REDUCCIÓN DE ESCORIA DE PLOMO La presente invención se refiere a un proceso para reducir la escoria de plomo, utilizando inyección por lanza sumergida . La inyección por lanza sumergida (TSL) fue desarrollada a principios de los años 70. Desde entonces, esta tecnología ha sido ampliamente adoptada para nuevas plantas de procesado de todo un rango de materiales ferrosos, no ferrosos y de desecho. La tecnología TSL utiliza un sistema de fundido con baño, en el que una lanza verticalmente suspendida tiene su punta inferior sumergida en una capa de escoria fundida del baño contenido en un horno adecuado. Se inyectan en la escoria gases de proceso, como aire o aire y oxígeno, y combustible, a través de la lanza. El combustible se quema en la punta de la lanza, para suministrar calor para el horno. La inyección genera turbulencia en la escoria, y por consiguiente su salpicado, de modo que la escoria queda totalmente mezclada. El arremolinado controlado del gas de proceso, cuando fluye a través de la lanza, enfría la superficie exterior de la lanza a un grado suficiente para solidificar la escoria salpicada sobre la lanza, y formar así una capa de escoria que protege la lanza en el entorno altamente agresivo del horno. El sistema TSL de fundido con baño utiliza
reacciones entre componentes sulfurados, oxidados o metálicos en la escoria, o se suministran como alimentación para el baño, y oxigeno y óxido férrico contenidos en el baño. En la capa de escoria tienen lugar fenómenos cruciales para el proceso, incluyendo la disolución del material de alimentación, transferencia de energía, reacción y combustión primaria. La intensa agitación de la escoria, producida por la inyección sumergida a través de la lanza, asegura que las reacciones ocurran rápidamente y que los tiempos de residencia sean breves. Es posible controlar el grado de oxidación y reducción del proceso ajustando la proporción de combustible contra oxígeno que se suministran a la lanza y a través de ésta, y mediante la proporción de reductor a la alimentación. Se puede operar el horno mediante un rango de condiciones, de fuertemente oxidantes, a fuertemente reductoras. Se ha utilizado la tecnología TSL para fundir concentrados de plomo y alimentaciones secundarias a una temperatura de entre 950 y l,200°C, preferiblemente dentro del rango de 1,000 a 1,100°C, para producir directamente plomo metálico y escoria rica en plomo, como una escoria que posee de 30 a 50% del peso de plomo. El plomo metálico, como metal que contiene aproximadamente 98% del peso de plomo, es extraído periódicamente del horno durante el fundido, para transferirse a una refinería de plomo. La escoria remanente
es sometida a una operación de reducción de plomo, para recuperar plomo adicional y producir una escoria baja en plomo que puede descartarse. El fundido también produce un producto de fumarolas de plomo que se retornan a un ciclo de fundido subsiguiente, para maximizar la recuperación de plomo en forma metálica. En algunas instancias, la escoria con alto contenido de plomo producida por tales usos de la tecnología TSL se ha transferido a un alto horno, para su reducción y recuperación adicional de plomo metálico. Se ha enviado la escoria del alto horno a un gasificador de escoria, para la recuperación de zinc en forma de fumarolas. En otras instancias, se ha sometido la escoria rica en plomo a etapas de reducción y gasificado, mediante la aplicación ulterior de tecnología TSL. El procesado TSL de la escoria rica en plomo resultante del fundido ha sido realizado como segunda y tercera etapas de reducción y gasificado, respectivamente, utilizando el mismo reactor empleado en la primera etapa de fundido, en un proceso en lotes de tres etapas. En una alternativa, se ha extraído periódicamente la escoria rica en plomo de un horno de fundido de TSL continua, para transferirse a un segundo horno en el que se somete la escoria a una etapa de reducción y, opcionalmente, a una etapa de gasificado. En cada caso, la etapa de reducción se
opera con un menor potencial de oxigeno y una temperatura más elevada, como 1,250°C, de los que se utilizan en la etapa de fundido. El plomo se recupera de la escoria durante la etapa de reducción como metal, que se extrae para su refinación corriente abajo. Se recicla un producto de fumarolas de plomo obtenido de la etapa de reducción a la etapa de fundido, para maximizar la recuperación de plomo como metal. Se puede extraer y procesar por separado una escoria baja en plomo resultante, que contiene aproximadamente 5% de plomo, o puede ser sometida a un paso de gasificado TSL, para limpiar la escoria y maximizar la recuperación de metal. La etapa de gasificado TSL de escoria utiliza un entorno de horno más fuertemente reductor que el de la etapa de reducción. Se utiliza la intensa turbulencia del baño y dinámica de gases de la operación TSL para eliminar gran parte del plomo y zinc restantes como fumarolas, con lo que se obtiene una escoria adecuada para ser desechada, con aproximadamente 0.5% del peso de plomo y 3% del peso de zinc. Una vez fundidos los concentrados de plomo, la escoria de la etapa de reducción contendrá usualmente niveles significativos de zinc, en cuyo caso el producto gaseoso de la etapa de gasificado es rico en óxido de zinc, con entre 50 a 70% del peso de zinc. Este gas no es adecuado para ser reciclado a la etapa de fundido, y debe ser eliminado del sistema para pasar por un procesado separado, a fin de
