabla 6 muestra los valores de
la energía libre estándar de Gibbs de formación de especies para el sistema
Pb – N – S – H2O a 413.15 K. La Tabla 7 muestra las líneas de equilibrio para
el sistema Pb – N – S – H2O a 413.15 K y 10 atm.
Tabla 5. Energía libre estándar de Gibbs de formación de especies en el
sistema Pb – N – S – H2O, a 413.15 K y 10 atm.
Especies Datos ∆G(kJ/mol) ∆G(Kcal/mol)
Pb, N , S gases:
1 N2(g) FACT -91.877 -21.959
2 H2S(g) FACT -119.323 -28.519
Pb, N , S liquidas:
3 HONO2(l) FACT -251.81 -60.184
4 H2SO4(H2O)(l) FACT -1237.343 -295.732
47
ESTUDIO TERMODINAMICO
Pb, N , S especies acuosas :
5 N2(aq) FACT -64.092 -15.318
6 NH3(aq) FACT -132.95 -31.776
7 NH4+ FACT -186.758 -44.636
8 ONO- FACT -166.269 -39.739
9 NO3- FACT -272.764 -65.192
10 HONO(aq) FACT -179.999 -43.021
11 S2- FACT 40 9.56
12 HS- FACT -42.117 -10.066
13 H2S(aq) FACT -97.766 -23.367
14 SO2(aq) FACT -401.735 -96.017
15 SO42- FACT -910.539 -217.624
16 S2O82- FACT -1468.455 -350.969
17 HSO4- FACT -956.13 -228.521
18 H2S2O4(aq) FACT -616.722 -147.4
19 Pb2+ FACT -4.395 -1.05
Pb, N , S sólidos:
20 S(s) FACT -16.206 -3.873
21 S(s2) FACT -16.327 -3.902
22 Pb(s) FACT -31.84 -7.61
23 PbO(s) FACT -252.887 -60.441
24 PbO(s2) FACT -252.625 -60.379
25 PbO2(s) FACT -311.259 -74.393
26 Pb(OH)2(s) FACT -452.2 -108.078
27 PbS(s) FACT -143.718 -34.349
28 PbSO4(s) FACT -994.961 -237.801
29 PbSO4(s2) FACT -990.131 -236.647
30 PbOPbSO4(s) FACT -1276.001 -304.972
Otros gases:
31 H2(g) FACT -63.044 -15.068
32 O2(g) FACT -98.307 -23.496
Otros líquidos:
48
ESTUDIO TERMODINAMICO
33 H2O(l) FACT -322.229 -77.015
Otras especies acuosas:
34 H+ FACT 0 0
35 OH- FACT -219.826 -52.54
36 e-(aq) ELEM -31.295 -7.48
Tabla 6. Líneas de equilibrio sistema Pb–N–S–H2O a 413.15 K y 10 atm. Número Reacción Línea de equilibrio
1 PbO2+S2O82-+2H++2e PbO2+2HSO4
-+2NO3- 2.01-0.0825pH-
0.0206log}{}{
282
24−
−
OSHSO
2 PbO2+S2O82-+NO3
-+2e PbO2+2SO42-+NO3
-
2.01-0.041log}{
}{2
82
224
−
−
OSSO
3 PbO2+SO42-+NO3
-+H+ PbO2+HSO4-+NO3
- pH=3.94
4 2PbO2+HSO4-+NO3
-+3H+ PbO2+HSO4-+NO3
- 1.758-0.163pH-
0.041log }{ 4−HSO
5 2PbO2+SO42-+NO3
-+4H++2e PbO2+PbSO4
+NO3-+2H2O
1.5964-0.164pH-
0.041log }{ 24
−SO
6 PbSO4+PbO2+NO3-+4H++2e PbSO4+Pb2+
+NO3-+2H2O
1.4398-0.123pH-
0.041log }{ 2+Pb
7 2PbSO4+PbO2+NO3-
+2H++2e PbO.PbSO4+PbSO4+NO3-+H2O
1.2253-0.0819pH
8 PbO.PbSO4+PbSO4+NO3-
+2H+ 2PbSO4+Pb2++NO3-+H2O
pH=2.6188-0.5log }{ 2+Pb
9 PbSO4+Pb2++2NO3-+12H++10e PbSO4+Pb2+
+N2+6H2O
1.2159-0.0984pH-
0.0082log2
3
2
}{ −NOpN
10 PbO.PbSO4+PbSO4+2NO3-+12H++10e
PbO.PbSO4+PbSO4+N2+6H2O
1.2159-0.0984pH-
0.0082log2
3
2
}{ −NOpN
11 PbO.PbSO4+PbSO4+N2+2H+
2PbSO4+Pb2++ N2+H2O pH=2.6188-0.5log }{ 2+Pb
12 PbSO4+Pb2++N2+8H++6e 2Pb2++S+N2+4H2O 0.2432-0.1093pH-
49
ESTUDIO TERMODINAMICO
0.0137log }{ 2+Pb
13 PbSO4+Pb2++N2+8H++8e PbS+Pb2++N2+
4H2O
0.2652-0.082pH
14 PbO.PbSO4+PbSO4+N2+8H++8e
PbO.PbSO4+PbS+N2+4H2O
0.2652-0.082pH
15 Pb2++S+N2+8H++6e Pb2++S+2NH4+ 0.2124-0.1093pH-
0.014log2
24 }{
pNNH +
16 2Pb2++S+N2+2e PbS+Pb2++N2 0.3311+0.0409log{Pb2+}
17 Pb2++S+NH4++2H++2e Pb2++H2S+NH4
+ 0.1976-0.082pH
18 2Pb2++S+NH4++2e PbS+Pb2++NH4
+0.3311+0.0409log }{ 2+Pb
19 PbS+Pb2++N2+8H++6e PbS+Pb2++2NH4+ 0.2124-0.1093pH-
0.014log2
24 }{
pNNH +
20 PbS+Pb2++N2+2e PbS+Pb+N2 -0.1665+0.041 }{ 2+Pb
21 PbO.PbSO4+PbS+N2+10H++8e 2PbS+Pb2+
+N2+5H2O
0.3188-0.1025pH
+0.041 }{ 2+Pb
22 PbS+Pb2++NH4++2H+ 2Pb2++H2S+NH4
+ pH=-1.6286-
0.5logSpH
Pb
2
22 }{ +
23 Pb2++H2S+NH4++2e Pb+H2S+NH4
+-0.1665+0.041 }{ 2+Pb
24 PbS+Pb2++NH4++2e PbS+Pb+NH4
+-0.1665+0.041 }{ 2+Pb
25 PbS+Pb+N2+8H++6e PbS+Pb+2NH4+ 0.2019-0.1093pH-
0.014log2
24 }{
pNNH +
26 PbS+Pb+NH4++2H++2e 2Pb+H2S+NH4
+ -0.3-0.082pH-
0.041log SpH 2
27 O2+4H++4e 2H2O 1.1361-
0.082pH+0.025log 2pO
28 2H++2e H2 0.0011-0.082pH-
0.041log 2pH
50
ESTUDIO TERMODINAMICO
4.5 Estudio termodinámico de lixiviación de galena con acido nítrico.
La Lixiviación con ácido nítrico de concentrados y minerales sulfurosos
es un método atractivo para la recuperación de metales básicos, debido a que
el HNO3 es un fuerte agente lixiviante y este puede ser fácilmente reciclado por
la adición de oxigeno directamente en la mezcla de lixiviación o usando una
oxidación externa de Oxido Nitroso (NO). Varios métodos basados en el ácido
nítrico para el procesamiento de concentrados y minerales de metales no-
ferrosos han sido propuestos y examinados, pero no aparecen operando en las
plantas comerciales en el presente. Un importante defecto de la lixiviación de
ácido nítrico es la oxidación del azufre contenido en la galena a azufre
elemental y sulfato, en muchos de los casos en partes iguales. Esto resulta en
un incremento del consumo de ácido nítrico y la necesidad de usar el sulfato,
aumentando el costo del tratamiento de la solución y la regeneración del ácido.
La Hidrometalurgia del Plomo es complicada por la baja solubilidad de la
mayoría de las sales de plomo, una gran ventaja de los electrolitos de los
nitratos como el nitrato de plomo que es altamente soluble, la pierde cuando se
encuentran presentes los iones sulfatos en el caso de la lixiviación
convencional de plomo con ácido nítrico debido a la conversión de PbS(S) a
PbSO4(S).
51
ESTUDIO TERMODINAMICO
4.6 Estudio Termodinámico de Lixiviación ácida con HNO3 a elevada presión y temperatura.
Para el análisis termodinámico de la lixiviación a presión, se parte de los
diagramas E-pH para los sistemas Pb-N-S-H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K en
un intervalo de pH de -2 a 4 y un voltaje de -2 a 2 V que están representados
en el Diagrama 10.
-2 -1 0 1 2 3 4
-2 -1 0 1 2 3 4
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
(6)
Pb2++S(S)+NH4+
(6)
(5)
Pb2++S(S)+N2(g)(5)
(4)
PbO.PbSO4(s)+PbS(S)+N2(g)(4)
(3)
PbO.PbSO4(s)+PbSO4(S)+N2(g)(3)
(2)
PbO.PbSO4(s)+PbSO4(S)+NO3-(2)
PbO2(s)+SO42-+NO3
-
(1)
PbS(s)+Pb2++N2(g)
Pb2+
+H2S(g)+NH4+
PbSO4(s)+Pb2++NO-
3 PbO2(S)+PbSO4+NO -
3
PbO2(S)+S2O2-8 +NO-
3
PbO2(S)+HSO-4+NO
-3
PbSO4(s)+Pb2+
+N2(g)
PbS(s)+Pb2+
+NH4+
PbS(s)+Pb(s)+NH4+
E (v
olts
)
pH
413.15 K
Pb(s)+H2S(g)+NH4+
(1)
-2 -1 0 1 2 3 4
-2 -1 0 1 2 3 4
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
(4)Ag
2S(S)+H2S(g)+NH
4+
Ag(S)+H2S(g)+NH4+
Ag(S)+HSO4-+N2(g)
AgSO4-+Ag(S)+N2(g)
Ag2SO4(S)+AgSO4-+N2(g)
Ag2SO4(S)+AgSO4-+NO3
- AgSO4-+Ag2O3(S)+NO3
-
Ag2O3(S)+HSO4-+NO3
- Ag2O3(S)+S2O82-+NO3
-
E(Vo
lts)
pH
(4) Ag2S(S)+H2S(g)+N2(g)
(3) Ag2S(S)+S(S)+NH4+
(2) Ag2S(S)+S(S)+N2(g)
(1) Ag2S(S)+HSO4-+N2(g)
(3)(2)
(1)
413.15 K
Diagrama 10.Diagramas de equilibrio para los sistemas Pb-N-S-H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K. Actividad de [Pb]=0.21, [Ag]=1x10-4, [N]=1.0, pO2=10 atm y [S]=0.21.
52
ESTUDIO TERMODINAMICO
Las reacciones propuestas para la lixiviación de Galena y Argentita con
HNO3 son:
2PbS(S)+2NO3-+4H++O2(g) Pb2++S(S)+PbSO4(S)+2NO(g)+2H2O(l) (54)
ΔG413.15=-737.824 kJ mol-1
2Ag2S(S)+2NO3-+4H++5O2(g)+4e 2AgSO4
-+Ag2SO4(S)+2NO(g)+2H2O(l) (55)
ΔG413.15= -1,890.230 kJ mol-1
De acuerdo a los ΔG de las reacciónes y al diagrama E-pH, se tiene que
la disolución de la Galena es posible llevarse a cabo desde un intervalo de pH
de -2 a 3 y un voltaje de .0.2 a 1.7 V donde se desarrollara el trabajo, con la
formación de Pb2+, PbSO4(S) y S(S) para la zona de estabilidad del agua en la
zona de oxidación ácida de los diagramas.
Para la Argentita la reacción es posible de acuerdo a su ΔG y al
diagrama E-pH 10, se observa que la lixiviación sucede dentro de un intervalo
de pH de -2 a 2 y un voltaje de 0.2 a 1.9 V con la formación de AgSO4-,
Ag2SO4(S) y S(S).
Podemos ver que durante los intervalos de trabajo, estamos produciendo
iones sulfato que reaccionan con los iones metálicos formando PbSO4(S) y
Ag2SO4(S). Lo cual se comprueba de acuerdo al Diagrama de Pourbaix (11)
para el sistema S-H2O y el diagrama de complejación del sistema S(VI)- H2O,
se están produciendo iones HSO4- en la región ácida de lixiviación que con la
presencia de O2 gaseoso reacciona formando iones sulfatos de acuerdo:
HSO4
-+1/2O2(g)+2e 2SO42-+H2O(l) (56)
ΔG413.15= -156,923 kJ mol-1
El ión sulfato al estar en contacto con los iones Pb2+ y Ag+ producidos en
la lixiviación, reaccionaran formando PbSO4(S) y Ag2SO4(S) de acuerdo a las
siguientes reacciones:
53
ESTUDIO TERMODINAMICO
Pb2+ + SO42- PbSO4(S) (57)
ΔG413.15= -64.924 kJ mol-1
2Ag+ + SO42- Ag2SO4(S) (58)
ΔG413.15= -93.431 kJ mol-1
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
S(l)
S2-HS-
H2S(g)
H2S(aq)
HSO4-
S2O82-
E (V
olts
)
pH
SO42-
log pH2S=0
O2
H2O
H2
413.15 K
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
de
S
pH
SO4-
HSO4-
H2SO4(aq)
413.15 K
Diagrama 11. Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas S-H2O y
S(VI)-H2O a 413.15 K. Actividad de pO2=10 atm y [S]=0.21.
54
ESTUDIO TERMODINAMICO
Como se puede observar en los diagramas de complejación para los
sistemas Pb(II)-SO4 y Ag(I)-SO4 del Diagrama 12, en donde las especies
predominantes son el PbSO4(S) y el Ag2SO4(S).
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Fr
acci
ón d
e Es
peci
es d
e Pb
pH
Pb2+
PbSO4(S)
413.15 K
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
de
Ag
pH
Ag+
AgSO4-
Ag2SO4(S)
413.15 K
Diagrama 12.Diagramas de especies para los sistemas Pb(II)-SO4 y Ag(I)-SO4
a 413.15 K.
55
ESTUDIO TERMODINAMICO
Por lo anterior y debido a que la termodinámica predice la precipitación
del Pb y Ag en forma de PbSO4(S) y el Ag2SO4(S) y no puede alcanzarse la
disolución del concentrado de Plomo al 100%, se adiciona al sistema Nitrato de
Calcio para ver el efecto que tiene en la lixiviación.
