METALURGIA DEL ALUMINIO

[El principal inconveniente para su obtención reside en la elevada

cantidad de energía eléctrica que requiere su producción. Este problema

se compensa por su bajo coste de reciclado, su dilatada vida útil y la

estabilidad de su precio.]

2015

ANTONIO ROS MORENO Metalurgia I 29/09/2015

A la memoria de mis grandes maestros: D. José Luis del Valle Alonso, D. Abelardo

Rovira Pereira, D. Diego Juan García y D. Alberto Moreno Palacios.

A. Ros Moreno

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1. ANTECEDENTES …………………………………........……................... 3

1.1. Aluminio …………………………………………….................. 3

1.2. Minerales ………………………………………......................... 4

1.3. Métodos generales de obtención del aluminio .......................... 6

2. OBTENCION DE ALUMINA ………………………................................ 9

2.1. Método Bayer ……………………………………...................... 10

2.2. Calcinación en hornos de lecho fluidificado …………....…..... 20

2.3. Proceso combinado Alcoa ………...………............................... 23

2.4. Método de disolución por torres …………................................ 25

2.5. Procedimiento de la sosa ………..………….............................. 27

2.6. Procedimientos ácidos ....………..………….............................. 28

2.7. Método Pedersen ….........………..………….............................. 29

2.8. Procedimiento Hall y método Haglund …................................. 30

2.9. Proceso Grzymek …………………….…................................... 31

3. OBTENCION DEL ALUMINIO ………………………............................ 33

3.1. Obtención del aluminio: el proceso Hall-Héroult …................ 33

3.2. Teoría de la electrolisis ....……………………..……………..... 36

3.3. Elementos necesarios en una instalación electrolítica ……..... 43

3.4. Propiedades físicas del baño electrolítico ................................. 48

3.5. Fabricación de la criolita y del fluoruro de aluminio ……….. 51

3.6. Concepción de las cubas y condiciones de explotación …….... 52

3.7. Puesta en servicio y regulación de la marcha de electrolisis ... 54

3.8. Otros procedimientos de obtención del aluminio ……............. 58

3.9. Refino del aluminio ..…………................................................... 60

4. METALURGIA DE SEGUNDA FUSION …….………............................ 65

4.1. Reciclaje del aluminio …..……………………………............... 66

4.2. Las chatarras de aluminio …...………………..……………..... 68

4.3. Pretratamiento de las chatarras de aluminio ………..……..... 70

4.4. Fundición de aluminio secundario ………................................ 73

4.5. Refino y moldeo …………………………………….....……….. 84

BIBLIOGRAFIA …….………......................................................................... 87

Í N D I C E

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1. ANTECEDENTES

1.1. Aluminio

El aluminio es un metal muy abundante en la corteza terrestre, con un contenido medio

de 8,1% lo que representa el tercer elemento después del oxígeno y silicio y en la

actualidad es el metal de mayor producción y consumo entre los metales no ferrosos y

segundo en producción total entre los metales después del hierro. Sus propiedades de

baja densidad, alta conductividad térmica y eléctrica, bajo punto de fusión y buenas

propiedades mecánicas cuando se usa aleado; su aspecto y capacidad de ser coloreado y

pulido; su maleabilidad y autopasivación y su no toxicidad han hecho posible su

creciente aplicación en la industria del transporte aéreo y terrestre; la conducción de

corriente eléctrica; la fabricación de perfiles y estructuras para construcción y la

elaboración de envases, principalmente. Sin embargo, se utiliza rara vez 100% puro y

casi siempre se usa aleado con otros metales para mejorar alguna de sus características.

Antes que se desarrollara el proceso Hall-Héroult de electrolisis en medio fundido

para producir aluminio en 1886, este metal era una rareza y su precio equivalía

aproximadamente al de la plata. El aluminio actualmente se produce exclusivamente

mediante electrólisis de sales fundidas, y los mayores productores son China, Rusia,

Canadá, Estados Unidos y Australia. El total de la producción mundial en el 2000 fue de

24 millones de toneladas métricas; catorce años después, la cifra que reporta el Servicio

Geológico de los Estados Unidos era de casi el doble: 47,3 millones.

La producción de aluminio mediante el proceso Hall-Héroult requiere como materia

prima alúmina de alta pureza, lo cual a su vez coincidió con el desarrollo del proceso

Bayer de producción de alúmina en 1888.

La principal desventaja del aluminio reside en la elevada cantidad de energía eléctrica

requerida, lo que aumenta los costes de producción. No obstante, tiene un bajo coste de

reciclado y, por tanto, una vida útil larga. El reciclado supone ahorro energético del

95% frente a la obtención de aluminio por primera vez.

1.2. Minerales

El aluminio no se encuentra puro en la naturaleza, sólo existe en una combinación

estable con otros materiales (particularmente en sales y óxidos), formando parte de los

siguientes minerales:

Silicatos:

Caolín

Arcilla

Feldespato

Mica

Pizarras

Óxidos:

Óxido de Aluminio Hidratado

Bauxita Al2O3·nH2O

Óxido de Aluminio Anhídrido

Corindón, Rubí, Zafiro (en forma cristalina, como el diamante

con el carbono)

Fluoruros:

Criolita (fluoruro doble de sodio y aluminio) Na3AlF6

A pesar de la gran abundancia del aluminio en combinaciones de más de 270 minerales

en la corteza terrestre, los minerales comercialmente explotables de aluminio son pocos.