recuperar zinc y plomo. La presente invención proporciona un proceso perfeccionado para la reducción de una escoria que contiene plomo. La escoria puede ser la resultante del fundido TSL de una materia prima de plomo, como cuando menos uno de entre concentrados de plomo, fuentes secundarias de plomo incluyendo baterías ácidas de plomo, y el reciclado de metal que contiene plomo. Sin embargo, la presente invención también puede aplicarse a una escoria adecuada con contenido de plomo de otra fuente, como otro proceso de fundido de baño. Además, si bien el contenido de plomo de la escoria del fundido TSL de un concentrado de plomo puede estar en el rango de entre 40 a 50% del peso, en el proceso de la presente invención se puede utilizar escoria con mayor, o menor, contenido de plomo. Ciertamente, en el rango mínimo, el contenido de plomo sólo debe ser suficiente para garantizar la reducción de la escoria para obtenerse un nivel de aproximadamente 5% del peso de plomo en la escoria. El procesado tradicional de plomo mediante rutas pirometalúrgicas implica la reducción de escorias ricas en plomo mediante materiales carbónicos, utilizando un rango de tipos de aparatos. Los altos hornos de plomo típicamente utilizan coque, que es relativamente costoso, como reductor carbónico. Las tecnologías modernas de fundido en baño, como la tecnología TSL, utilizan carbón, un reductor carbónico más
económico. Hemos descubierto que se pueden obtener beneficios inesperados del uso de un reductor alternativo, en vez de carbón u otro reductor carbónico, en la reducción de escoria utilizando tecnología TSL. De conformidad con la presente invención, se proporciona un proceso para la reducción de escoria de plomo, donde se somete la escoria a una inyección por lanza sumergida de oxígeno que contiene gas y combustible, mediante una lanza verticalmente suspendida cuya punta inferior está sumergida en la escoria, para generar una zona de combustión en la escoria, donde se quema el combustible y genera condiciones turbulentas que forman un revestimiento de escoria en el extremo inferior de la lanza, que se solidifica mediante el efecto de enfriado del gas inyectado. La inyección TSL se realiza bajo condiciones reductoras, utilizando un material sulfurado como reductor, para reducir el plomo en la escoria a plomo metálico, y con ello formar una fase de plomo fundido que se extrae como plomo metálico. El material sulfurado puede ser cualquier material que contenga sulfatos y que sea compatible con el proceso de recuperación de mediante la reducción de escoria de plomo. El material sulfurado puede ser un concentrado en volumen, como un concentrado de plomo, zinc y plata, un concentrado de plomo o zinc, desechos sulfurados, piritas o una mezcla de dos o más materiales de este tipo. Preferiblemente el
material sulfurado es un concentrado de plomo, como el que se funde al generar la escoria que se someterá a la reducción de escoria de plomo de la presente invención. El proceso de la presente invención elimina la necesidad de utilizar un reductor carbónico. Si bien se puede tolerar una proporción menor de reductor carbónico, esto no es deseable, puesto que reduce parcialmente los beneficios que pueden obtenerse utilizando el material sulfurado solo como reductor. Además, algunos concentrados contienen una proporción de material carbónico, como grafito, y no es deseable un incremento en esta proporción. Para eliminar la necesidad de reductor carbónico, utilizar material sulfurado como reductor reduce las emisiones de gases de invernadero. Es decir, se evita significativamente la generación de CO y C02, aunque puede producirse una pequeña cantidad de C02 en la medida que el material sulfurado contenga productos de oxidación, como carbonato de plomo y materiales grafiticos. Tal y como se indica, el material sulfurado elimina la necesidad de utilizar materiales carbónicos, y hasta proporciones menores de materiales carbónicos son indeseables. Sin embargo, se podrá apreciar que pueden estar presentes materiales carbónicos en combinación con el material sulfurado si se puede tolerar el bióxido de carbono resultante, si existen instalaciones para capturarlo.