Diagrama 13 muestra el diagrama de Pourbaix para el sistema Ca-N-
H2O y a 413.15 K, donde se observa que el ión calcio se encuentra dentro de
un intervalo de pH de -2 a 7 y un voltaje de -1 a 2 V. De la Diagrama 13
muestra el diagrama de Pourbaix para el sistema Ca-S-H2O a 413.15 K, se
observar que el ión calcio puede precipitarse desde un intervalo de pH -2 a 7
un voltaje de -1 a 2 V en forma de CaSO4(S) y la Diagrama 14 muestra el
diagrama de complejación para el sistema Ca(II)-SO4 a 413.15 K donde se
observa que desde un intervalo de pH de -2 a 4 el CaSO4(S) es la sustancia
predominante. Por lo anterior el ión calcio en presencia del ión sulfato se
precipitara formando sulfato de calcio de acuerdo a:
Ca2+ + SO42- CaSO4(S) (59)
ΔG413.15= -45.662 kJ mol-1
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
Ca2++NH3(aq)
CaH2(S)+NH3(aq)
Ca(OH)2(S)+NH3(aq)
Ca(OH)2(S)+N2(g)
CaH2(S)+NH4+
Ca2++NH4+
Ca2++N2(g)
Ca(OH)2(S)+NO3-
Ca2++NO3-
E (V
olts
)
pH
CaO2(S)+NO3-
413.15 K
Diagrama 13.Diagrama de equilibrio para el sistema Ca-N-H2O a 413.15 K.
Actividad de [Ca]=0.5, [N]=1.0 y pO2=10 atm.
56
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0CaO2(S)+HSO4
-
CaO2(S)+CaSO4(S)
Ca2+
+HS-
Ca(OH)2(S)+HS-
CaH2(S)+S2-CaH2(S)+HS-CaH2(S)+H2S(g)
Ca2++H2S(g)
Ca2++S(S)
Ca2+
+HSO
4-Ca2++CaSO4(S)
Ca(
OH
) 2(S)
+CaS
O4(
S)
Ca(OH)2(S)+S2-
Ca(OH)2(S)+SO42-
CaO2(S)+SO42-
E (V
olts
)
pH
CaO2(S)+S2O82- 413.15 K
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
de
Ca
pH
Ca2+
CaSO4(aq)
CaSO4(S)
413.15 K
Diagrama 14. Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas Ca-S-
H2O y Ca(II)-SO4 a 413.15 K. Actividad de [Ca]=0.5, [S]=0.21 y pO2=10 atm.
Por lo anterior al adicionar iones Ca2+ al sistema, habrá una competencia
con los iones Pb2+ y Ag+ para combinarse con los iones SO42- producidos
durante la lixiviación.
57
ESTUDIO TERMODINAMICO
De acuerdo al diagrama de Pourbaix para el sistema N-H2O a 413.15 K
del Diagrama 15, el ión nitrato es producido debido a la disolución del ácido
nítrico de acuerdo:
HNO3(l) H+ +NO3- (60)
ΔG413.15= -212.58 kJ mol-1
El diagrama de distribución de especies del Diagrama 15 para el sistema
N(V)-H2O puede verse que la especie predominante es el ión nitrato en todos
los intervalos de pH.
El oxido nitroso es producido de acuerdo:
NO3- + 4 H+ NO(g) + 2 H2O (61)
ΔG413.15= -369.022 kJ mol-1
El oxido nitroso es liberado durante la lixiviación de los sulfuros
metálicos y en presencia de oxigeno y agua es convertido nuevamente a
HNO3(l) de acuerdo:
2 NO(g) + 3/2 O2(g) + H2O(l) HNO3(l) (62)
ΔG413.15= -40.909 kJ mol-1
La formación de azufre elemental de acuerdo al diagrama de Pourbaix
del sistema S-H2O a 413.15 K del Diagrama 13, se produce por la formación
del ión HSO4- durante la lixiviación ácida de acuerdo a:
HSO4-+ 7 H+ +6e S(l) + 4H2O(l) (63)
ΔG413.15= -171.102 kJ mol-1
De acuerdo a los Diagramas de Pourbaix y de distribución de especies
se explica la factibilidad del proceso de lixiviación ácida de concentrados de
Plomo a elevada temperatura y condiciones oxidantes.
58
ESTUDIO TERMODINAMICO
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2 0 2 4 6 8 10 12 14
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
N2
N2O
NO
413.15 K
HNO2
NO2-
log
p NH
3=0
NH3(g)
NH3(aq)
NH4+
NO3-
E (V
olts
)
pH
-2 0 2 4 6 8 10 12 140.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
Frac
ción
de
Espe
cies
de
N(V
)
pH
NO3-
HNO3
NO2-
HNO2
413.15 K
Diagrama 15. Diagramas de equilibrio y de especies para los sistemas N-H2O y
N(V)-H2O a 413.15 K. Actividad de [N]=1.0 y pO2=10 atm.
59
DESARROLLO EXPERIMENTAL
60
V. DESARROLLO EXPERIMENTAL. 5.1 MATERIALES Y REACTIVOS. Los materiales que se utilizaron para realizar la experimentación son: 5.1.1 CONCENTRADO DE PLOMO El concentrado de plomo fue proporcionado por la Compañía Metalúrgica
Mexicana Peñoles S.A. y C.V., de Torreón Coahuila.
5.1.2 REACTIVOS La Tabla 7 muestra los reactivos que se usaron durante la experimentación con su
respectivo porcentaje de pureza.
Tabla 7. Reactivos usados.
RECTIVOS PUREZA (%)
Agua Desionizada -
Ácido Nítrico (HNO3) 69.1
Nitrato de Calcio (Ca(NO3)2) 99.9
Quebracho -
Oxigeno 99.9
DESARROLLO EXPERIMENTAL
61
5.2 SECUENCIA DE LA EXPERIMENTACIÓN.
La experimentación se efectuó de acuerdo al siguiente procedimiento:
1. La muestra mineral se llevo a análisis químico en el espectrofotómetro de
absorción atómica.
2. La solución lixiviante se preparo agregando ácido nítrico en agua destilada,
si es al 100% del estequiometrico se adiciona 16.6 ml de HNO3 para
preparar 1.5 litros de pulpa.
3. Se pesa 30.48 gramos de mineral que corresponde al 2 % de pulpa y este
se encapsula en vidrio de boro silicato.
4. La solución lixiviante y el mineral encapsulado se agregan al reactor, el
mineral encapsulado se coloca al lado de la propela del reactor.
5. Se enciende el equipo y se establecen las condiciones de experimentación.
6. Al llegar a la temperatura deseada, se enciende el motor del tacómetro para
que la propela rompa la cápsula de vidrio y a partir de este momento es el
tiempo cero de la experimentación.
7. Cada 30 minutos se tomaran muestras de 5 ml. Hasta completar las 4 horas
de experimentación. Las muestras se diluyen en agua destilada 1/1000 en
volumen, para su posterior análisis en espectrofotómetro de absorción
atómica.
8. La solución se filtra y se seca para su posterior análisis en Difracción de
RX y MEB.
DESARROLLO EXPERIMENTAL
5.3 DIAGRAMA DEL PROCESO.
CONCENTRADO DE GALENA
AGUA DESTILADA ÁCIDO NÍTRICO
REACTOR
AUTOCLAVE
SURFACTANTETE
OXÍGENO
PRODUCTO SÓLIDO
PRODUCTO LÍQUIDO
MUESTRA
FILTRACIÓN DILUCIÓN
ANALIZAR EN EL ESPECTROFOTÓMETRO DE
ABSORCIÓN ATÓMICA
ANALIZAR EN EL ESPECTROFOTÓMETRO DE
A.A. E INFRARROJO Y DIFRACTÓMETRO DE RAYOS
X Y MEB
ANALIZAR EN EL ESPECTROFOTÓMETRO DE
ABSORCIÓN ATÓMICA
La figura 14 representa en forma esquemática el proceso de lixiviación a alta
presión.
Figura 14. Diagrama del proceso.
62
DESARROLLO EXPERIMENTAL
63
5.4 EQUIPO.
1. El equipo a emplear en la caracterización mineralogica del concentrado
será un microscopio estereográfico y difractómetro de RX. Para el análisis
químico una muestra de concentrado previamente a homogenizar es
disuelta y analizada en el espectrofotómetro de absorción atómica.
2. Para las pruebas de lixiviación el equipo a emplear, es un reactor a presión
(AUTOCLAVE) de titanio grado 4, de 2 litros de capacidad, marca Parr.
El reactor se muestra en la Figura 15.
El reactor es calentado externamente por medio de resistencias eléctricas
que están conectados a un controlador de temperatura, que por medio de
un termopar registran la temperatura y permiten el control con una variación
de ± 2 °C. El reactor cuenta con un controlador de la velocidad de agitación.
Además cuenta con un sistema de válvulas en la parte superior, por donde
se introducen los gases (Oxigeno), se purga el reactor y tiene una válvula
de seguridad; cuenta con un tubo muestreador y un termopozo donde se
coloca el termopar, así como un sistema de enfriamiento en la parte
superior. La presión del sistema es registrada en un manómetro colocado
en la parte superior del reactor. La inyección de Oxigeno se realiza a través
de un regulador conectado entre un tanque de Oxigeno y el Autoclave.
3. La Tabla 8 muestra el equipo a usar para la caracterización del mineral y el
producto resultante.
DESARROLLO EXPERIMENTAL
Tabla 8. Equipos a usar.
EQUIPO FUNCIÓN
Reactor autoclave de 2 L (FIGURA 19 Y 20 ) Análisis químico
Equipo de Espectrofotometría de Absorción
Atómica Caracterización
Equipo de Espectrofotometría de Infrarrojo Caracterización
Equipo de Difracción de Rayos X
Caracterización
Equipo de Microscopio Electrónico de Barrido Caracterización
Figura 15. Reactor experimental de 2 L de capacidad (autoclave).
10. TUBO MUESTREADOR
9. PROPELA
7. TERMOPOZO
8. AGITADOR
4. MANÓMETRO
5. VÁLVULA DE PURGA
6. SISTEMA DE ENFRIAMIENTO
3. VÁLVULA DE SEGURIDAD MANÓMETRO
2. VÁLVULA DE MUESTREO
1. VÁLVULA DE INTRODUCCIÓN DE GASES
64
DESARROLLO EXPERIMENTAL
65
5.5 ESTABLECIMIENTO DE LAS CONDICIONES DE EXPERIMENTACIÓN.
Existen distintas variables que afectan al proceso de Lixiviación de Galena y
Argentita con HNO3 como son Temperatura, Velocidad de Agitación, Presión de
Oxigeno, Volumen del Surfactante, Tamaño de Partícula y Volumen de Ácido
Nítrico, entre otras, pero en nuestro caso solo contemplaremos tres, las cuales
son:
1. Temperatura: El intervalo de trabajo es de 100 a 140°C, debido que a
119°C es el punto de fusión del azufre elemental y se puede observar el
efecto de la formación de este durante la lixiviación.
2. Presión de Oxigeno: Las condiciones de trabajo serán de 413.57 kPa a 965
kPa (5 – 10 atm) para saber las mejores condiciones de disolución de
mineral con este agente oxidante.
3. Velocidad de agitación: Se trabajará en el intervalo de 300 a 700 rpm y se
tomara como base para la experimentación las pruebas a 500 rpm.
4. Concentración de HNO3: La concentración de ácido se maneja de acuerdo
a la cantidad estequiometrica de HNO3 requerida en la lixiviación y se
desarrollan las pruebas en relación al % de exceso del estequiometrico, en
un intervalo de 0.18 M (Estequiometrico) a 2.0 M.
5. Surfactante: Por disponibilidad el reactivo surfactante empleado es el
Quebracho se realizán las pruebas de 3 a 7 ml. Para encontrar las
condiciones optimas de disolución.
DESARROLLO EXPERIMENTAL
66
Sobre la base de un diseño factorial, se establecerán las condiciones
experimentales y las repeticiones, ya que el diseño pide que se tome un nivel alto
y un nivel bajo para cada condición de experimentación y así como una serie de
repeticiones que este en función del numero de variables a trabajar, en este caso
se realizaran tres repeticiones. Para lo cual se realizaran 8 experimentos los
cuales tendrán las siguientes condiciones:
Tabla 9. Condiciones experimentales de los ocho primeros experimentos.
EXPERIMENTO TEMPERATURA(°C) ρO2
(kPa)
VELOCIDAD DE AGITACIÓN
(rpm)
1 120 413.57 300
2 120 413.57 700
3 140 413.57 300
4 140 413.57 700
5 120 965 300
6 120 965 700
7 140 965 300
8 140 965 700
DESARROLLO EXPERIMENTAL
67
5.6 METODOLOGÍA PARA LA CARACTERIZACIÓN DE LAS MUESTRAS.
5.6.1 ESPECTROFOTOMETRÍA DE ABSORCIÓN ATÓMICA.
Las muestras que se analizaran en el Espectrofotómetro de Absorción
Atómica Modelo 2380 Perkin-Elmer provienen de las que se obtuvieron cada
media hora durante la lixiviación, las cuales se diluyeron a 10 % y al 0.1 % las que
se lixiviaron ácido nítrico. También los residuos sólidos de los experimentos con
las mayores condiciones de operación se caracterizaran con este equipo; esto
para obtener un balance metalúrgico del proceso. Los resultados obtenidos en
este análisis, permitirán saber si el plomo y plata se disuelven en la solución ácida
durante el proceso.
5.6.2 DIFRACCIÓN DE RAYOS X.
Este tipo de caracterización por Difractómetro de Rayos-X Modelo Siemens
D5000 permite obtener información, mediante el análisis cualitativo de las
muestras que se analizan en este equipo. Los resultados se registran mediante
una gráfica y se interpretan por picos que surgen de la línea de la gráfica y que
son característicos de cada uno de los compuestos que se encuentran presentes
en la muestra analizada. Estos resultados corresponden a sólo dos de los
experimentos que se llevaron a cabo con ácido nítrico; además el de la muestra
inicial. Estos se seleccionaron de acuerdo a las mayores condiciones de
experimentación.
DESARROLLO EXPERIMENTAL
68
5.6.3 MICROSCOPIO ELECTRÓNICO DE BARRIDO (MEB).
La caracterización por el MEB 6300 proporciona información tanto por
análisis cuantitativo y análisis cualitativo. La razón principal de su desarrollo:
mejorar la resolución obtenible por microscopia óptica (0.5 μm). Un haz fino
(aprox. 1 nm a 1μm) de electrones es barrido sobre la superficie de la muestra en
sincronía con el haz de un tubo de rayos catódicos (pantalla del MEB). Un detector
mide la intensidad de la señal de respuesta producida por la muestra, y esta
intensidad es usada para controlar la brillantez en pantalla del MEB. La imágenes
producidas en el MEB son, regularmente, fácilmente interpretables para el
observador.
RESULTADOS Y ANALISIS
VI. RESULTADOS Y ANALISIS.
El elemento más importante en este trabajo es sin duda el plomo porque
representa el mayor contenido, en cuanto elemento, en la galena y debe ser
primordial su obtención, pues de él depende que el proceso sea, o no, viable.
Además, los valores de plata que forman parte del concentrado de galena son de
gran importancia.