Estos son:

- Alterados: Este tipo lo constituye principalmente la bauxita, mineral descubierto en

Baux (Francia), que no es una especie mineralógica definida, ya que este término

designa a una mezcla de sustancias minerales esencialmente constituidas por hidratos de

alúmina, óxido de hierro, silicatos de alúmina y óxidos de titanio, y procede de la

degradación de los minerales calizos y silíceos, provocada por las influencias climáticas

en condiciones geomorfológicas favorables, y el contenido elevado en óxidos de hierro

dan al mineral un color que varia del rojo al marrón obscuro. En la composición de las

bauxitas entran diversas especies naturales del hidrato de alúmina: el monohidrato

(Al2O3·H2O), del cual existen dos variedades cristalográficas, el tipo α o diásporo y el

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tipo γ o boehmita; el trihidrato (Al2O3·3H2O) variedad γ denominado gibbsita o

hidrargilita.

Las bauxitas representan, casi exclusivamente, los minerales más importantes para la

producción de aluminio y su composición química oscila entre los siguientes valores:

agua de constitución del 12 al 30% en peso, alúmina (Al2O3) del 40 al 60%, óxido

férrico (Fe2O3) del 5 al 30%, sílice (SiO2) del 1 al 8%, óxido de titanio (TiO2) del 2 al

4%, en proporciones de algunas milésimas al calcio en forma de carbonatos, del orden

de diez milésimas al flúor, fósforo, arsénico, galio y zinc, en menor proporción todavía

lleva al azufre, magnesio, cromo, manganeso, níquel, cobre, circonio y materias

orgánicas o húmicas. La gibbsita es a veces el mineral predominante. El contenido

medio de aluminio en la gibbsita es de 34.6%. La boehmita tiene un contenido de

aluminio de 45% y el diásporo un contenido también de 45%. El óxido de hierro de la

bauxita en general se encuentra en forma anhidra Fe2O3 y a veces en pequeña cantidad

en el estado hidratado (FeOOH), con menos frecuencia en S2Fe ó Fe2O3·3SiO2. La sílice

en general en forma de silicato de aluminio, aunque a veces aparece en forma de cuarzo

o como caolinita, y el óxido de titanio en forma de cristales dispersos de rutilo y

anatasa.

Las bauxitas tropicales reciben el nombre de lateritas, apareciendo la alúmina

cristalizada en forma de gibbsita.

Los mayores yacimientos de bauxita de alta calidad se localizan en Australia, Brasil,

India, China y Guinea.

Fuente: Ministerio de Relaciones Exteriores, Comercio Internacional y Culto de Argentina.

La calidad de una bauxita es determinada por su composición química y mineralógica y

especialmente por el llamado “módulo de sílice” (Al2O3/SiO2 en % peso). La relación

Al2O3/SiO2 determina si un mineral es trabajable o no. La mejor bauxita tiene un

módulo mayor a 10, mientras que las bauxitas de segunda y tercera categoría tienen un

módulo de sílice entre 7-10 y 4-7 respectivamente. Por lo tanto la presencia de sílice en

la bauxita, sobre todo en su forma reactiva, juega un papel fundamental en la calidad del

mineral.

Las menas secundarias tratadas con objeto de explotación industrial han sido las

bauxitas muy silicosas de Arkansas (12 al 18% de SiO2), constituidas por trihidratos y

arcillas con cantidades apreciables de carbonato de hierro.

- Hidrotermales: Fundamentalmente lo representan las alunitas o piedras de alumbre

(Kal3(SO4)2(OH)6) con hasta 37% de Al2O3.

- Magmáticos: Lo constituyen las rocas aluminosas como las sienitas, nefelinas y

anortositas, que contienen más de 20% de Al2O3.

Las nefelinas (4Na2O·K2O·4Al2O3·9SiO2) que son silicatos dobles de aluminio y

metales alcalinos con un contenido máximo en Al2O3 del 30% y más del 43% de sílice,

se han utilizado en Rusia para la obtención de alúmina y de los subproductos:

carbonatos alcalinos y cemento.

- Metamórficos: Son los silicatos de aluminio, como la andalucita, labradorita,

sillimanita y cianita, con contenidos variables de aluminio.

- Dedríticos: Son depósitos de caolín y diversas arcillas. Pueden llegar a tener leyes de

hasta 32% de Al2O3.

1.3. Métodos generales de obtención del aluminio

Desde el principio el problema fue encontrar un método para extraerlo de manera

rentable en cantidades industriales. La extracción de bauxita era costosa y difícil.

Como tal óxido (Al2O3), su proceso de obtención sería su reducción, pero el elevado

calor de formación de la alúmina encarece el proceso; solo la reducen el carbono a

temperaturas del horno eléctrico, el uranio, el bario, magnesio, calcio, sodio y potasio o

el cátodo de una cuba electrolítica. Por otra parte, la alúmina está impurificada por el

TiO2, SiO2 y Fe2O3, los dos óxidos primeros se reducen un poco antes que el Al2O3, por

lo que el aluminio obtenido al estado fundido estaría impurificado por titanio y silíceo.