El uso de material sulfurado como reductor ciertamente causa la generación de S02. Sin embargo, y como se podrá apreciar, el contenido de S02 en los gases de escape del horno pueden ser recuperados y utilizados, como en la producción de ácido sulfúrico. La presente invención, como se ilustrará posteriormente, también tiene otros beneficios prácticos. El uso de un reductor de material sulfurado sorprendentemente permite una mejor separación de plomo y zinc, para resultar en un procesado más eficiente-. Además, el reductor de material sulfurado causa una mayor productividad de plomo por ciclo de fundido/reducción, cuando el material sulfurado contiene plomo. Particularmente con el uso de concentrado de sulfuro de plomo como reductor de material sulfurado, el proceso de reducción de escoria de plomo de la presente invención es muy adecuado para utilizarse como segunda etapa luego de una primera etapa de fundido TSL de concentrado de plomo de un material de alimentación con contenido de plomo. Esta segunda etapa puede realizarse en un horno separado, en vez de hacerlo en el mismo horno utilizado para la primera etapa de fundido. Sin embargo, existen beneficios particulares para realizar las dos etapas (y opcionalmente una tercera etapa de gasificado de escoria) en el mismo horno. Asi, para obtener un volumen suficiente de escoria
producida en la primera etapa de fundido, sólo es necesario: (i) Continuar, en vez de interrumpir, la alimentación de concentrado de sulfuro de plomo luego de la terminación de la primera etapa. (ii) Reducir el contenido de oxigeno del gas oxigenado inyectado, del nivel utilizado en la primera etapa, al nivel adecuado para el potencial de oxigeno requerido en la segunda etapa, que es menor. En la primera etapa (ya sea en el mismo horno que se utiliza para la segunda etapa, o en otro horno) , se utiliza oxigeno como fuerza impulsora para convertir sulfuro de plomo en plomo metálico, mediante la reacción directa: PbS + 02(g) ? Pb(l) + S02(g) Con las reacciones competidoras PbS + 2/302(g) ? PbO(i, + S02(g) PbS ? PbS(g) PbO,i, ? PbO(g) Pb,i, ? Pb(g, En este sistema Pb-S-O, el plomo puede comportarse como cualquiera de las fases de metal, escoria o fumarolas. En la segunda etapa, de reducción de escoria, se reduce el óxido de plomo en la escoria mediante un reductor de material sulfurado. Las siguientes ecuaciones, para la utilización de concentrado de plomo como reductor de material sulfurado, describen las reacciones implicadas a 1,200°C:
2PbO(escoria) + S ? 3Pb(1) + S02(g) K = 26.7 (6) 2PbO(escoria) + P S ? 3Pb(g) + S02(g) K = 1.2 10"6 (7) 2ZnO(escoria) + PbS ? Pb,i, + 2Zn(i, + S02(g) K = 3.4 x 10"7 (8) 2ZnO(esCoria) + PbS ? Pb,i, + 2Zn(g) + S02(g) K = 4.5 x 10"6 (9) De las ecuaciones (6) a (9) se puede determinar que, utilizando sulfuro de plomo, como por ejemplo concentrado de sulfuro de plomo para llevar a cabo la reducción, el equilibrio favorece el paso del plomo a la fase de metal fundido, y del zinc a la escoria, en forma de óxido de zinc. Esto mejora la separación entre el plomo y el zinc, de manera que se puede extraer el plomo durante la etapa de reducción, maximizando la retención de zinc en la escoria para su ulterior gasificado. Hemos descubierto que la clave para esta etapa de reducción de escoria es el grado en que se puede reducir el plomo de la escoria con el sulfuro de plomo, antes de que se acumule azufre en el metal. Hemos descubierto que se pueden obtener niveles de plomo de hasta 5% antes de que el nivel de bióxido de azufre en los gases de escape del horno comience a disminuir, lo cual indica que se ha reducido significativamente la reacción (6), o que ésta ya no es efectiva.
A fin de comprender más fácilmente la presente invención, se hace ahora referencia a los dibujos anexos, en los cuales: La Figura 1 es una vista en perspectiva y en corte parcial, que ilustra un horno TSL adecuado para utilizarse en la presente invención. La Figura 2 muestra un diagrama de flujo para un proceso en tres etapas de la técnica anterior, para la recuperación TSL de plomo a partir de concentrados de sulfuro de plomo. La Figura 3 muestra un diagrama de flujo para un proceso en tres etapas de conformidad con la presente invención, para la recuperación TSL de plomo a partir de concentrados de sulfuro de plomo. La Figura 4 es un diagrama de flujo esquemático para un proceso de hornos múltiples, correspondiente al proceso de la Figura 3. La Figura 5 muestra un diagrama de flujo alternativo para el ilustrado en la Figura 4. La Figura 6 muestra una distribución teórica de plomo entre escoria, metal y fumarolas, en condiciones de equilibrio para la primera etapa de un proceso, como se ilustra en cada una de las Figuras 2 a 5. La Figura 7 ilustra una gráfica de control para plomo y zinc, en una típica operación en un proceso de