La caracterización de las muestras líquidas de cada experimento se llevará
en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica. Los productos finales sólidos
obtenidos se caracterizarán en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica, para
obtener un balance metalúrgico del proceso, y por Difractómetro de Rayos-X y
Microscopio Electrónico de Barrido (MEB) cuyos resultados proporcionan un
análisis cualitativo y cuantitativo de los compuestos formados, durante la lixiviación
de galena, en especial de plomo y plata.
El análisis químico de las muestras líquidas de cada uno de los
experimentos que se obtuvieron cada media hora durante la lixiviación se realizó
en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica, cuyos resultados proporciona un
análisis cuantitativo, en concentración en partes por millón, de la disolución de
plomo durante la lixiviación de galena a elevada presión y temperatura.
6.1 CARACTERIZACIÓN MINERALOGICA.
6.1.1 ANÁLISIS QUÍMICO El concentrado se disuelve y analiza con el espectofotometro de absorción
atómica obteniendose los resultados que se muestra en la Tabla 10.
69
RESULTADOS Y ANALISIS
Tabla 10. Análisis químico del concentrado.
ESPECIE MASA (%)
Pb 70.0
Fe TOTAL 4.2
Cu 3.0
Zn 3.8
Ag 0.08
Au 0.002
S 16.7
SiO2 0.6
CaO 0.65
Fe2+ 1.9
6.1.2 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO. La disociación de los elementos del mineral durante la lixiviación depende,
principalmente, del contacto de la superficie de las partículas con el reactante; por
ello, es necesario saber el tamaño de grano del mineral. Pues mientras más
pequeño sea, más contacto tendrán las partículas con el reactante y así, la
velocidad de disociación será mayor. La Tabla 11 muestra el análisis
granulométrico del concentrado.
Tabla 11. Análisis granulométrico del concentrado.
+ 100 # 3.51 %
-100#, +150# 12.23 %
-150# 84.26 %
70
RESULTADOS Y ANALISIS
6.2 DIFRACCIÓN DE RAYOS X.
El patrón de difracción muestra que se caracterizaron por difracción de
Rayos X corresponden a la muestra del concentrado de plomo inicial muestran
sólo los picos de las especies que se consideran de importancia para este trabajo.
Las especies caracterizadas en el figura 16 son PbS y ZnS. Estos
compuestos forman parte del concentrado de galena, el hierro y el cobre no
difractan debido a que el equipo de difracción utilizado usa lámpara de Cobre y
esta presenta problemas de fluorescencia. La plata y el oro al estar presentes en
cantidades por debajo del 0.2 % no son detectados por el equipo.
20 40 60 80 1000
500
1000
1500
2000
2500
3000
3500
20 30 40 50 60 70 80 90 1000
20
40
60
80
100
2 θ ( Cu α, Grados)
Inte
nsid
ad (u
.a.)
ESFALERITA (ZnS)
20 30 40 50 60 70 80 90 1000
20
40
60
80
100
2 θ ( Cu α, Grados)
Inte
nsid
ad (u
.a.)
Galena (PbS)
♣♥
♣♣
♣ ZnS
♦♦♦♦
♦♦
♦ ♦ PbS
Inte
nsid
ad (u
. a.)
2 θ (Grados)
Figura 16. Difractograma de la muestra inicial.
71
RESULTADOS Y ANALISIS
6.3 RECONSTRUCCION MINERALÓGICA El análisis mineralógico del concentrado de galena, en base al análisis químico y
al barrido de difracción de RX se muestra en la Tabla 12.
Tabla 12. Análisis mineralógico del concentrado
MINERAL FORMULA CONTENIDO (%)
GALENA PbS 80.937
PIRITA FeS2 7.938
CALCOPIRITA CuFeS2 3.875
ESFALERITA ZnS 3.425
ARGENTITA Ag2S 0.140
ELECTRUM Au, Ag 0.002
CUARZO SiO2 1.00
CALCITA CaCO3 2.804
6.4 PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN. Las pruebas se realizan a diferentes condiciones de experimentación, se
toman muestras de solución a diferentes intervalos de tiempo en las que se
analiza el Plomo, Plata, Hierro, Cobre y Zinc por medio de espectofotometria de
absorción atómica y se calcula la fracción disuelta de estos elementos con
respecto al total de muestra inicial.
A continuación se muestra los resultados obtenidos se muestran los
resultados por medio de las graficas de % de Disolución vs Tiempo dependiendo
de la variable de estudio.
72
RESULTADOS Y ANALISIS
6.5 DISEÑO FACTORIAL
0 30 60 90 120 150 1800
20
40
60
80
100
% d
e D
isol
ució
n de
Pb
Tiempo (Minutos)
300 rpm, 393.15 K, 413.57 kPa, 5 ml Queb. 300 rpm, 393.15 K, 965 kPa, 5 ml Queb. 700 rpm, 393.15 K, 413.57 kPa, 5 ml Queb. 700 rpm, 393.15 K, 965 kPa, 5 ml Queb.
Grafica 1. Efecto de la Velocidad de agitación en la disolución de plomo a 393.15K.
0 30 60 90 120 150 1800
20
40
60
80
100
300 rpm, 413.15 K, 413.57 kPa, 5 ml Queb. 300 rpm, 413.15 K, 965 kPa, 5 ml Queb. 700 rpm, 413.15 K, 413.57 kPa, 5 ml Queb. 700 rpm, 413.15 K, 965 kPa, 5 ml Queb.
% d
e D
isol
ució
n de
Pb
Tiempo (Minutos)
Grafica 2. Efecto de la Velocidad de agitación en la disolución de plomo a 413.15K.
73
RESULTADOS Y ANALISIS
La grafica 1 y 2 muestra los resultados del diseño factorial, estas graficas
muestra que la velocidad de disolución es rápida durante los primeros 30 minutos
para después mantenerse constante, puede observarse que a mayor presión
aumenta la disolución del concentrado esto es debido a que aumentando la
presión de oxigeno este se difunde en mayor proporción en el mineral
aumentando la velocidad de disolución, a menor velocidad de agitación la
disolución aumenta debido a que a mayores velocidades el agente lixiviante no
tiene un contacto eficiente con el concentrado y a mayor temperatura se puede
observar que aumenta la disolución de plomo en 10 %.
De acuerdo a la experimentación anterior se planteo mantener las
siguientes condiciones 965 kPa (10 atm) y 413.15 K y observar el efecto de las
siguientes variables.
6.5.1 EFECTO DEL AGENTE SURFACTANTE
El efecto del agente surfactante se observa por medio de la adición de
Quebracho, como reactivo en la Lixiviación, el diagrama 22 muestra los resultados
de la pruebas realizadas con 3, 5 y 7 ml de Quebracho a las siguientes
condiciones: Concentración estequiometrica de HNO3, Temperatura 413.15 K,
Velocidad de Agitación 500 rpm, Presión de O2 965 kPa y tiempo de
experimentación 180 minutos.
74
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 1800
20
40
60
80
100
% d
e di
solu
ción
de
Pb
Tiempo (minutos)
413.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 3 ml. Quebracho 413.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 5 ml. Quebracho 413.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 7 ml. Quebracho
Grafica 3. Efecto del surfactante en la disolución de plomo.
La grafica 3 muestra el efecto de la adición del agente surfactante donde se
observa que hay una mayor disolución de plomo con 5 ml de Quebracho, ya que
se obtiene el 50 % de disolución a 120 minutos. En el caso de la prueba realizada
con 3 ml de Quebracho solo se alcanza una lixiviación del 40 % a un tiempo de
120 minutos, lo mismo ocurrió en la prueba efectuada con 7 ml de Quebracho, en
donde se alcanza 42 % de lixiviación a 180 minutos. En base a estas pruebas se
muestra que la prueba realizada con 5 ml de agente surfactante se realizo una
lixiviación mayor del 10 % en comparación con las otras pruebas. De acuerdo a
estos resultados se determino trabajar el resto de la investigación manteniendo la
cantidad de Quebracho en 5 ml.
75
RESULTADOS Y ANALISIS
6.5.2 EFECTO DE LA CONCENTRACCIÓN DE ÁCIDO NITRICO Para observar el efecto de la concentración de HNO3 en la lixiviación del
concentrado de Plomo, se realizan dos series de pruebas, las condiciones de
estas de estas se muestran en la Tabla 13.
Se trabajo a 373.15 K para observa el comportamiento del azufre por
debajo de su punto de fusión que es de 392.15 K.
Tabla 13. Condiciones de operación para observar el efecto de la
concentración de HNO3.
CONDICIONES SERIE 1 SERIE 2
Temperatura 373.15 K 413.15 K
Presión 965 kPa 965 kPa
Agitación 500 rpm 500 rpm
Surfactante 5 ml. 5 ml.
Concentración de HNO3 0.18, 0.75, 1 y 2 M 0.18, 0.75, 1 y 2 M
Las graficas 4, 5 y 6 muestran los resultados para la serie 1 para el Plomo,
Plata y Hierro respectivamente.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
% d
e Di
solu
ción
de
Pb
Tiempo (MInutos)
0.18 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K 0.75 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K 1.00 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K
Grafica 4. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de plomo para la
serie 1.
76
RESULTADOS Y ANALISIS
La grafica 4 muestra la disolución de plomo, donde se observa que con una
concentración de 1.0 M de HNO3 se logra una conversión de cerca del 70 %
durante los primeros 30 minutos, con 0.75 M de HNO3 la lixiviación de plomo
alcanzo el 70 % a los 120 minutos para después mantenerse constante y con 0.1
M de HNO3 se obtiene el 35 % de disolución a los 90 minutos. En esta grafica se
puede ver el efecto de la conversión de los sulfuros minerales, que se convierten
en iones sulfatos y precipitan al plomo en solución de acuerdo al diagrama (10) de
Pourbaix del sistema Pb-N-S-H2O y al diagrama de distribución de especies 12,
por lo que solo se logra una conversión del 70 %.
Lo anterior muestra que a condiciones estequiometricas la disolución es
mínima por la competición entre los iones nitratos y los iones que se forman
durante el proceso como es SO42- formando compuestos insolubles como el
PbSO4(S).
Al incrementar la concentración de HNO3 se observa que se incrementa la
cantidad de Pb2+, obteniéndose un máximo a una concentración de 1 M HNO3
donde se observa una serie de escalones debido al incremento y disminución del
SO42- formado, de tal forma que el Pb2+ en solución esta en función tanto de la
velocidad de disolución como de precipitación en forma de PbSO4(S).
77
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100 0.18 M HNO3, 10 atm, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 100°C 0.75 M HNO3, 10 atm, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 100°C 1.00 M HNO3, 10 atm, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 100°C
% d
e D
isol
ució
n A
g
Tiempo (Minutos)
Grafica 5. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de plata para la serie 1.
La grafica 5 muestra el efecto del HNO3 en la lixiviación de plata, donde se
ve un efecto marcado, ya que con 1.0 M de HNO3 se alcanza 90 % de disolución
de plata a los 210 minutos donde se observa un ligero descenso en la disolución a
los 60 y 120 minutos por la formación de plata y precipitación de acuerdo al
diagrama de Pourbaix 10, con 0.75 M de HNO3 solo se logra el 20 % de disolución
de plata a los 20 minutos, en el caso de 0.18 M de HNO3 no se alcanza el 10 % de
lixiviación.
De igual forma que para el plomo, en este caso también se forma Ag2SO4(S),
lo cual no beneficia el proceso.
78
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100 0.18 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K 0.75 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K 1.00 M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 373.15 K
% d
e D
isol
ució
n Fe
Tiempo (Minutos)
Grafica 6. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de plata para la serie 1.
La grafica 6 muestra el efecto del HNO3 en la disolución del hierro con 1.0
M de HNO3 donde se alcanza el 85 % de lixiviación a los 240 minutos, con 0.75 M
de HNO3 el 60 % a los 180 minutos, después se observa un ligero descenso en la
lixiviación posiblemente por la precipitación de hierro en forma de jarositas de
acuerdo a lo que nos indica la figura 7 y con 0.18 M de HNO3 se logra un 25 % de
lixiviación a los 240 minutos, debido a que no se logra una buena lixiviación tanto
de la pirita como la calcopirita.
79
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
% d
e D
isol
ució
n Pb
Tiempo (Minutos)
0.18M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 0.75M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 1.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 2.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K
Grafica 7. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de plomo para la serie 2.
La grafica 7 muestra la lixiviación de plomo, donde se muestra que con 1.0
M de HNO3 hay un 65 % de lixiviación a los 120 minutos para después tener un
ligero descenso, esto se debe a que el azufre de los sulfuros metálicos se
transforma a azufre elemental y al ión sulfato, este ión al estar en contacto con el
plomo en solución reacciona y se precipita como PbSO4(S). Esto se confirma con el
análisis termodinámico y al barrido de RX del producto sólidos que se presentan
en la Figura 17. Cabe mencionar que los resultados que se muestran sólo
corresponden a los picos de las especies que se consideran de importancia para
este trabajo, en la cual aparecen especies como el PbSO4(S), PbO(S) y la jarosita
de plomo, además apareció gran cantidad S° que quedo aglomerado en una sola
pastilla en los residuos y no se caracterizo por RX.
80
RESULTADOS Y ANALISIS
20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 1000
100
200
300
400
500
600
700
♦
♣♣
♣♣
♣
♣ Pb0.5Fe3(SO4)2(OH)6
♥
♥
♥ PbO
♦
♦
♦ ♦
♦
♦ PbSO4(S)
♦
In
tens
idad
(u.a
)
2 θ (Grados)
1.0 M HNO3,500 rpm,965 kPa, 5 ml. Queb., 413.15 K
Figura 17. Difractograma de los residuos de la lixiviación del concentrado de
plomo con las siguientes condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa,
500 rpm y 413.15 K. (Condiciones de barrido 2° / min.).
Los residuos de lixiviación de esta muestra se observaron en el Microscopio
Electrónico de Barrido, la figura 18 muestra las partículas de Sulfato de Plomo,
Oxido de Plomo y Jarositas de Plomo encontradas de acuerdo a la microanálisis
realizado por EDS en la figura 19, cabe resaltar que se realizo un microanálisis
global y otro puntual.
81
RESULTADOS Y ANALISIS
Figura 18. Microfotografia del concentrado de plomo oxidado con HNO3 y O2.
(Condiciones: 1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K).
Figura 19. Análisis químico del concentrado de plomo oxidado con HNO3 y O2.
Microscopio Electrónico de Barrido con una micro prueba de EDS. (Condiciones:
1.0 M HNO3, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K).
De acuerdo a lo anterior se concluye que la lixiviación a temperaturas
mayores de 120°C no favorece el proceso ya que existen varios compuestos
insolubles que se forman como son la jarosita, el PbSO4(S) y el PbO(S) donde la
temperatura favorece su formación.
82
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
20
40
60
80
100
0.18M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 0.75M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 1.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 2.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K
% d
e D
siso
luci
ón d
e A
g
Tiempo (Minutos)
Grafica 8. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de plata para la serie 2.