conformidad con la presente invención, correspondiente al diagrama de flujo de la Figura 3. La Figura 1 muestra un horno TSL 10 adecuado para utilizarse en la presente invención, que tiene un corte parcial para revelar su interior. El horno 10 posee una porción inferior cilindrica 12 para contener un baño fundido 14 que comprende escoria, o que posee una capa superior de escoria. Extendiéndose de la parte superior de la porción inferior 12, el horno 10 tiene una porción de techo asimétrica y frusto-cónica 16 y, por encima de la porción 16, un gas de escape 18. Las porciones 12 y 16 del horno 10 típicamente tienen una coraza exterior 20 de acero, revestido con un material refractario adecuado 22. Una lanza verticalmente suspendida 24 se extiende al horno 10, cerca del eje de la porción 12. La lanza 24 pasa a través de la porción de techo 16, y puede elevarse o bajarse mediante un carro (no se muestra) al que está conectado el extremo superior de la lanza 24. El carro se mueve verticalmente sobre una estructura de guía (tampoco se muestra). Mediante la lanza 24, se puede inyectar al baño 14 un gas que contiene oxígeno y un combustible adecuado. Además, se pueden cargar materiales de alimentación al horno 10, para que caigan al baño 14, a través del puerto de entrada 26. Se proporciona un dispositivo (no se muestra) para esencialmente sellar el borde de la abertura en la
porción de horno 16 a través de la que pasa la lanza 24, y en el puerto 26. Además, se mantiene el horno 10 a una presión menor a la atmosférica, para evitar que los gases salgan del horno 10 por otra vía que no sea el escape 18. La lanza 24 en la disposición ilustrada comprende una disposición concéntrica de un tubo exterior 27, un tubo intermedio 28 y un tubo interior 29. El tubo exterior 27 termina a una distancia significativa por encima del extremo inferior de punta de la lanza 24, y por encima del baño 14. Los tubos 28 y 29 tienen esencialmente la misma longitud. El gas de proceso, que proporciona enfriamiento para la superficie exterior del tubo intermedio 28, puede ser suministrado por un conducto 30 al espacio anular entre los tubos 27 y 28. Se puede suministrar un gas que contiene oxigeno a través de un conducto 31 al espacio anular entre los tubos 28 y 29. Se puede suministrar combustible a través de un conducto 32 a la perforación del tubo 29. Si bien no se muestra, se proporciona un dispositivo formador de turbulencias en el espacio entre los tubos 28 y 29, adyacente al extremo de punta inferior de la lanza 24, para impartir un flujo helicoidal al gas que contiene oxigeno, y con ello mejorar el mezclado de este gas y el combustible en la punta de la lanza 24. El combustible puede estar suspendido en un gas transportador, si es un sólido como partículas finas de carbón. Sin embargo, el combustible también puede ser un
hidrocarburo gaseoso o liquido adecuado. Al iniciarse el proceso con el horno 10, se baja la lanza 24 a una posición en la que su punta inferior quede encima del baño 14, inicialmente inactivo. Al suministrar el gas oxigenado por el conducto 31, y el combustible por el conducto 32, se dispara la lanza 24 encendiendo la mezcla resultante de gas oxigenado y combustible expelido por el extremo de punta inferior de la lanza. Los materiales suministrados por la lanza para esta combustión del combustible salen a muy alta velocidad, lo cual produce la generación de un chorro muy intenso, y el salpicado de la escoria del baño 14. La superficie externa del tubo 28 que está debajo del extremo inferior del tubo 27 se cubre con escoria fundida, que se solidifica para formar un revestimiento protector 34 (ver recuadro aumentado A) cuando el gas oxigenado enfria el tubo 28. Si no se ha iniciado previamente, se inicia un flujo de gas de enfriamiento por el conducto 30, donde el gas es expelido desde el extremo inferior del tubo 27 para enfriar aún más el tubo 28. Entonces se baja la lanza 24 para que su extremo de punta inferior quede sumergido en la escoria, para suministrar una inyección sumergida continua y combustión de combustible dentro de la escoria. La inyección sumergida genera una gran turbulencia en la escoria, de forma que continúa el salpicado de la escoria, y con ello un mezclado profundo de la
alimentación a la escoria. Entonces el horno está en una condición que permite realizar un proceso pirometalúrgico requerido. En el transcurso de este proceso, se puede suministrar a través del conducto un gas de enfriamiento 30 al espacio entre los tubos 27 y 28, para impelerlo a un espacio de gas 36 por encima del baño 14. El gas de enfriamiento también asiste en el enfriamiento de la superficie exterior del tubo 28 y el mantenimiento de un revestimiento de escoria sólida 34. El gas de enfriamiento puede ser un gas no oxidante como nitrógeno, o puede ser un gas oxigenado como aire. Pasando ahora a la Figura 2, el diagrama de flujo ilustra un proceso de tres etapas para la recuperación de plomo de una materia prima de plomo mediante la tecnología TSL. El proceso tiene una etapa de FUNDIDO, seguida por una etapa de REDUCCIÓN, y finalmente una etapa de GASIFICADO. En la primera etapa de FUNDIDO, se funde la materia prima de plomo, como un concentrado de plomo, en un horno TSL, como el horno 10 que se muestra en la Figura 1. En el horno TSL, se alimentan la materia prima y el material de flujo a un baño de escoria, y se funden mediante inyección con lanza sumergida de un gas oxigenado y combustible, para generar turbulencia en la escoria y combustión de una mezcla de combustible y gas oxigenado. En la etapa de FUNDIDO, se alimenta la materia