En la grafica 8 se observa el efecto del HNO3 en la disolución de plata,
donde se ve que con 1 M de HNO3 se logra una lixiviación del 100 % a los 210
minutos, esto se logra porque aunque no se disuelva al 100 % el plomo debido a
la precipitación de PbSO4(S) , la argentita que se encuentra en la matrix de la
galena se libera para reaccionar con el ácido nítrico y el oxigeno, con 0.75 M
HNO3 hay una lixiviación del 85 % a los 240 minutos donde se nota la
precipitación de la plata a partir de los 90 minutos razón por la cual no se efectúa
una disolución total, con 2 M de HNO3 hay 78 % de disolución para después tener
un fuerte descenso en la disolución por la rápida formación de iones sulfatos
producto de la disolución del sulfuro de plata y precipitación de acuerdo al
diagrama (10) de pourbaix del sistema Ag-N-S-H2O y con 0.18 M de HNO3 solo se
logra un 12 % de disolución debido a que ha estas condiciones la poca cantidad
de ácido inhibe una rápida velocidad de disolución.
83
RESULTADOS Y ANALISIS
De acuerdo a lo anterior no se recomienda trabajar a
concentraciones mayores de 1 M ya que a concentraciones mayores la disolución
es muy rápida pero a su vez la precipitación de la plata a medida que se va
formando los iones sulfatos. Considerando que los procesos en autoclaves se
efectúa en 90 minutos aproximadamente, se determina trabajar con una
concentración 1 M que concuerda con el de disolución de plomo.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0.18M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 0.75M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 1.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K 2.00M HNO3, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 500 rpm, 413.15 K
% d
e D
isol
ució
n Fe
Tiempo (Minutos)
Grafica 9. Efecto de la concentración de HNO3 en la disolución de hierro para la serie 2.
La grafica 9 muestra el efecto de la concentración de HNO3 para el hierro,
donde se muestra que con 1.0 y 2.0 M HNO3 hay una disolución del 100 % a los
30 y 90 minutos respectivamente, con 0.75 y 0.18 M de HNO3 recuperación
alcanza el 72 y 22 % respectivamente.
84
RESULTADOS Y ANALISIS
Lo anterior muestra que la disolución de hierro es muy rápida por las
condiciones oxidantes del sistema, por lo que no es recomendado trabajar con
altas concentraciones de HNO3 ya que al formase el ion sulfato se transforma a
Fe(SO4)2- el cual favorece la formación de jarositas que pueden ser de plomo y
plata.
6.5.3 EFECTO DE LA TEMPERATURA
El efecto de la temperatura en la lixiviación del concentrado de plomo se
observa en las graficas 10, 11 y 12 para el plomo, la plata y el hierro
respectivamente, donde se grafica el % de disolución contra Tiempo de las
pruebas realizadas a temperaturas de 373.15 y 413.15 K a las siguientes
condiciones, Presión 965 kPa, Concentración de HNO3 de 1 M, Velocidad de
agitación de 500 rpm, Volumen de agente surfactante 5 ml. El tiempo de
Experimentación fue de 240 minutos.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
20
40
60
80
100
1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 373.15 K 1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 413.15 K%
de
Dis
oluc
ión
de P
b
Tiempo (minutos)
Grafica 10. Efecto de la Temperatura en la disolución de plomo.
85
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
20
40
60
80
100
1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 373.15 K 1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 413.15 K%
de
Dis
oluc
ión
de A
g
Tiempo (minutos)
Grafica 11. Efecto de la Temperatura en la disolución de plata.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
20
40
60
80
100
1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 373.15 K 1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 413.15 K
% d
e D
isol
ució
n de
Fe
Tiempo (minutos)
Grafica 12. Efecto de la Temperatura en la disolución de hierro.
86
RESULTADOS Y ANALISIS
La temperatura no tiene un efecto favorable en la lixiviación del plomo como
lo indica la grafica 10, esto se debe a que la velocidad de formación de sulfatos se
incrementa con la temperatura, para posteriormente precipitarse como sulfato de
plomo, oxido de plomo y / o jarositas de plomo de acuerdo al barrido de RX
realizado a los residuos de lixiviación de la figura 18 y al microanálisis por EDS
realizado que se observa en la figura 20.
En el caso de la plata tiene efecto favorable en la disolución ya que alcanza
a disolverse totalmente, esto se debe a que la plata en forma de argentita se
encuentra dentro de la estructura cristalina de la galena, primero empieza la
reacción de la galena con el HNO3 y el O2, para posteriormente reaccionar con la
argentita disolver a la plata dentro de la solución., como se muestra en la grafica
11.
Para el hierro se tiene un efecto favorable, ya que se realizo una total lixiviación
del hierro a estas condiciones como lo indica la grafica 12.
6.5.4 EFECTO DE LA VELOCIDAD DE AGITACIÓN
El efecto de la velocidad de agitación en la lixiviación del concentrado de
plomo se observa en las graficas 13, 14 y 15 para el plomo, la plata y el hierro
respectivamente, donde se grafica el % de disolución contra Tiempo de las
pruebas realizadas a variando la velocidad de agitación de 300, 500 y 700 rpm, a
las siguientes condiciones, Presión 965 kPa, Concentración de HNO3 de 1 M,
temperaturas de 413.15 K, Volumen de agente Surfactante 5 ml. El tiempo de
Experimentación fue de 240 minutos.
87
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
% d
e D
isol
ució
n de
Pb
Tiempo (Minutos)
1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 300 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 500 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 700 rpm
Grafica 13. Efecto de la velocidad de agitación en la disolución de plomo.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 300 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 500 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 700 rpm
% d
e D
isol
ució
n A
g
Tiempo (Minutos)
Grafica 14. Efecto de la velocidad de agitación en la disolución de plata.
88
RESULTADOS Y ANALISIS
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 300 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 500 rpm 1M HNO3, 5 ml. Quebracho, 965 kPa, 413.15 K, 700 rpm
% d
e D
isol
ució
n Fe
Tiempo (Minutos)
Grafica 15 . Efecto de la velocidad de agitación en la disolución de hierro.
Para el plomo se observa que no hay un fuerte efecto sobre la disolución,
debido a que para los tres casos hay una lixiviación cercana al 60 % como se
observa en la grafica 13.
En el caso de la plata la grafica 14 muestra que a 500 rpm se logra una
completa lixiviación de plata en la solución, esto es debido a que con esta
velocidad no permite que las partículas de azufre y el sulfato de plomo que se van
formando cubran a las partículas de argentita que todavía no reacciona con los
agentes lixiviantes.
Para el hierro la velocidad de agitación optima es a 500 rpm donde se logra
una total disolución de las especies minerales que contienen al hierro, como se
muestra en la grafica 15.
89
RESULTADOS Y ANALISIS
6.5.5 EFECTO DEL NITRATO DE CALCIO.
Después de observar el efecto de las variables de operación como son la
temperatura , presión y agitación se determino que la precipitación de los
diferentes compuestos de plomo juega un papel importante, por lo cual se ataco
este problema con la adición de otros reactivos que redujeran la formación de
estos compuestos insolubles, determinando que la adición de nitrato de calcio
podría beneficiar el proceso.
0 30 60 90 120 150 180 210 2400
20
40
60
80
100
% d
e D
isol
ució
n de
Pb
Tiempo (Minutos)
1 M HNO3, 500 rpm, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 413.15 K
0.2 M Ca2+,1 M NO3-, 500 rpm, 965 kPa, 5 ml. Quebracho, 413.15 K
Grafica 16. Efecto del ión calcio en la disolución del plomo.
90
RESULTADOS Y ANALISIS
Para observar el efecto del nitrato de calcio en la lixiviación del concentrado
de plomo, la grafica 16 muestra el efecto del ión calcio en la disolución del plomo,
se muestra que se alcanza una lixiviación del plomo del 100 % a los 180 minutos
esto se debe por la competencia entre el ión calcio y el ión plomo por el ión sulfato
que se va formando durante la lixiviación, el ión calcio al reaccionar con el ión
sulfato se precipita como sulfato de calcio de acuerdo al diagramas de equilibrio y
de especies 14 para los sistemas Ca-S-H2O y Ca(II)-SO4 , esta es la razón de una
completa disolución de la galena. El producto sólido obtenido en los residuos en el
experimento con las siguientes condiciones: 0.2 M Ca2+, 1.0 M NO3-, 5 ml. de
Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K se le hizo un barrido en RX que se
muestra figura 20. Cabe mencionar que los resultados que se muestran sólo
corresponden a los picos de las especies que se consideran de importancia para
este trabajo.
En la figura 20 se presentan el difractograma, en la cual aparecen especies
como el PbO(S), la jarosita de plomo, Yeso (CaSO4.2H2O(S)) y Anhidrita (CaSO4(S)) ,
donde podemos ver que el sulfato de calcio es producto de la precipitación del ión
sulfato que reacciona con el ión calcio, además apareció gran cantidad S° que
quedo aglomerado en una sola pastilla en los residuos y no se caracterizo por RX.
91
RESULTADOS Y ANALISIS
20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 800
50
100
150
200
250
300
350
♠ ♠ ♠
♠
♣♣♣ +
+
+
+ PbO
♦
♦
♥
♥
♥
♥
0.2 Ca2+,1 M NO3-, 140°C, 500 rpm, 140 psi
Inte
nsid
ad (U
.A.)
2 θ (Grados)
♣Pb0.5Fe3(SO4)2(OH)6
♥ CaSO4.2H2O ♠ CaSO4(S)
Figura 20. Difractograma del Experimento con las sig. Condiciones: 0.2 M Ca2+,
1.0 M NO3-, 5 ml. de Quebracho, 965 kPa, 500 rpm y 413.15 K.
De acuerdo a lo anterior se observa que se evita la formación de PbSO4(S)
con la adición con la adición de Nitrato de Calcio, no se evita la formación de las
jarositas y el oxido de plomo.
92
CONCLUSIONES
CONCLUSIONES
• Se desarrollaron los diagramas de Pourbaix para los sistemas Pb-N-S-
H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K y [Ag]=1x10-4, [Ca]=0.5, [N]=1.0,
[Pb]=0.21, [S]=0.21 y pO2=965 kPa y apoyados en el estudio
termodinámico realizado se establece que la reacción de lixiviación
ácida del concentrado de plomo con HNO3 y presión de O2 es factible en
un intervalo de pH de -2 a 3 para el plomo y la plata, para la plata el
intervalo de pH es de -2 a 3 y un voltaje de 0.75 a 1.9 Volts. En estos
intervalos de pH y voltaje el plomo producido por la reacción se
encontrara en forma de Pb2+ y PbSO4(S); la plata estará en forma de
AgSO4- y Ag2SO4(S). El ácido nítrico usado en la lixiviación se
transformara en NO(g). El azufre contenido en el concentrado de plomo
reaccionara formando S° y SO42-..
• La concentración de HNO3 favorece la disolución, donde la
concentración de ácido fue variada (0.18-2.0) M, obteniéndose un 60 %
más de recuperación a concentración de altas HNO3 en el caso del
plomo. Para la plata y el hierro la disolución fue del 100 % con altas
concentración es de HNO3.
• La presión de Oxigeno favorece la formación SO2-2, debido a la reacción
del oxigeno con el HSO4- producido durante la experimentación.
• Se determina que un incremento de temperatura favorece la
precipitación de PbSO4(S) y aumenta la disolución del hierro y plata.
• La velocidad de agitación tiene un papel importante ya que no afecta la
velocidad de disolución de plomo, pero afecta la disolución de plata y
hierro, encontrándose que 500 rpm era la mejor condición de
experimentación.
93
CONCLUSIONES
• Las mejores condiciones de lixiviación del concentrado de plomo son:
0.2 M Ca2+, 1.0 M NO3-, 500 rpm, 5 ml. de Quebracho, 413.15 K y 965
kPa de Oxigeno, obteniéndose un 100 % de disolución de plomo, plata y
hierro en solución.
• La adición de ión calcio al sistema favorece la reacción química con el
SO42- formando CaSO4(S), favoreciendo el que Pb2+ permanezca en
solución obteniéndose una disolución del 100 %.
94
BIBLIOGRAFIA
95
BIBLIOGRAFIA
1) Acharya S, J., “Iron rejection through jarosite precipitation durin acid
pressure leaching of zinc leach residue”, Hidrometallurgy 31, (1992)
101-110.
2) Arslan C. and Arslan F., “Termochemical Review of Jarosite and
Goethite Stability Regions at 25 and 95°C. Turkish J. Eng. Env. Sci.
27, (2003) 45-52.
3) Baláz, P., “Influence of solid state propperties on ferric chloride
leaching of mechanically activated galena”. Hydrometallurgy, 40
(1996) 359 -368.
4) Bjorling, G., Kolta, G. A., 1964. Oxidizing leach of sulphide
concentrates and other materials catalyzed by nitric acid. VII Int.
Mineral Processing Congr., Part III. Gordon and Breach Sci. Publ.,
New Cork, pp. 127-138.
5) Bjorling, G., Falda, I., Toromanov, I., 1976. A nitric acidic route in
combination with solvent extraction for hydrometallurgical treatment
of chalcopyrite. In : Yannapoulus, T. C., Agarwal, T.C. (Eds.), AIME
Extractive Metallurgy of Copper, Las Vegas, NV, Feb. 22-26, 1976,
pp. 726-737.
6) Bray J. L., Metalurgia Extractiva de los metales no ferrosos,
Ediciones Interciencia. Pp 405-409, España 1968.
7) Brennecke, H.M., Bergmann, O., Ellefson, R.R., Davies, D.S.,
Lauders, R.E., Spitz, R.A., 1981. Nitric–sulfuric leach process for
recovery of copper from concentrate. Mining Eng. 33, 1259-1266.
8) Criss C.M., Cobble J.W., “The Termodynamic Propierties of High
Temperature Aqueous Solutions”. (1964) J.A.C.S., 86, 5390.
9) Droppert, D.J., Shang, Y., 1995. The leaching behavior of
nickeliferous pyrrhotite concentrate in hot nitric acid.
Hydrometallurgy 39, 1969-1982.
BIBLIOGRAFIA
96
10) Dutrizac, J.E., “The Physical Chemestry of Iron Precipitation in the
Zinc Industry”, Lead-Zinc-Tin '80, Eds. J. M. Cigan, T. S. Mackey and
T.J O'Keefe, AIME, New York, 532-564, 1980.
11) Dutrizac, J.E., “The Leaching of Sulphide Minerals in Chloride Media”.
Hydrometallurgy 29, (1992) 1 -45.
12) Dutrizac, J. E. and Chen, T.T., The Effect of the Elemental Sulphur
Reaction Product on the Leaching of Galena in Ferric Chloride Media.
Metal. Trans. , 21B (1990): 935 - 943.
13) Dutrizac, J.E. and Monhemius, A.J., Iron control in processes
development at Sherrit Gordon Mines, The Metallurgical society of
CIM/Ellis Horwood Limited, Series in Industrial Metals, 1986 pp. 131-
151.
14) Fair, K.J., Schneider, J.C., Van Weert, G., 1986. Prochem´s NITROX
process. CIM Bull. 79, 84-85.