prima de plomo junto con corrientes de reciclado de plomo. Estas corrientes incluyen fumarolas ricas en plomo del fundido y de la etapa de REDUCCIÓN, y residuos de plomo del procesado separado de fumarolas ricas en zinc de la etapa de GASIFICADO. Sin embargo, y además del concentrado de plomo, la materia prima de plomo puede incluir fuentes secundarias de plomo, incluyendo baterías ácidas de plomo o metal reciclado con contenido de plomo. La etapa de FUNDIDO se realiza en condiciones ligeramente oxidantes, a una temperatura dentro del rango de entre 950 y 1,200°C, preferiblemente 1,000 a 1,100°C, dependiendo de la química de la escoria y del grado de la materia prima. Además de fumarolas ricas en plomo, la etapa de FUNDIDO produce plomo metálico y escoria con alto contenido de plomo, por ejemplo óxido de plomo. Por consiguiente, el fundido se lleva a cabo en presencia de flujos formadores de escoria. Las corrientes de reciclado ayudan a maximizar el contenido de plomo de las corrientes de alimentación, y con ello incrementar la cantidad de plomo en el metal final. El metal se extrae periódicamente del horno, y se envía a refinación. Se recolectan las fumarolas ricas en plomo y se reciclan a la etapa de FUNDIDO. La escoria rica en plomo con, por ejemplo, aproximadamente 30 a 50% del peso de plomo, se extrae cuando el horno de fundido alcanza el máximo de su capacidad. Sin embargo, la escoria permanece en el
horno utilizado para el fundido, para con ello permitir la recuperación adicional de plomo en la etapa de REDUCCIÓN antes de la extracción, o se transfiere, preferiblemente estando aún en estado fundido, a un segundo horno TSL, también como el que se muestra en la Figura 1, en el cual se lleva a cabo la etapa de REDUCCIÓN. La etapa de REDUCCIÓN implica la recuperación de plomo contenido en la escoria rica en plomo de la etapa de FUNDIDO, mediante inyección por lanza sumergida. Para tal propósito, se mantiene una condición reductora en el horno añadiendo carbón reductor y controlando las condiciones de la inyección por lanza, específicamente la proporción de oxígeno contra combustible. Las condiciones producen la reducción de óxido de plomo a plomo metálico, para producir plomo metálico, y producir una escoria con menor nivel de plomo, por ejemplo un 5% de plomo. El nivel reducido de plomo en la escoria requiere que la reducción de escoria sea realizada a una temperatura más elevada, por ejemplo en el rango de 1200 a 1250°C, debido al aumento de temperatura de la escoria líquida . Los productos de la etapa de REDUCCIÓN son plomo metálico, fumarolas ricas en plomo y una escoria que contiene, por ejemplo, aproximadamente 5% de plomo y un nivel de zinc significativamente más elevado. Se extrae el metal y se envía a refinación. Se recolecta la fumarola rica en plomo
y se recicla a la etapa de FUNDIDO, para maximizar la recuperación directa de plomo como metal. La escoria rica en zinc, si no es extraída del horno, almacenada y procesada por separado, se deja en el horno TSL de etapa de REDUCCIÓN, o se transfiere a otro horno TSL o de otro tipo, para la recuperación final de valores metálicos. La etapa de GASIFICADO recupera los últimos valores metálicos como óxidos, y produce una escoria adecuada para ser desechada o para utilizarse como, por ejemplo, material de construcción, cemento de escoria o construcción de carreteras. Para recuperar los valores metálicos, se incrementa la temperatura operativa del proceso a aproximadamente 1,300°C. Se continúa el suministro de carbón reductor de la previa etapa de REDUCCIÓN, y se añade a la escoria para producir condiciones del baño más fuertemente reductoras. Se controla la velocidad de suministro de carbón para generar un potencial de oxígeno suficientemente bajo, por ejemplo unas 10~8 atmósferas, para promover el gasificado de plomo y zinc volátiles. Estos metales son luego oxidados por encima del baño, y se recolecta la fumarola resultante en un sistema de manejo de gas asociado con el horno. Se puede suministrar al horno el oxígeno para la oxidación de plomo y zinc mediante la lanza utilizada para la inyección sumergida, como mediante el tubo 27, en el caso de una lanza 24 que se muestra en la Figura 1. Sin embargo, y alternativamente, se