15) Flatt, J. R., Woods, R., 2000. Oxidation of pyrite in nitric acidic
solutions: relation to treatment of refractory gold ores. In: Woods, R.,
Doyle, F. (Eds.), Electrochemestry in Mineral and Metal Processing
V. The Electrochem. Soc., Pennington, NJ, pp. 152-163.
16) Fuersteneu, M.C., Chen, C.C., Han K.N. and Palmer, B.R., “Kinetic
of Galena Dissolution in Ferric Chloride Solutions”, Metallurgical
Transactions B, Volume 17B, (1986) 415 - 423.
17) Fuerstenau M.C., Nebo C.O., Elango B.V., Han K.N., "The Kinetics of
Leaching Galena with Ferric Nitrate, Metallurgical Transactions B,
Volume 18B, (1987) 25-29.
18) Habashi F., 1973 a. Action of nitric acid on chalcopyrite. Trans. Soc.
Min. AIME 254, 224-228.
19) Habashi F., 1973 b. Treatment of low-grade nickel-copper sulphide
concentrate by nitric acid. Trans. Soc. Min. AIME 254, 228-230.
20) Habashi F., A short history of hydrometallurgy, Hydrometallurgy 79,
(2005) 15-22.
BIBLIOGRAFIA
97
21) Holmes, P.R., Crundwell, F.K., 1995. Kinetic aspects of galvanic
interaction between minerals during dissolution. Hydrometallurgy 39,
353-375.
22) Kholmogorov A. G., Kononova O. N., Processing mineral materials in
Siberia: ores of molybdenum, tungsten, lead and gold,
Hydrometallugy 76, (2005) 37 – 54.
23) Kholmogorov, A.G., Mikhlina, E.V. Effect of nitric acid concentration
and process temperature on breakdown of lead concentrates. Journal
Prikladnoy Khimii 71, (1998) 353-356 (in Russian).
24) Kim S. H. Henein H. And Warren G. W. An investigation of the
thermodynamics and kinetics of the ferric chloride brine leaching of
galena concentrate. Metall. Trans., 17B, 1986, 29-39.
25) Mangano P., Adams, P.W., Matthew, I.G., Hydrometallurgical
recovery of metals and elemental sulfur from metal sulfides.(1986)
Australian Patent No. 596,716.
26) Margulis, E.V., Basic leaching of lead during complex processing of
lead-zinc fumes. Tsvetnye Metally 3 (1989), 41-45 (in Russian).
27) Mervyn G. Kershaw and Ralph W. Pickering, The Jarosite Process -
Phase Equilibria, Electrolytic Zinc Company of Australasia Limited
Melbuorne, Victoria, Australia.
28) Metals Handbook, Corrosion, 9 Edition, Volume 8, ASM, 1989, pp.
18-28.
29) Mikhlin, Yu., Kuklinskiy, A.V. Mikhlina, E.V., Kargin, V.F., Asanov,
I.P., 2002. Electrochemical behaviour of lead sulfide in nitric and
perchloric acid solutions: voltammetric, SEM, and XPS
characterization and application of the disordered semiconductor
concept. In press.
30) Morin D. Gaunand A and Renon H. Representation of the kinetics of
leachingof galena by ferric chloride in concentrated sodium chloride
solutions by a modified mixed kinetics model. Metall. Trans., 16B,
1985, 31-9.
BIBLIOGRAFIA
98
31) Mulak, W., 1987. The catalytic action of cupric and ferric ions in nitric
acid leaching of Ni3S2. Hydrometallurgy 17, 201-214.
32) Novoselov, R.I., Makotchenko, E.V., 1999. Oxygen as an ecologically
compatible agent for oxidation of non-ferrous and noble metals and
sulfide minerals. Chem. Sustainable Dev. 7, 321-330.
33) Palmer B. Kinetics of dissolution of galena with ferric chloride. Metall.
Trans., 12B, (1981) 595 – 601.
34) Pashkov G. L., Mikhlina E. V., Kholmogorov A. G., Mikhlin Y. L.,
2002. “Effect of potential and ferric ions on lead sulfide dissolution in
acid nitric”, Hydrometallurgy 63, (2002) 171 – 179.
35) Peters E., “Hydrometallurgical process innovation”, Hydrometallurgy
29, (1992) 431-459.
36) Peters, E., Vizsolyi, A., 1971. A new hydrometallurgy process for lead
recovery. 100th AIME Annu. Meet. (New York).
37) Posnjak E. and Merwin H. E., The System, Fe2O3-SO3-H2O, Journal
American Chemical Society, 44 (2), (1922) 1965-1994.
38) Prater, J.D., Queneau, P.B., Hudson, T.J, 1973. Nitric acid route to
processing copper concentrates. Trans. Soc. Min. Eng. AIME 254,
117-122.
39) Rath, P.C., Paramguru, R.K. and Jena, P.K., “Kinetics of Dissolution
of Sulphide Minerals in Ferric Chloride Solution. 1: Disolution of
Galena, Sphalerite and Chalcopyrite”. Trans. Inst. Min. Metall., 97
(1988): C150 - C158.
40) Romero, J.A., Apuntes de Termodinámica Metalurgia y Materiales,
ESIQIE, (2004), pp. 324 - 327.
41) Rosenqvist Terkel, Fundamentos de Metalurgia Extractiva, Ed.
Limusa, pp. 469 – 471, México, 1984.
42) S. Aksu and F. M. Doyle., “Electrochemestry of Copper in Aqueous
Glycine Solutions”, J. Electrochem. Soc. 148, B51 (2001).
43) Sasaki K. and Konno H., “Morphology of Jarosite-Group compounds
precipitated from biologically and chemically oxidized Fe ions. The
Canadian Mineralogist 38, (2000) 45-56.
BIBLIOGRAFIA
99
44) Smith R. M., 1976. Critical Stability Constans Inorganic Complexes,
Volume 4. College of New York, Pag. 51, New York.
45) Subagja, R. and Fuwa A., “New Hydrometallurgical Process
Development for Lead Recovery From Their Minerals”. The Mining
and Metallurgical Institute of Japan, Volume 5, No 2, (1988). pp. 1 –
23.
46) Szczygiel Zbigniew, Metalurgia no ferrosa, Ed. Limusa, pp. 195-397,
México, 1984.
47) Van Weert. , Shang, Y., 1993. Iron control in nitrate hydrometallurgy
by autoclaving hydrolysis of iron (III) nitrate. Hydrometallurgy 33, 273-
290.
48) Vizsolyi, A., Peters, E., 1980. Nitric acid leaching molybdenite
concentrates. Hydrometallurgy 6, 103-119.
49) Welham, N.J., Malatt, K.A. and Vukcevic S., “The effect of solution on
iron-sulphur-arsenic-chloride systems at 298 K”, Hydrometallurgy
57(2000) 209-223.
APENDICE I
Tabla 14. Valores de Energía libre de las especies presentes en los sistemas
S-H2O, N-H2O, Pb-H2O, Pb-N-H2O, Pb-S-H2O y Pb-N-S-H2O a
413.15 K.
Número Especie Referencia ΔG(kJ) ΔG(Kcal)
Pb, N , S gases: 1 N(g) FACT 408.981 97.749 2 N2(g) FACT -79.694 -19.047 3 N3(g) FACT 319.861 76.449 4 NH(g) FACT 301.144 71.975 5 NH2(g) FACT 109.304 26.124 6 NH3(g) FACT -126.223 -30.168 7 HNNH(g) FACT 121.943 29.145 8 N2H4(g) FACT -4.312 -1.031 9 NO(g) FACT 2.672 0.639 10 N2O(g) FACT -9.576 -2.289 11 NO2(g) FACT -66.783 -15.961 12 NO3(g) FACT -34.191 -8.172 13 N2O3(g) FACT -45.934 -10.979 14 N2O4(g) FACT -118.241 -28.26 15 N2O5(g) FACT -133.84 -31.989 16 HNO(g) FACT 7.734 1.848 17 N2H5OH(g) FACT -315.713 -75.457 18 HONO(g) FACT -180.677 -43.183 19 HONO(g) FACT -182.719 -43.671 20 HONO2(g) FACT -245.451 -58.664 21 S(g) FACT 207.222 49.527 22 S2(g) FACT 33.724 8.06 23 S3(g) FACT 29.18 6.974 24 S4(g) FACT 16.084 3.844 25 S5(g) FACT -19.936 -4.765 26 S6(g) FACT -46.604 -11.139 27 S7(g) FACT -57.432 -13.726 28 S8(g) FACT -80.495 -19.239 29 HS(g) FACT 57.912 13.841 30 H2S(g) FACT -106.151 -25.371 31 H2S2(g) FACT -95.359 -22.791 32 NS(g) FACT 171.25 40.93 33 SO(g) FACT -87.25 -20.853
100
APENDICE I
34 SO2(g) FACT -400.159 -95.64 35 SO3(g) FACT -502.857 -120.186 36 SSO(g) FACT -167.656 -40.071 37 O2S(OH)2(g) FACT -860.293 -205.615 38 Pb(g) FACT 122.379 29.249 39 Pb2(g) FACT 215.705 51.555 40 PbH(g) FACT 144.439 34.522 41 PbO(g) FACT -51.754 -12.37 42 PbS(g) FACT 27.268 6.517 Pb, N , S liquidos:
43 N2H4(l) FACT -1.602 -0.383 44 HN3(l) FACT 205.929 49.218 45 N2O4(l) FACT -108.941 -26.038 46 (NH4)2O(l) FACT -546.117 -130.525 47 HONO2(l) FACT -239.866 -57.329 48 S(l) FACT -13.874 -3.316 49 H2S2(l) FACT -102.859 -24.584 50 SO3(l) FACT -489.746 -117.052 51 O2S(OH)2(l) FACT -881.681 -210.727 52 H2SO4(H2O)(l) FACT -1219.339 -291.429 53 H2SO4(H2O)2(l) FACT -1546.683 -369.666 54 H2SO4(H2O)3(l) FACT -1869.602 -446.846 55 H2SO4(H2O)4(l) FACT -2190.271 -523.487 56 H2SO4(H2O)6(l) FACT -2987.488 -714.027 57 (H2SO4)2(H2O)13(l) FACT -5974.845 -1428.022 58 Pb(l) FACT -25.879 -6.185 59 PbO(l) FACT -230.947 -55.198 60 PbS(l) FACT -126.702 -30.283 Pb, N , S especies acuosas:
61 N2(aq) FACT -53.835 -12.867 62 N3[-] FACT 233.173 55.73 63 NH3(aq) FACT -126.272 -30.18 64 NH4[+] FACT -179.771 -42.966 65 N2H4(aq) FACT -22.735 -5.434 66 N2H5[+] FACT -69.575 -16.629 67 HN3(aq) FACT 200.861 48.007 68 ONO[-] FACT -160.335 -38.321 69 N2O2[2-] FACT -18.017 -4.306 70 NO3[-] FACT -266.118 -63.604 71 HONO(aq) FACT -173.543 -41.478 72 S[2-] FACT 39.51 9.443
101
APENDICE I
73 S2[2-] FACT 18.733 4.477 74 S3[2-] FACT -0.892 -0.213 75 S4[2-] FACT -19.248 -4.6 76 S5[2-] FACT -35.726 -8.539 77 HS[-] FACT -41.2 -9.847 78 H2S(aq) FACT -89.785 -21.459 79 SO2(aq) FACT -390.742 -93.389 80 SO3[2-] FACT -614.144 -146.784 81 SO4[2-] FACT -913.453 -218.32 82 S2O3[2-] FACT -668.3 -159.728 83 S2O4[2-] FACT -789.881 -188.786 84 S2O5[2-] FACT -1012.702 -242.042 85 S2O6[2-] FACT -1220.79 -291.776 86 S2O8[2-] FACT -1446.329 -345.681 87 S3O6[2-] FACT -1225.468 -292.894 88 S4O6[2-] FACT -1300.458 -310.817 89 S5O6[2-] FACT -1246.315 -297.876 90 HSO3[-] FACT -683.788 -163.429 91 HSO4[-] FACT -944.625 -225.771 92 HS2O4[-] FACT -614.63 -146.9 93 H2S2O4(aq) FACT -616.722 -147.4 94 Pb[2+] FACT -5.131 -1.226 95 PbOH[+] FACT -226.354 -54.1 96 HPbO2[-] FACT -338.486 -80.9 97 Pb3(OH)4[2+] FACT -1131.681 -270.478 98 Pb4(OH)4[4+] FACT -1155.356 -276.137 99 Pb6(OH)8[4+] FACT -2285.804 -546.32 Pb, N , S solidos:
100 NH4N3(s) FACT 68.979 16.486 101 N2O4(s) FACT -99.82 -23.858 102 N2O5(s) FACT -119.564 -28.576 103 NH4NO3(s) FACT -430.732 -102.947 104 S(s) FACT -13.709 -3.276 105 S(s2) FACT -13.759 -3.288 106 NH4HS(s) FACT -199.171 -47.603 107 SO3(s) FACT -484.227 -115.733 108 (NH4)2(SO4)(s) FACT -1275.136 -304.765 109 (NH4)2SO4(NH3)3(s) FACT -1589.87 -379.988 110 Pb(s) FACT -27.303 -6.525 111 PbO(s) FACT -247.745 -59.213 112 PbO(s2) FACT -247.372 -59.123
102
APENDICE I
113 PbO2(s) FACT -305.394 -72.991 114 Pb3O4(s) FACT -809.464 -193.467 115 Pb(OH)2(s) FACT -452.2 -108.078 116 (PbO)3(H2O)(s) FACT -799.5 -191.085 117 Pb(N3)2(PbO)(s) FACT 333.046 79.6 118 PbS(s) FACT -137.047 -32.755 119 Pb2S2(s) FACT -70.564 -16.865 120 O3PbS(s) FACT -730.557 -174.607 121 PbSO4(s) FACT -983.508 -235.064 122 PbSO4(s2) FACT -979.967 -234.218 123 PbOPbSO4(s) FACT -1259.928 -301.13 124 (PbO)2(PbSO4)(s) FACT -1516.451 -362.441 125 (PbO)3(PbSO4)(s) FACT -1772.295 -423.589 126 (PbO)4(PbSO4)(s) FACT -2002.175 -478.531 127 PbSO4(NH3)2(s) FACT -1184.397 -283.078 128 PbSO4(NH3)4(s) FACT -1409.184 -336.803
Otros gases:
129 H(g) FACT 170.238 40.688 130 H2(g) FACT -54.519 -13.03 131 O(g) FACT 182.247 43.558 132 O2(g) FACT -85.296 -20.386 133 O3(g) FACT 43.196 10.324 134 OH(g) FACT -37.457 -8.952 135 H2O(g) FACT -320.474 -76.595 136 HOO(g) FACT -93.224 -22.281 137 HOOH(g) FACT -233.214 -55.739
Otros líquidos: 138 H2O(l) FACT -316.223 -75.579 139 HOOH(l) FACT -234.356 -56.013
Otras especies acuosas: 140 H[+] FACT 0 0 141 H2(aq) FACT -31.292 -7.479 142 O2(aq) FACT -61.513 -14.702 143 OH[-] FACT -223.265 -53.362 144 HO2[-] FACT -163.262 -39.021 145 HOOH(aq) FACT -248.398 -59.369 146 e[-](aq) ELEM -27.154 -6.49
Otros sólidos: 147 H2O(s) FACT -311.93 -74.553
103
APENDICE I
Tabla 15. Valores de Energía libre de las especies presentes en los sistemas
Ag-H2O, Ag-N-H2O, Ag-S-H2O y Ag-N-S-H2O a 413.15 K.