puede suministrar oxigeno encima del baño mediante un dispositivo alternativo. El proceso ilustrado en la Figura 3, de modo general, es similar al que se describe con referencia a la Figura 2. Por consiguiente, la descripción de la Figura 3 se limitará a los aspectos que son distintos. Una diferencia principal, y muy importante, es que la etapa de REDUCCIÓN se realiza de conformidad con la presente invención. La etapa de REDUCCIÓN, nuevamente, requiere que se mantenga una condición reductora en el horno TSL añadiendo reductor y controlando las condiciones de la inyección por lanza, específicamente la proporción de oxígeno contra combustible. Sin embargo, en vez de utilizar un reductor carbónico como carbón, se carga al baño material sulfurado, como se especificó anteriormente, preferiblemente concentrado de sulfuro de plomo, y se reduce el óxido de plomo de la escoria por las reacciones de las ecuaciones (6) a (9) anteriormente descritas. Por consiguiente, si la etapa de REDUCCIÓN se lleva a cabo en el horno TSL utilizado para una etapa de FUNDIDO para materia prima de plomo que comprende concentrado de sulfuro de plomo solo, se puede continuar la alimentación de sulfuro de plomo mediante estas dos etapas sucesivas. La transición entre etapas no está marcada por la cesación de la alimentación de materia prima y el inicio de la alimentación
de un material reductor distinto al horno TSL (como con el inicio de la alimentación de carbón reductor al cesarse la alimentación de material prima de plomo en el proceso de la Figura 2) . Más bien, esta transición está marcada por la continuación de la alimentación de materia prima y, sin añadir reducción carbónica, cambiar las condiciones de forma que, en vez de oxidar la materia prima de sulfuro de plomo para incrementar el contenido de plomo de la escoria como en la etapa de FUNDIDO, la materia prima en la etapa de REDUCCIÓN reduce el óxido de plomo en la escoria a plomo metálico, que se carga significativamente al metal obtenido. Este cambio de condiciones se logra cesando la adición de oxigeno para reacciones de fundido de sulfuro, asi como reduciendo la proporción de oxigeno contra combustible suministrada por la inyección por lanza. Al mismo tiempo, se incrementa la velocidad de adición de combustible para elevar la temperatura del baño, de 950 a 1,200°C, preferiblemente en el rango de 1,000 a 1,100°C en la etapa de FUNDIDO, al rango de 1,200 a 1250°C en la etapa de REDUCCIÓN. La etapa de REDUCCIÓN de la Figura 3, respecta a la etapa de la Figura 2, reduce emisiones de gases de invernadero al evitar significativamente el carbónico reductor añadido, como carbón, en la etapa de REDUCCIÓN, y con ello reduciendo la dependencia de reductor carbónico en el proceso general de tres etapas. De este modo, se reduce
significativamente la generación de bióxido de carbono en la etapa de REDUCCIÓN, y ocurre únicamente en la medida determinada por cualquier contenido carbónico del concentrado de plomo y la combustión de combustible. Además, y nuevamente en el proceso general de la Figura 3, una mejor separación de plomo y zinc permite un procesado más eficiente, en tanto que una menor dilución de alimentación produce una mayor recuperación directa de plomo. Adicionalmente , el uso de sulfuro de plomo como reductor produce la generación de bióxido de azufre, y se puede utilizar el azufre en los gases de escape para monitorear el avance de las reacciones de las ecuaciones (6) a (9). Además, la menor cantidad de gases de escape de bióxido de azufre producidos en la etapa de REDUCCIÓN de conformidad con la presente invención pueden ser tratados para recuperar bióxido de azufre, si no se requiere enviarlo directamente a una planta de tratamiento de ácidos. Se descubrió que, en la etapa de REDUCCIÓN de la Figura 3, se puede reducir el nivel de plomo en la escoria a un nivel adecuado, antes de que se acumule azufre en el metal a un nivel inaceptable. Por consiguiente, y por ejemplo, se puede reducir el nivel de plomo en la escoria cuando menos hasta a un 5% antes de que comience a disminuir el nivel de bióxido de azufre en los gases de escape, lo cual indica que la reacción de la ecuación (6) ya no es efectiva. Utilizando el proceso de la presente invención en
la etapa de reducción de un proceso de tres etapas, el uso de un solo horno TSL para las tres etapas es adecuado para tonelajes anuales reducidos. Sin embargo, y debido al nivel de reciclado, tal operación requiere suficiente capacidad de retención para incorporar fumarolas producidas durante la etapa de reducción de escoria y las fumarolas producidas en la etapa de gasificación de escoria. Una operación con dos hornos es adecuada para instalaciones de tamaño medio. En el ejemplo que se muestra en la Figura 4, se utiliza un horno TSL A para la etapa de fundido, en tanto que se utiliza un horno TSL B para las etapas de reducción y gasificación. En esta configuración, se puede operar el horno A en una modalidad de fundido continuo con extracción continua de plomo y, una vez alcanzada la máxima capacidad del horno, extracción periódica de escoria. La escoria extraída del horno A es transferida al horno B, donde se realiza la etapa de reducción de escoria como operación en lotes. Una vez completada la operación en lotes, y una vez extraído el plomo metálico resultante, se inicia la limpieza de escoria final de la etapa de gasificado como segunda operación en lotes en el horno B. En la Figura 4, los números de referencia para cada uno de los hornos TSL A y B indican las mismas características que el horno 10 que se muestra en la Figura 1. Para el horno B, el "REDUCTOR" puede ser concentrado de