Número Especies Referencia ΔG(KJ) ΔG(Kcal) Ag, N , S gases: 1 N(g) FACT 408.981 97.749 2 N2(g) FACT -79.694 -19.047 3 N3(g) FACT 319.861 76.449 4 NH(g) FACT 301.144 71.975 5 NH2(g) FACT 109.304 26.124 6 NH3(g) FACT -126.223 -30.168 7 HNNH(g) FACT 121.943 29.145 8 N2H4(g) FACT -4.312 -1.031 9 NO(g) FACT 2.672 0.639
10 N2O(g) FACT -9.576 -2.289 11 NO2(g) FACT -66.783 -15.961 12 NO3(g) FACT -34.191 -8.172 13 N2O3(g) FACT -45.934 -10.979 14 N2O4(g) FACT -118.241 -28.26 15 N2O5(g) FACT -133.84 -31.989 16 HNO(g) FACT 7.734 1.848 17 N2H5OH(g) FACT -315.713 -75.457 18 HONO(g) FACT -180.677 -43.183 19 HONO(g) FACT -182.719 -43.671 20 HONO2(g) FACT -245.451 -58.664 21 S(g) FACT 207.222 49.527 22 S2(g) FACT 33.724 8.06 23 S3(g) FACT 29.18 6.974 24 S4(g) FACT 16.084 3.844 25 S5(g) FACT -19.936 -4.765 26 S6(g) FACT -46.604 -11.139 27 S7(g) FACT -57.432 -13.726 28 S8(g) FACT -80.495 -19.239 29 HS(g) FACT 57.912 13.841 30 H2S(g) FACT -106.151 -25.371 31 H2S2(g) FACT -95.359 -22.791 32 NS(g) FACT 171.25 40.93 33 SO(g) FACT -87.25 -20.853 34 SO2(g) FACT -400.159 -95.64 35 SO3(g) FACT -502.857 -120.186
104
APENDICE I
36 SSO(g) FACT -167.656 -40.071 37 O2S(OH)2(g) FACT -860.293 -205.615 38 Ag(g) FACT 212.3 50.741 39 Ag2(g) FACT 303.07 72.435 40 AgS(g) FACT 284.644 68.032 Ag, N , S liquidos:
41 N2H4(l) FACT -1.602 -0.383 42 HN3(l) FACT 205.929 49.218 43 N2O4(l) FACT -108.941 -26.038 44 (NH4)2O(l) FACT -546.117 -130.525 45 HONO2(l) FACT -239.866 -57.329 46 S(l) FACT -13.874 -3.316 47 H2S2(l) FACT -102.859 -24.584 48 SO3(l) FACT -489.746 -117.052 49 O2S(OH)2(l) FACT -881.681 -210.727 50 H2SO4(H2O)(l) FACT -1219.339 -291.429 51 H2SO4(H2O)2(l) FACT -1546.683 -369.666 52 H2SO4(H2O)3(l) FACT -1869.602 -446.846 53 H2SO4(H2O)4(l) FACT -2190.271 -523.487 54 H2SO4(H2O)6(l) FACT -2987.488 -714.027 55 (H2SO4)2(H2O)13(l) FACT -5974.845 -1428.022 56 Ag(l) FACT -12.178 -2.911 57 AgNO3(l) FACT -178.948 -42.77 58 Ag2S(l) FACT -89.994 -21.509 59 Ag2SO4(l) FACT -788.963 -188.567 Ag, N , S especies acuosas:
60 N2(aq) FACT -53.835 -12.867 61 N3[-] FACT 233.173 55.73 62 NH3(aq) FACT -126.272 -30.18 63 NH4[+] FACT -179.771 -42.966 64 N2H4(aq) FACT -22.735 -5.434 65 N2H5[+] FACT -69.575 -16.629 66 HN3(aq) FACT 200.861 48.007 67 ONO[-] FACT -160.335 -38.321 68 N2O2[2-] FACT -18.017 -4.306 69 NO3[-] FACT -266.118 -63.604 70 HONO(aq) FACT -173.543 -41.478 71 S[2-] FACT 39.51 9.443 72 S2[2-] FACT 18.733 4.477 73 S3[2-] FACT -0.892 -0.213 74 S4[2-] FACT -19.248 -4.6
105
APENDICE I
75 S5[2-] FACT -35.726 -8.539 76 HS[-] FACT -41.2 -9.847 77 H2S(aq) FACT -89.785 -21.459 78 SO2(aq) FACT -390.742 -93.389 79 SO3[2-] FACT -614.144 -146.784 80 SO4[2-] FACT -913.453 -218.32 81 S2O3[2-] FACT -668.3 -159.728 82 S2O4[2-] FACT -789.881 -188.786 83 S2O5[2-] FACT -1012.702 -242.042 84 S2O6[2-] FACT -1220.79 -291.776 85 S2O8[2-] FACT -1446.329 -345.681 86 S3O6[2-] FACT -1225.468 -292.894 87 S4O6[2-] FACT -1300.458 -310.817 88 S5O6[2-] FACT -1246.315 -297.876 89 HSO3[-] FACT -683.788 -163.429 90 HSO4[-] FACT -944.625 -225.771 91 HS2O4[-] FACT -614.63 -146.9 92 H2S2O4(aq) FACT -616.722 -147.4 93 Ag[+] FACT 74.622 17.835 94 Ag(NH3)[+] FACT 31.631 7.56 95 Ag(NH3)2[+] FACT -211.452 -50.538 96 AgOH(aq) FACT -92 -21.989 97 Ag(OH)2[-] FACT -260.245 -62.2 98 AgNO3(aq) FACT -32.49 -7.765 99 Ag(NO2)2[-] FACT -10.042 -2.4 100 AgSO3[-] FACT -440.157 -105.2 101 AgSO4[-] FACT -857.179 -204.871 102 Ag(S2O3)2[3-] FACT -1396.204 -333.701 103 Ag2SO3(aq) FACT -381.1 -91.085
Ag, N , S solidos: 104 NH4N3(s) FACT 68.979 16.486 105 N2O4(s) FACT -99.82 -23.858 106 N2O5(s) FACT -119.564 -28.576 107 NH4NO3(s) FACT -430.732 -102.947 108 S(s) FACT -13.709 -3.276 109 S(s2) FACT -13.759 -3.288 110 NH4HS(s) FACT -199.171 -47.603 111 SO3(s) FACT -484.227 -115.733 112 (NH4)2(SO4)(s) FACT -1275.136 -304.765 113 (NH4)2SO4(NH3)3(s) FACT -1589.87 -379.988 114 Ag(s) FACT -18.137 -4.335
106
APENDICE I
115 AgN3(s) FACT 264.082 63.117 116 Ag2O(s) FACT -82.214 -19.65 117 Ag2O2(s) FACT -74.406 -17.783 118 Ag2O3(s) FACT -9.706 -2.32 119 AgNO2(s) FACT -99.613 -23.808 120 AgNO3(s) FACT -180.732 -43.196 121 AgNO3(s2) FACT -180.617 -43.169 122 Ag2S(s) FACT -92.632 -22.14 123 Ag2S(s2) FACT -92.319 -22.065 124 Ag2S(s3) FACT -91.965 -21.98 125 Ag2SO3(s) FACT -558.425 -133.467 126 Ag2SO4(s) FACT -801.366 -191.531 127 Ag2SO4(s2) FACT -794.897 -189.985
Otros gases:
128 H(g) FACT 170.238 40.688 129 H2(g) FACT -54.519 -13.03 130 O(g) FACT 182.247 43.558 131 O2(g) FACT -85.296 -20.386 132 O3(g) FACT 43.196 10.324 133 OH(g) FACT -37.457 -8.952 134 H2O(g) FACT -320.474 -76.595 135 HOO(g) FACT -93.224 -22.281 136 HOOH(g) FACT -233.214 -55.739
Otros liquidos: 137 H2O(l) FACT -316.223 -75.579 138 HOOH(l) FACT -234.356 -56.013
Otras especies acuosas: 139 H[+] FACT 0 0 140 H2(aq) FACT -31.292 -7.479 141 O2(aq) FACT -61.513 -14.702 142 OH[-] FACT -223.265 -53.362 143 HO2[-] FACT -163.262 -39.021 144 HOOH(aq) FACT -248.398 -59.369 145 e[-](aq) ELEM -27.154 -6.49
Otros solidos: 146 H2O(s) FACT -311.93 -74.553
107
APENDICE I
Tabla 16. Valores de Energía libre de las especies presentes en los sistemas
Ca-N-H2O y Ca-S-H2O a 413.15 K.
Número Especies Referencia
ΔG(kJ) ΔG(kcal)
Ca, N , S gases: 1 N(g) FACT 408.981 97.7492 N2(g) FACT -79.694 -19.0473 N3(g) FACT 319.861 76.4494 NH(g) FACT 301.144 71.9755 NH2(g) FACT 109.304 26.1246 NH3(g) FACT -126.223 -30.1687 HNNH(g) FACT 121.943 29.1458 N2H4(g) FACT -4.312 -1.0319 NO(g) FACT 2.672 0.63910 N2O(g) FACT -9.576 -2.28911 NO2(g) FACT -66.783 -15.96112 NO3(g) FACT -34.191 -8.17213 N2O3(g) FACT -45.934 -10.97914 N2O4(g) FACT -118.241 -28.2615 N2O5(g) FACT -133.84 -31.98916 HNO(g) FACT 7.734 1.84817 N2H5OH(g) FACT -315.713 -75.45718 HONO(g) FACT -180.677 -43.18319 HONO(g) FACT -182.719 -43.67120 HONO2(g) FACT -245.451 -58.66421 S(g) FACT 207.222 49.52722 S2(g) FACT 33.724 8.0623 S3(g) FACT 29.18 6.97424 S4(g) FACT 16.084 3.84425 S5(g) FACT -19.936 -4.76526 S6(g) FACT -46.604 -11.13927 S7(g) FACT -57.432 -13.72628 S8(g) FACT -80.495 -19.23929 HS(g) FACT 57.912 13.84130 H2S(g) FACT -106.151 -25.37131 H2S2(g) FACT -95.359 -22.79132 NS(g) FACT 171.25 40.9333 SO(g) FACT -87.25 -20.85334 SO2(g) FACT -400.159 -95.6435 SO3(g) FACT -502.857 -120.18636 SSO(g) FACT -167.656 -40.071
108
APENDICE I
37 O2S(OH)2(g) FACT -860.293 -205.61538 Ca(g) FACT 113.443 27.11439 Ca2(g) FACT 234.738 56.10440 CaH(g) FACT 144.959 34.64641 CaO(g) FACT -50.903 -12.16642 CaOH(g) FACT -292.028 -69.79643 Ca(OH)2(g) FACT -730.225 -174.52844 CaS(g) FACT 26.85 6.417 Ca, N , S líquidos:
45 N2H4(l) FACT -1.602 -0.38346 HN3(l) FACT 205.929 49.21847 N2O4(l) FACT -108.941 -26.03848 (NH4)2O(l) FACT -546.117 -130.52549 HONO2(l) FACT -239.866 -57.32950 S(l) FACT -13.874 -3.31651 H2S2(l) FACT -102.859 -24.58452 SO3(l) FACT -489.746 -117.05253 O2S(OH)2(l) FACT -881.681 -210.72754 H2SO4(H2O)(l) FACT -1219.339 -291.42955 H2SO4(H2O)2(l) FACT -1546.683 -369.66656 H2SO4(H2O)3(l) FACT -1869.602 -446.84657 H2SO4(H2O)4(l) FACT -2190.271 -523.48758 H2SO4(H2O)6(l) FACT -2987.488 -714.02759 (H2SO4)2(H2O)13(l) FACT -5974.845 -
1428.02260 Ca(l) FACT -11.708 -2.79861 CaO(l) FACT -583.601 -139.48462 CaSO4(l) FACT -1461.586 -349.327 Ca, N , S especies acuosas:
63 N2(aq) FACT -53.835 -12.86764 N3[-] FACT 233.173 55.7365 NH3(aq) FACT -126.272 -30.1866 NH4[+] FACT -179.771 -42.96667 N2H4(aq) FACT -22.735 -5.43468 N2H5[+] FACT -69.575 -16.62969 HN3(aq) FACT 200.861 48.00770 ONO[-] FACT -160.335 -38.32171 N2O2[2-] FACT -18.017 -4.30672 NO3[-] FACT -266.118 -63.60473 HONO(aq) FACT -173.543 -41.47874 S[2-] FACT 39.51 9.44375 S2[2-] FACT 18.733 4.47776 S3[2-] FACT -0.892 -0.21377 S4[2-] FACT -19.248 -4.6
109
APENDICE I
78 S5[2-] FACT -35.726 -8.53979 HS[-] FACT -41.2 -9.84780 H2S(aq) FACT -89.785 -21.45981 SO2(aq) FACT -390.742 -93.38982 SO3[2-] FACT -614.144 -146.78483 SO4[2-] FACT -913.453 -218.3284 S2O3[2-] FACT -668.3 -159.72885 S2O4[2-] FACT -789.881 -188.78686 S2O5[2-] FACT -1012.702 -242.04287 S2O6[2-] FACT -1220.79 -291.77688 S2O8[2-] FACT -1446.329 -345.68189 S3O6[2-] FACT -1225.468 -292.89490 S4O6[2-] FACT -1300.458 -310.81791 S5O6[2-] FACT -1246.315 -297.87692 HSO3[-] FACT -683.788 -163.42993 HSO4[-] FACT -944.625 -225.77194 HS2O4[-] FACT -614.63 -146.995 H2S2O4(aq) FACT -616.722 -147.496 Ca[2+] FACT -520.509 -124.40597 CaOH[+] FACT -718.393 -171.798 CaSO4(aq) FACT -1438.443 -343.796 Ca, N , S sólidos:
99 NH4N3(s) FACT 68.979 16.486100 N2O4(s) FACT -99.82 -23.858101 N2O5(s) FACT -119.564 -28.576102 NH4NO3(s) FACT -430.732 -102.947103 S(s) FACT -13.709 -3.276104 S(s2) FACT -13.759 -3.288105 NH4HS(s) FACT -199.171 -47.603106 SO3(s) FACT -484.227 -115.733107 (NH4)2(SO4)(s) FACT -1275.136 -304.765108 (NH4)2SO4(NH3)3(s) FACT -1589.87 -379.988109 Ca(s) FACT -17.7 -4.23110 Ca(s2) FACT -17.267 -4.127111 CaH2(s) FACT -204.223 -48.811112 Ca3N2(s) FACT -486.291 -116.226113 CaO(s) FACT -651.554 -155.725114 CaO2(s) FACT -695.191 -166.155115 Ca(OH)2(s) FACT -1022.361 -244.35116 Ca(NO3)2(s) FACT -1019.763 -243.729117 Ca(NO3)2(H2O)2(s) FACT -1656.656 -395.95118 Ca(NO3)2(H2O)3(s) FACT -1975.31 -472.111119 Ca(NO3)2(H2O)4(s) FACT -2293.587 -548.18120 CaS(s) FACT -497.546 -118.916
110
APENDICE I
121 CaSO3(s) FACT -1215.196 -290.439122 CaSO4(s) FACT -1479.624 -353.639123 CaSO4(s2) FACT -1474.938 -352.519124 CaSO3(H2O)2(s) FACT -1832.27 -437.923125 CaSO4(H2O)2(s) FACT -2106.747 -503.525126 (CaSO4)2(H2O)(s) FACT -3266.247 -780.652127 (CaSO4)2(H2O)(s2) FACT -3265.187 -780.398
Otros gases:
128 H(g) FACT 170.238 40.688129 H2(g) FACT -54.519 -13.03130 O(g) FACT 182.247 43.558131 O2(g) FACT -85.296 -20.386132 O3(g) FACT 43.196 10.324133 OH(g) FACT -37.457 -8.952134 H2O(g) FACT -320.474 -76.595135 HOO(g) FACT -93.224 -22.281136 HOOH(g) FACT -233.214 -55.739
Otros líquidos: 137 H2O(l) FACT -316.223 -75.579138 HOOH(l) FACT -234.356 -56.013
Otras especies acuosas: 139 H[+] FACT 0 0140 H2(aq) FACT -31.292 -7.479141 O2(aq) FACT -61.513 -14.702142 OH[-] FACT -223.265 -53.362143 HO2[-] FACT -163.262 -39.021144 HOOH(aq) FACT -248.398 -59.369145 e[-](aq) ELEM -27.154 -6.49
Otros sólidos: 146 H2O(s) FACT -311.93 -74.553
111
APENDICE II
Tabla 17. Efecto de la velocidad sobre la disolución.