sulfuro de plomo para la primera operación en lotes de reducción de escoria para la recuperación de plomo, y reductor carbónico (preferiblemente carbón) para la segunda operación en lotes de escoria gasificada para la recuperación de zinc. Los procedimientos continuos se muestran con lineas continuas, en tanto que los procedimientos en lotes del proceso se muestran con lineas punteadas. La operación durante las tres etapas con la disposición ilustrada en la Figura 4 se comprenderá mediante la descripción precedente. Sin embargo, la Figura 4 también ilustra procesados adecuados de gases de escape. Para el horno A, los gases de escape pasan a una unidad enfriadora 40, en la que se extrae energía calorífica. De la unidad 40, los gases pasan a la unidad 42, para eliminar partículas y recolectar fumarolas ricas en plomo. Tras la unidad 42, los gases pasan a la unidad 44, en la que se captura azufre. Finalmente, los gases pasan a una chimenea 46 para su descarga. Para el horno B, se muestra el procesado de gases de escape de la etapa de reducción de escoria con líneas continuas, en tanto que se muestran con líneas punteadas para la etapa de gasificado. En cada caso, los gases de escape se enfrían en la unidad 50, y se limpian en la unidad 52. Las fumarolas ricas en plomo se recuperan de la unidad 52 durante la reducción de escoria mediante concentrado de sulfuro de plomo, en tanto que las fumarolas ricas en zinc se recuperan
de la unidad 52 durante la etapa de gasificación de escoria. En la etapa de reducción de escoria, los gases de la unidad 52 pasan a la unidad 44 para captura de azufre, y luego a la chimenea 46. Sin embargo, en la etapa de gasificado, los gases de la unidad 52 pasan directamente a la chimenea 46, puesto que están esencialmente libres de bióxido de azufre. Las fumarolas ricas en plomo recuperadas de las unidades 42 y 52 se reciclan al horno A. En la Figura 5 se muestra un sistema alternativo de dos hornos. En este ejemplo, las etapas tanto de fundido como de reducción se llevan a cabo en el Horno A, y el Horno B se utiliza para extraer zinc en la etapa de gasificado. Se comprenderá fácilmente la operación general con el sistema de la Figura 5 a partir de la descripción del sistema de la Figura 4. Por consiguiente, la descripción ulterior se limitará a los aspectos en que el sistema de la Figura 5 difiere del de la Figura 4. En la Figura 5, las etapas de fundido y de reducción de escoria se realizan como operaciones en lotes sucesivas en el Horno A. La escoria extraída del horno A al final de la etapa de reducción de escoria se transfiere al horno B para una limpieza final de escoria mediante la etapa de gasificado. El concentrado de sulfuro de plomo (con secundarios, reversiones y reciclados) y los flujos de la etapa de fundido se cargan al horno A, y se funden. Al final
de la etapa de fundido, se adoptan los cambios para la reducción de escoria. Para ello, se continúa la alimentación de concentrado sulfurado de plomo y flujos, en tanto que se suspenden los secundarios, reversiones y reciclados. Además, se ajusta el contenido de oxigeno del gas inyectado para obtener el potencial de oxigeno, que es menor durante la etapa de reducción de escoria. Durante cada una de las etapas de fundido y de reducción de escoria, los gases de escape pasan a la unidad enfriadora 40, y luego a la unidad 42, para limpiar y eliminar partículas, y para colectar las respectivas fumarolas ricas en plomo. Para cada una de las etapas de fundido y reducción, los gases luego pasan a la unidad 44 para captura de azufre, y luego a la chimenea 46. Durante la etapa de gasificación de escoria, los gases de escape pasan a la unidad 50 para enfriarse, luego a la unidad 52 para recuperar fumarolas ricas en zinc, y luego a la chimenea 46, sin necesidad de capturar azufre. Las fumarolas ricas en plomo recuperadas por la unidad 42 durante la etapa de fundido, así como las fumarolas ricas en plomo recuperadas por la unidad 42 durante la etapa de reducción de escoria, se reciclan a una etapa adicional de fundido en el Horno A. Para una instalación a gran escala, se puede utilizar una configuración de tres hornos, utilizando tres hornos TSL. Se puede realizar continuamente cada una de las
tres etapas en su respectivo horno. La escoria liquida fluye continuamente, mediante un rebosadero y una reguera, del horno de la etapa de fundido al horno de la etapa de reducción de escoria, y similarmente de este horno al horno de la etapa de gasificación. Se extrae plomo metálico de los hornos de fundido y de reducción de escoria. El escoria final para desechado del horno de gasificación puede extraerse de modo continuo mediante un rebosadero, para su eliminación. Haciendo referencia a la Figura 6, se muestra una distribución teórica de plomo en la etapa de fundido de un proceso ilustrado en cada una de las Figuras 2 a 5, en condiciones de equilibrio, utilizando HSC Chemistry for Windows 5.1 (software de reacciones químicas y equilibrio, disponible de SGE Software en www.sge.com). Los datos de la Figura 6 son para un conjunto típico de condiciones para un horno dado, y para un concentrado de sulfuro de plomo específico. La Figura 6 muestra la distribución de porcentajes de peso de plomo entre escoria, plomo metálico y fumarolas en estas condiciones, graficadas contra el volumen de gas oxigenado inyectado mediante la lanza (a un contenido de oxígeno dado) , expresado en metros cúbicos normales por tonelada de concentrado. La Figura 6 muestra que la etapa de fundido es sensible a la cantidad de gas oxigenado inyectado mediante la lanza. En el caso ilustrado, una diferencia de 50 Nm3 por