CONDICIO NO3 NES 413.15 K, 965 kPa, 300 rpm, 5 ml Queb, 1M HTIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%]
0 - 3.99 42.67 5 54.72 5.52 44.72
10 51.73 7.06 59.92 20 59.01 9.52 84.18 30 60.68 13.81 84.76 60 60.06 13.51 92.07 90 61.12 11.97 83.01 120 59.01 13.51 89.15 150 57.78 15.96 87.69 180 58.40 24.86 88.27 92.32 79.47 210 63.40 22.41 85.35 89.29 90.24 240 60.94 31.92 94.70 90.19 74.95 CONDICIO NO3 NES 413.15, 965 kPa, 500 rpm, 5 ml Queb, 1M H
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 49.72 7.98 18.12 5 48.58 35.91 56.70
10 45.86 19.34 70.15 20 51.91 45.73 87.98 30 47.88 45.43 90.32 60 44.90 48.50 96.75 90 60.15 79.19 107.85 120 64.71 88.70 105.22 150 58.31 79.50 99.96 180 60.85 71.21 103.47 90.43 88.30 210 40.60 168.51 104.05 90.84 90.45 240 49.72 51.87 108.15 92.07 92.61 CONDICIO NO3 NES 413.15 K, 965 kPa, 700 rpm, 5 ml Queb, 1M H
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 43.05 10.44 33.32 5 58.40 15.04 65.47
10 58.75 20.87 68.69 20 68.83 17.19 70.44 30 58.84 11.97 73.95 60 106.98 24.55 80.96 90 53.14 23.33 62.55 120 54.45 24.86 79.50 150 81.46 29.16 74.82 180 57.43 41.13 78.62 73.21 63.10 210 71.55 43.59 79.79 71.45 59.44 240 53.84 53.71 82.13 73.41 57.07
112
APENDICE II
Tabla 18. Efecto del agente surfactante sobre la disolución.
COND ml Queb. ICIONES 415.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 7.54 1.23 5.26 5 29.37 2.46 36.24
10 28.59 2.15 28.06 20 33.76 2.76 11.11 30 34.90 3.07 11.69 60 39.28 2.76 7.60 90 34.81 2.15 4.09 120 40.51 3.38 4.09 150 38.76 2.76 4.68 180 39.28 2.15 4.09 59.62 48.46
COND 8M HNO3 ICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm, 5 ml Queb., 0.1
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 3.60 0.61 4.97 5 29.11 0.61 5.26
10 28.32 0.00 5.55 20 44.02 0.61 2.05 30 33.32 1.23 4.97 60 37.62 1.84 2.34 90 36.83 2.46 2.92 120 49.37 3.68 3.80 150 37.09 0.92 5.55 180 36.92 1.53 6.43 54.38 46.09
COND 7 ml Queb. ICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm,
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 60.06 2.15 2.63 5 11.49 3.68 11.98
10 16.31 2.46 17.54 20 28.32 2.46 12.86 30 24.11 5.22 7.60 60 39.81 6.14 2.92 90 32.88 4.30 5.55 120 33.85 3.07 5.26 150 34.46 0.61 4.09 180 44.02 1.53 4.97 13.38 37.69
113
APENDICE II
Tabla 19. Efecto de la concentración de HNO3 a 373.15 K sobre la
disolución.
CONDICIONES 373.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 5 ml Queb, 0.18M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 4.38 2.15 5.85 5 8.33 3.99 8.48
10 10.70 2.15 7.60 20 14.21 2.15 11.69 30 14.82 2.15 10.52 60 22.27 2.46 16.37 90 32.09 3.38 18.41 120 27.01 3.07 19.29 150 29.46 3.38 21.34 180 25.95 7.06 19.00 0.05 34.46 210 46.03 3.68 24.84 0.05 34.46 240 31.30 2.15 27.77 0.05 38.77
CONDICIONES 373.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 5 ml Queb, 0.75M
HNO3 TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%]
0 18.76 6.14 15.49 5 24.03 8 17.54
10 37.35 14.43 19.88 20 53.49 7.67 28.94 30 61.64 6.75 38.87 60 64.36 10.13 38.58 90 66.55 15.96 50.86 120 68.48 20.26 60.50 150 65.24 14.12 59.33 180 64.80 17.50 63.43 64.24 75.38 210 66.82 18.72 61.09 65.06 79.69 240 61.99 17.50 54.95 63.84 75.38
CONDICIONES 373.15 K, 965 kPa, 500 rpm, 5 ml Queb, 1M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 63.92 6.14 10.52 5 55.59 5.22 21.04
10 66.20 14.73 31.27 20 67.00 31.61 40.34 30 67.25 59.85 54.95 60 68.48 54.94 69.86 90 80.93 70.60 74.24 120 67.08 58.93 75.99 150 65.76 73.05 79.50 180 65.15 74.89 77.75 76.93 88.30 210 68.31 88.40 74.24 78.57 100 240 68.92 85.02 84.18 79.79 99.07
114
APENDICE II
Tabla 20. Efecto de la concentración de HNO3 a 413.15 K sobre la
disolución. CONDICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm, 5 ml Queb., 0.18M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 3.60 0.61 4.97 5 29.11 0.61 5.26
10 28.32 0.00 5.55 20 44.02 0.61 2.05 30 33.32 1.23 4.97 60 37.62 1.84 2.34 90 36.83 2.46 2.92 120 49.37 3.68 3.80 150 37.09 0.92 5.55 180 36.92 1.53 6.43 54.38 46.09
CONDICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm, 5 ml Queb, 0.75M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 13.59 7.98 16.95 5 32.88 11.05 34.78
10 41.74 15.65 54.36 20 47.26 30.39 61.67 30 51.21 43.28 62.84 60 55.15 61.39 70.15 90 47.79 53.41 73.36 120 43.05 57.09 61.38 150 44.11 45.12 63.13 180 37.53 60.16 64.30 77.75 92.61 210 44.37 78.27 69.56 83.48 94.76 240 43.23 89.01 63.13 78.57 90.45
CONDICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm, 5 ml Queb, 1M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 49.72 7.98 18.12 5 48.58 35.91 56.70
10 45.86 19.34 70.15 20 51.91 45.73 87.98 30 47.88 45.43 90.32 60 44.90 48.50 96.75 90 60.15 79.19 100.0 120 64.71 88.70 100.0 150 58.31 79.50 99.96 180 60.85 71.21 103.47 90.43 88.30 210 40.60 100.0 100.0 90.84 90.45 240 49.72 51.87 100.0 92.07 92.61
115
APENDICE II
CONDICIONES 140°C, 140 psi, 500 rpm, 5 ml Queb, 2M HNO3
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 24.64 10.13 24.26 5 48.93 34.68 92.95
10 47.26 76.73 90.32 20 45.86 37.75 100.0 30 46.91 54.33 100.0 60 48.75 63.23 100.0 90 47.00 59.55 100.0 120 47.79 39.29 100.0 150 45.68 57.09 100.0 180 49.19 56.48 100.0 90.84 94.76 210 43.40 44.51 100.0 88.80 100.0 240 41.91 62.62 100.0 91.25 86.15
Tabla 21. Efecto de la concentración del ión calcio a 413.15 K sobre la
disolución. CONDICIONES 140°C, 140psi, 500 rpm, 5 ml Queb, 1M NO3-, 0.2M Ca2+
TIEMPO [Pb %] [Ag %] [Fe%] [Cu%] [Zn%] 0 39.20 5.83 30.69 5 38.23 18.72 42.09
10 42.00 21.49 59.92 20 69.97 31.31 65.76 30 51.47 54.63 76.29 60 49.45 20.87 81.26 90 51.47 48.50 77.46 120 67.34 92.08 77.75 150 100.0 31.61 72.49 180 100.0 44.51 78.92 95.75 51.69 210 100.0 42.05 75.12 97.39 100.0 240 99.00 90.24 83.30 95.92 75.38
CONDICIONES 140°C, 140psi, 500 rpm, S/Quebracho, 1M NO3-, 0.5M
Ca2+
TIEMPO [Pb %] [Ag %] 0 85.23 3.53 5 59.45 4.60
10 58.00 4.14 20 48.58 5.22 30 84.53 3.53 60 49.10 3.99 90 66.99 3.99 120 69.97 4.45 150 53.31 4.45 180 39.98 5.06 210 70.85 4.30 240 346.36 5.83
116
APENDICE III
Tabla 22. Equilibrio en el sistema Pb-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 PbO2(S)+4H++2e Pb2++2H2O E=1.4398-0.041log{Pb2+}-0.1640pH 2 4PbO2(S)+12H++8e Pb4(OH)4
4++4H2O E=1.2714-0.102log{ Pb4(OH)44+}-0.1229pH
3 3PbO2(S)+4H++4e Pb3O4(S)+2H2O E=1.0806-0.0819pH 4 4Pb3O4(S)+20H++8e 3Pb4(OH)4
4++4H2O E=1.6528-0.0102log{ Pb4(OH)44+}3-0.2049pH
5 2Pb3O4(S)+8H++4e Pb6(OH)84+ E=1.4463-0.021log{ Pb6(OH)8
4+}-0.1639pH 6 Pb3O4(S)+2H++2e 3PbO(S)+H2O E=1.014-0.0819pH 7 6PbO(S)+4H++2H2O Pb6(OH)8
4+ pH=5.27-0.25log{ Pb6(OH)84+}
8 2Pb6(OH)84++4H+ 3Pb4(OH)4
4++4H2O pH=5.04-0.25log
2486
3444
})({})({
+
+
OHPbOHPb
9 Pb4(OH)44++4H+ 4Pb2++4H2O
pH=4.11-0.25log})({
}{4
44
42
+
+
OHPbPb
10 Pb2++2e Pb(S) E=-0.1665-0.041log{Pb2+} 11 Pb4(OH)4
4++4H++8e 4Pb(S)+4H2O E=0.0019+0.21log{ Pb4(OH)44+}-0.0409pH
12 Pb6(OH)84++8H++12e 6Pb(S)+8H2O E=0.0708-0.0068log{ Pb6(OH)8
4+}-0.0547pH 13 4PbO(S)+2H++2e Pb(S)+H2O E=0.2149-0.0819pH 14 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.02logpO2-0.082pH 15 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
117
APENDICE III
Tabla 23. Equilibrio en el sistema Ag-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 Ag2O3(S)+6H++4e 2Ag++3H2O E=1.7646-0.0204log{Ag+}2 -0.1229pH 2 Ag2O3(S)+2H++2e Ag2O2(S)+H2O E=1.6924-0.0819pH 3 Ag2O2(S)+4H++2e 2Ag++2H2O E=1.8368-0.0409log{Ag+}2-0.1639pH 4 Ag2O2(S)+4H++2e Ag2O(S)+H2O E=1.3976-0.0819pH 5 Ag2O(S)+2H+ 2Ag++H2O pH=5.36-0.5log{Ag+}2
6 Ag+ +e Ag(S) E=0.6798-0.0819log{Ag+}
7 Ag2O(S)+2H++2e 2Ag(S)+H2O E=1.1191-0.0819pH 8 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.02logpO2-0.082pH 9 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
Tabla 24. Equilibrio en el sistema Ag-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 Ag2O3(S)+S2O82-+2H++2e Ag2O3(S)+2HSO4
-
E=2.001-0.041log}{}{
282
24−
−
OSHSO
-0.0819pH
2 Ag2O3(S)+HSO4-+6H++4e 2Ag2O3(S)+HSO4
-+3H2O E=1.7646-0.0205log{Ag+}2-0.1229pH 3 Ag++HSO4
-+e Ag(S)+HSO4- E=0.9313+0.0819log{Ag+}
4 3Ag(S)+HSO4-+7H++6e Ag(S)+Ag2S(S)+4H2O E=0.3691+0.0068log{HSO4
-}-0.0956pH 5 Ag(S)+Ag2S(S)+2H++2e 3Ag(S)+H2S(g) E=-0.0234-0.0409pH2S
-0.0819pH 6 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.02logpO2-0.082pH 7 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
118
APENDICE III
Tabla 25. Equilibrio en el sistema Pb-N-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 PbO2(S)+NO3-+4H++2e Pb2++ NO3
-+2H2O E=1.2159-0.0082log
23
2
}{ −NOpN -0.1640pH