tonelada de concentrado puede significar la diferencia entre un 65% a 70% de recuperación directa de plomo metálico. El caso de equilibrio ilustrado por la Figura 6 supone un mezclado esencialmente completo de la escoria, materia prima de plomo y gas oxigenado inyectado mediante la lanza sumergida. Si bien esta inyección logra un alto nivel de turbulencia en la escoria, el baño no está en equilibrio, como lo predice el modelo. Hay varios factores que contribuyen a esto, incluyendo: (a) Los gases inyectados sólo contactan una pequeña proporción del volumen total de la escoria, y la transferencia de oxigeno por el volumen depende de la pareja redox Fe2+/Fe3+ para transferir oxigeno de los gases inyectados a la materia prima de plomo fundida absorbidos en la escoria. (b) Se ha descubierto que se obtiene un mezclado más rápido por encima de la punta de la lanza, respecto al mezclado por debajo de la punta. Se puede obtener un mezclado esencialmente completo en la escoria por encima de la punta en aproximadamente 2 minutos, por ejemplo, en tanto que el mezclado por debajo de la punta puede requerir hasta unos 20 minutos . (c) Si el concentrado de sulfuro de plomo y el material de flujo se mezclan o rellenan, como se prefiere, entonces el relleno cae en el baño y se calienta hasta que
hay oportunidad de que los sólidos reaccionen entre si, antes de que se dispersen en la escoria y se derritan. Los sólidos están en contacto con gases, producidos por humedad y generados por reacciones de fundido antes del contacto con gas oxigenado. En consecuencia, la proporción de plomo perdida como fumarolas puede ser menor de lo que podría ocurrir en la condición de equilibrio. (d) Los concentrados de sulfuro de plomo pueden ser muy variables, incluyendo respecto a cualquier contenido de carbono grafitico. Una gran proporción de la demanda de oxígeno durante el fundido puede deberse a esta fuente de carbono. Variaciones en el contenido de carbono grafitico en la materia prima de plomo, como entre 4 y 10% del peso, pueden influir sobre la capacidad para optimizar el control del proceso respecto al oxígeno. Sin embargo, y a pesar de estos factores, la Figura 6 indica el nivel general de distribución de plomo en la etapa de fundido entre escoria, plomo metálico y fumarolas. La recuperación directa de plomo en esta etapa puede optimizarse a, por ejemplo, entre 65 y 70%. La recuperación de plomo en el proceso general de tres etapas puede estabilizarse a 95%, con el uso de un material sulfurado, como concentrado de sulfuro de plomo, como reductor en la etapa de reducción, lo cual es comparable a la práctica de la técnica anterior basada en el uso de un reductor carbónico
como carbón. El 5% de plomo restante se debe al plomo en las fumarolas ricas en zinc producidas en la etapa de fumarolas, asi como pérdidas de plomo en la escoria descartada de esta etapa . La Figura 7 muestra la efectividad y beneficios del uso de un material sulfurado como concentrado de sulfuro de plomo como reductor en la etapa de reducción. La Figura 7 es una gráfica de control que muestra el porcentaje de pesos de plomo y de zinc en la escoria, tras lapsos sucesivos durante etapas sucesivas de fundido, reducción y fumarolas de un proceso en tres etapas realizado en un solo horno TSL. En el lapso de la etapa de reducción del proceso ilustrado por la Figura 7, se puede apreciar que el nivel de plomo en la escoria cae rápidamente, con el uso de un material sulfurado, en este caso un concentrado de sulfuro de plomo, como reductor que añade a la cantidad de zinc en la escoria. Esta diferencia para reportar plomo y zinc, es decir, la recuperación de plomo como metal mientras la escoria esencialmente retiene y absorbe más zinc, ocurre en una medida significativamente mayor que cuando se utiliza un reductor carbónico en la etapa de reducción. Esto produce una mejor separación de plomo y zinc, donde las fumarolas producidas en la etapa de reducción son más ricas en plomo, y las fumarolas producidas en la etapa de gasificación son más ricas en zinc.
Finalmente, se comprenderá que se pueden introducir diversas alteraciones, modificaciones y adiciones a las construcciones y disposiciones de las partes anteriormente descritas, sin apartarse del espíritu o ámbito de la presente invención. Un ejemplo de tal modificación puede ser mediante el uso de otros materiales sulfurados como reductores, como concentrados a granel, escorias sulfuradas, y piritas.