2 PbO2(S)+2NO3-+12H++10e PbO2(S)+N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0082log
23
2
}{ −NOpN -0.0984pH
3 3PbO2(S)+NO3-+4H++4e Pb3O4(S)+NO3
- +2H2O E=1.0806-0.0819pH
4 Pb2++2NO3-+ 12H++10e Pb2+
+N2(g) +6H2O E=1.2159-0.0082log2
3
2
}{ −NOpN -0.0984pH
5 2Pb3O4(S)+2NO3+12H++10e Pb3O4(S)+N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0082log2
3
2
}{ −NOpN -0.0984pH
6 Pb3O4(S)+NO3-+2H++12e 3PbO(S)+NO3
-+H2O E=1.014-0.0819pH 7 PbO(S)+N2(g)+ +4H++12e Pb2++N2(g)+2H2O E=1.4398-0.041log{Pb2+}-0.1640pH 8 4PbO2(S)+N2(g)+12H++8e Pb4(OH)4
4++N2(g)+4H2O E=1.2714-0.0102log{ Pb4(OH)44+}-0.1229pH
9 4Pb3O4(S)+N2(g)+20H++8e 3Pb4(OH)44++N2(g)+4H2O E=1.6528-0.0102log{ Pb4(OH)4
4+}3-0.2049pH 10 Pb3O4(S)+N2(g)+ +8H++4e Pb6(OH)8
4++N2(g) E=1.4493-0.021log{ Pb6(OH)84+}-0.1639pH
11 Pb3O4(S)+N2(g)+2H++12e 3PbO(S)+N2(g)+H2O E=1.014-0.0819pH 12 PbO(S)+2NO3
-+12H++10e PbO(S)+N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0089log2
3
2
}{ −NOpN -0.0984pH
13 Pb4(OH)44++N2(g)+ +4H+ 4Pb2++N2(g)+4H2O
pH=4.11-0.25log})({
}{4
44
42
+
+
OHPbPb
14 2Pb6(OH)84++N2(g)+4H+ 3Pb4(OH)4
4++N2(g)+4H2O
pH=5.04-0.25log24
86
3444
})({})({
+
+
OHPbOHPb
15 6PbO(S)+N2(g)+4H++2H2O Pb6(OH)84++N2(g) pH=5.27-0.25{Pb6(OH)8
4+}
119
APENDICE III
16 Pb2++N2(g)+8H++6e Pb2++2NH4+
E=0.2019-0.0137log2
24 }{
pNNH +
-0.1093pH
17 PbS(S)+N2(g)+8H++6e Pb(S)+2NH4+
E=0.2019-0.0137log2
24 }{
pNNH +
-0.1093pH
18 PbS(S)+N2(g)+6H++6e PbS(S)+2NH3(aq)E=-0.017-0.0137log
2
23 }{
pNNH +
-0.082pH
19 PbS(S)+NH3(aq) +H+ Pb(S)+NH4+
pH=6.77-log}{}{
3
4+
+
NHNH
20 Pb2++NH4++2e Pb(S)+NH4
+ E=-0.1665-0.041log{Pb2+} 21 Pb2++N2(g)+2e Pb(S)+N2(g) E=-0.1665-0.041log{Pb2+} 22 Pb4(OH)4
4++N2(g)+4H++8e 4Pb(S) +N2(g)+4H2O
E=0.0019+0.021log{Pb4(OH)44+}-0.0409pH
23 Pb6(OH)84++N2(g)+8H++12e 6Pb(S)+N2(g)+8H2O E=0.0708-0.068log{Pb6(OH)8
4+}-0.0547pH 24 PbO(S)+N2(g)+2H++2e Pb(S)+N2(g)+H2O E=0.2149-0.0819pH 25 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.0205logpO2-0.082pH 26 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
120
APENDICE III
Tabla 26. Equilibrio en el sistema Ag-N-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 Ag2O3(S)+NO3-+6H++4e 2Ag++NO3
-+3H2O E=1.7646-0.0204log{Ag+}2 -0.1229pH 2 Ag2O3(S)+NO3
-+2H++2e Ag2O2(S)+NO3-+H2O E=1.6924-0.0819pH
3 Ag2O2(S)+NO3-+4H++2e 2Ag++NO3
-+2H2O E=1.8368-0.0409log{Ag+}2 -0.1639pH 4 Ag2O2(S)+NO3
-+2H++2e Ag2O(S)+NO3-+H2O E=1.3976-0.0819pH
5 Ag2O(S)+2H++2e 2Ag++NO3-+H2O pH=5.36-0.5log{Ag+}2
6 Ag++2NO3-+2H++2e Ag++N2(g)+6H2O
E=1.2159-0.0082log2
3
2
}{ −NOpN -0.0984pH
7 Ag2O(S)+NO3-+2H++2e 2Ag(S)+NO3
-+H2O E=1.1191-0.0819pH 8 Ag++N2(g)+e Ag(S)+N2(g) E=6798-0.0819log{ Ag+} 9 Ag(S)+2NO3
-+12H++10e Ag(S)+N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0082log2
3
2
}{ −NOpN -0.0984pH
10 Ag(S)+N2(g)+8H++6e Ag(S)+2NH4+
E=0.2019-0.0137log2
24 }{
pNNH +
-0.1093pH
11 Ag(S)+N2(g)+6H++6e Ag(S)+NH3(aq)E=-0.0171-0.0137log
2
2)(3 }{
pNNH aq -0.082pH
12 Ag(S)+NH3(aq)+H+ Ag(S) +NH4
+pH=6.77
13 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.02logpO2-0.082pH 14 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
121
APENDICE III
Tabla 27. Equilibrio en el sistema Pb-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. Numero Reacción Línea de equilibrio
1 PbO2(S)+S2O82-+2H++12e PbO2(S)+ 2HSO4
-
E=2.001-0.041log}{}{
282
24−
−
OSHSO
-0.0819pH
2 2PbO2(S)+HSO4+3H++2e PbO2(S)+PbSO4(S)+2H2O E=1.6147+0.041log{HSO4-}-0.1229pH
3 PbO2(S)+PbSO4(S)+4H++2e Pb2++ PbSO4(S)+2H2O E=1.4398-0.041log{Pb-+}-0.1639pH 4 2PbO2(S)+PbSO4(S)+4H++e PbO2(S)+PbO.PbSO4(S)+2H2O E=1.2821-0.0819pH 5 PbO2(S)+PbO.PbSO4(S)+4H++2e Pb2++PbO.PbSO4(S)+2H2O E=1.4398-0.041log{Pb2+}-0.1639pH 6 Pb2++PbO.PbSO4(S)+2H+ 2Pb2++PbSO4(S)+H2O pH=2.84-0.5log{Pb2+} 7 Pb2++PbSO4(S)+8H++6e 2Pb2++S(S)+4H2O E=0.2372-0.0136log{Pb2+}-0.1093pH 8 2Pb2++PbSO4(S)+8H++10e Pb2++PbS(S)+4H2O E=0.1469+0.0081log{Pb2+}-0.0655pH 9 Pb2++PbO.PbSO4(S)+10H++6e 3Pb2++PbS(S)+3H2O E=0.5278-0.0136log{Pb2+}2-0.1366pH
10 Pb2++S(S)+2H++2e Pb2++H2S(g) E=0.1414-0.0409logpH2S-0.0819pH 11 2Pb2++S(S)+2e Pb2++PbS(S) E=0.3308+0.0409log{Pb2+} 12 Pb2++PbS(S)+2H+ 2Pb2++H2S(g) pH=-2.31-0.5log{Pb2+}-0.5logpH2S 13 Pb2++H2S(g)+2e 2PbS(S)+H2S(g) E=0.1665+0.0409log{Pb2+} 14 Pb2++PbS(S)+2e Pb(S)+PbS(S) E=-0.1665+0.0409log{Pb2+} 15 Pb(S)+PbS(S)+2H++2e 2Pb(S)+H2S(g) E=-0.3559-0.0409logpH2S-0.0819pH 16 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361+0.0205logpO2-0.082pH 17 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.041logpH2-0.082pH
122
APENDICE III
Tabla 28. Equilibrio en el sistema Pb-N-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. Número Reacción Línea de equilibrio
1 PbO2(S)+NO3-+S2O8
2-+2H++2e PbO2(S)+2HSO4-+NO3
-
E=2.01-0.0825pH-0.0206log}{}{
282
24−
−
OSHSO
2 PbO2(S)+S2O82-+NO3
-+2e PbO2(S)+2SO42-+NO3
-
E=2.01-0.041log}{
}{2
82
224
−
−
OSSO
3 PbO2(S)+SO42-+NO3
-+H+ PbO2(S)+HSO4-+NO3
- pH=3.94 4 2PbO2(S)+HSO4
-+NO3-+3H+ PbO2(S)+HSO4
-+NO3-
E=1.758-0.163pH-0.041log }{ 4−HSO
5 2PbO2(S)+SO42-+NO3
-+4H++2e PbO2(S)+PbSO4(S)+NO3+2H2O E=1.5964-0.164pH-0.041log }{ 24
−SO6 PbSO4(S)+PbO2(S)+NO3
-+4H++2e PbSO4(S)+Pb2+ +NO3-+2H2O E=1.4398-0.123pH-0.041log }{ 2+Pb
7 2PbSO4(S)+PbO2(S)+NO3-+2H++2e PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+NO3
-+H2O E=1.2253-0.0819pH 8 PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+NO3+2H+ 2PbSO4(S)+Pb2++NO3
-+H2O pH=2.6188-0.5log }{ 2+Pb9 PbSO4(S)+Pb2++2NO3
-+12H++10e PbSO4(S)+Pb2+ +N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0984pH-0.0082log
23
2
}{ −NOpN
10 PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+2NO3-
+12H++10e PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+N2(g)+6H2O E=1.2159-0.0984pH-0.0082log2
3
2
}{ −NOpN
11 PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+N2(g)+2H+ 2PbSO4(S)+Pb2++ N2(g)+H2O pH=2.6188-0.5log }{ 2+Pb12 PbSO4(S)+Pb2++N2(g)+8H++6e
2Pb2++S(S)+N2(g)+4H2O E=0.2432-0.1093pH
}{ 2+Pb-0.0137log 13 PbSO4(S)+Pb2++N2(g)+8H++8e PbS(S)+Pb2++N2(g)+4H2O E=0.2652-0.082pH 14 PbO.PbSO4(S)+PbSO4(S)+N2(g)+8H++8e PbO.PbSO4(S)+PbS(S)+N2(g)+4H2O E=0.2652-0.082pH 15 Pb2++S(S)+N2(g)+8H++6e Pb2++S(S)+2NH4
+
E=0.2124-0.1093pH-0.014log2
24 }{
pNNH +
16 2Pb2++S(S)+N2(g)+2e PbS(S)+Pb2++N2(g) E=0.3311+0.0409log{Pb2+}
123
APENDICE III
17 Pb2++S(S)+NH4++2H++2e Pb2++H2S(g)+NH4
+ E=0.1976-0.082pH 18 2Pb2++S(S)+NH4
++2e PbS(S)+Pb2++NH4+ E=0.3311+0.0409log }{ 2+Pb
19 PbS(S)+Pb2++N2(g)+8H++6e PbS(S)+Pb2++2NH4+
E=0.2124-0.1093pH-0.014log2
24 }{
pNNH +
20 PbS(S)+Pb2++N2(g)+2e PbS(S) +Pb(S)+N2(g)
E=-0.1665+0.041 }{ 2+Pb
21 PbO.PbSO4(S)+PbS(S)+N2(g)+10H++8e 2PbS(S)+Pb2+ +N2(g)+5H2O E=0.3188-0.1025pH +0.041 }{ 2+Pb22 PbS(S)+Pb2++NH4
++2H+ 2Pb2++H2S(g)+NH4+
pH=-1.6286-0.5logSpH
Pb
2
22 }{ +
23 Pb2++H2S(g)+NH4++2e Pb(S)+H2S(g)+NH4
+ E=-0.1665+0.041 }{ 2+Pb24 PbS(S)+Pb2++NH4
++2e PbS(S) +Pb(S)+NH4
+E=-0.1665+0.041 }{ 2+Pb
25 PbS(S)+Pb(S)+N2(g)+8H++6e PbS(S)+Pb(S)+2NH4+
E=0.2019-0.1093pH-0.014log2
24 }{
pNNH +
26 PbS(S)+Pb(S)+NH4++2H++2e 2Pb(S)+H2S(g)+NH4
+ E=-0.3-0.082pH-0.041log SpH2
27 O2(g)+4H++4e 2H2O E=1.1361-0.082pH+0.025log 2pO28 2H++2e H2(g) E=0.0011-0.082pH-0.041log 2pH
124
APENDICE III
Tabla 29. Equilibrio en el sistema Ag-N-S-H2O a 413.15 K y 10 atm. Número Reacción Línea de equilibrio
1 Ag2O3(S)+ NO3-+S2O8
2-+2H++2e Ag2O3(S)+2HSO4-+2NO3
-
E=2.001-0.0819pH-0.041log}{}{
282
24−
−
OSHSO
2 2Ag2O3(S)+2HSO4-+NO3
-+2e AgSO4-+Ag2O3(S)+NO3
-+3H2O E=1.6981-0.0204log{AgSO4-}2
+0.0204log{HSO4-}2-0.0819
3 2AgSO4-+
21 Ag2O3(S)+NO3
-+3H+ +2e Ag2SO4(S)+AgSO4-+NO3
-+21 H2O E=1.8620+0.0409log{AgSO4
-}-0.1229pH
4 Ag2SO4(S)+AgSO4-+2NO3
-+12H++10e Ag2SO4(S)+AgSO4-+N2(g)+2H2O
E=1.2159 -0.0082log2
3
2
}{ −NOpN 0.0984pH
5 Ag2SO4(S)+AgSO4-+N2(g)+e 2AgSO4
-+Ag(S)+N2(g) E=0.4849-0.0819log{AgSO4-}
6 AgSO4-+ Ag(S)+N2(g)+H++e Ag(S)+HSO4
-+N2(g) E=0.8128+0.0819log{AgSO4-}
-0.0819log{HSO4-}-0.0819pH
7 2Ag(S)+2HSO4-+N2(g)+7H++6e Ag2S(S)+HSO4
-+N2(g)+4H2O 0.3691+0.0136log{HSO4-}-0.0819pH
8 2Ag2S(S)+HSO4-+N2(g)+7H++6e Ag2S(S)+S(S)+N2(g)+4H2O E=0.2954+0.0136log{HSO4
-}-0.0956pH 9 Ag2S(S)+S(S)+N2(g)+8H++6e Ag2S(S)+S(S)+2NH4
+
E=0.2019-0.0136log2
4 }{pNNH +
-0.1093pH
10 Ag2S(S)+S(S)+N2(g)+2H++2e Ag2S(S)+H2S(g)+N2(g) E=0.1976-0.0409logpH2S-0.0819pH 11 Ag2S(S)+S(S)+NH4
++2H++2e Ag2S(S)+H2S(g)+NH4+ E=0.1976-0.0409logpH2S-0.0819pH
12 Ag2S(S)+H2S()+N2(g)+8H++6e Ag2S(S)+H2S(g)+2NH4+
E=0.2019-0.0136log2
4 }{pNNH +
-0.1093pH
13 Ag2S(S)+H2S()+NH4++2H++2e 2Ag(S)+2H2S(g)+NH4
+ E=-0.0234-0.0409pH2S-0.0819pH 27 O2(g)+4H++4e 2H2O 1.1361-0.082pH+0.025log 2pO28 2H++2e H2(g) 0.0011-0.082pH-0.041log 2pH
125
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