Además, el metal aluminio tiene una sobretensión de hidrógeno baja, por ello en la

electrolisis de soluciones acuosas se obtendría catódicamente hidrógeno antes que

aluminio. Así que el aluminio solo puede obtenerse a partir de electrolisis (reducción

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catódica) de sus sales fundidas o de disoluciones que no contengan agua, es decir, a

base de sales orgánicas.

Los electrolitos fundidos apropiados para la obtención del aluminio son los siguientes:

Al2O3, AlF3, AlCl3 y Al2S3; y si se calcula la tensión de descomposición de estos

compuestos a 700º C resulta que: Al2O3 = 2,35 voltios, AlF3 = 4,09 voltios, AlCl3 =

1,95 voltios, Al2O3 = 0,8 voltios.

Al mismo tiempo, como las impurezas de las menas de aluminio tienen importancia y

son bastantes estables si pasan al metal, es por lo que la obtención del aluminio precisa

la purificación de la sal que constituye el electrolito fundido. Por ello, la primera parte

del proceso de obtención es conseguir una alúmina de gran pureza. Con la palabra

alúmina se designa tanto al óxido como al hidróxido, que es un producto intermedio en

la obtención del óxido anhidro o una materia de partida para la producción térmica de

muchos compuestos de aluminio.

Una vez conseguida una alúmina de gran pureza, se obtiene el aluminio por electrolisis

de esta alúmina disuelta en un baño de fluoruros de aluminio, con fluoruros de uno o

más metales, más electropositivos que el aluminio, tales como el sodio, potasio, calcio o

litio, trabajando a temperaturas próximas a 1.000º C y con altas densidades de corriente.

Así se produce aluminio con purezas de 99,8 al 99,9%, pero este aluminio no cumple

los requisitos que en la actualidad le exigen algunas industrias, por lo que es preciso

refinarlo. El refino también es electrolítico y a partir de sales fundidas, ya que las

impurezas que contiene se oxidan después que el aluminio.

En la actualidad casi el 100% del aluminio primario producido a nivel mundial es

obtenido de la combinación del proceso Bayer de producción de alúmina y el proceso

Hall-Héroult de electrolisis en medio fundido, no obstante, las investigaciones

continúan en busca de procesos alternos que permitan la obtención de aluminio en una

forma más económica.

Por otra parte, el reciclaje del aluminio es un proceso mediante el cual, los desechos de

aluminio pueden ser convertidos en otros productos tras su utilidad primaria. Este

proceso implica simplemente refundir el metal, lo cual es mucho más barato y consume

mucha menos energía que la producción de aluminio a partir de la electrólisis de la

alúmina.

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2. OBTENCION DE ALUMINA

El hidróxido de aluminio o alúmina (también se le conoce por alúmina hidratada) es un

gel, que al precipitar de disoluciones acuosas lo hace en forma gelatinosa voluminosa

que pasa por envejecimiento al hidróxido estable Al(OH)3 (hidrargilita artificial), que si

se calienta entre 250º a 300º C desprende la mayor parte del agua ligada, quedándose

convertido en boehmita (Al2O3·H2O) con el 15% de H2O. Si continuamos con el

calentamiento, la boehmita modifica su estructura cristalina según lo siguiente: a

aproximadamente a los 600º C se convierte en virtud de una reacción fuertemente

endotérmica en γ – Al2O3 (corindón γ) -, si continuamos con el calentamiento, y según

una reacción ligeramente exotérmica, se transforma en α – Al2O3 (corindón α) – y su

transformación completa en este tipo de corindón se alcanza alrededor de los 1.200º C.

El corindón α es totalmente inerte, por ello tiene la calidad adecuada para su

almacenamiento prolongado.

El grado de esta transformación depende de la temperatura y duración del

calentamiento. Análogas transformaciones se presentan para las alúminas hidratadas que

se encuentran en la naturaleza, es decir, gibbsita y boehmita.

Materia Composición Tª de transf. Producto Peso

específico

Forma

cristalina

Gibbsita γAl2O3·3H2O 250-300º C γAl2O3·H2O 2,42 monoclín.

Boehmita γAl2O3·H2O 450-600º C γAl2O3 3,42 cúbico

Diásporo αAl2O3·H2O 420-450º C αAl2O3 4,-- romboed.

γAl2O3 950-1200º C αAl2O3 4,-- romboed.

El proceso Bayer es el más usual para refinar la bauxita, aunque se han propuesto otros

métodos para la eliminación de las impurezas de las menas de aluminio. Los principales

procedimientos de obtención de alúmina se pueden dividir en los siguientes grupos:

1.- Procedimientos alcalinos

a).- Método Bayer: Suministra la alúmina más pura, pero su aplicación está limitada a

bauxitas pobres en sílice y diásporo.

b).- Proceso combinado Alcoa: Suministra alúmina pura, trabajando con bauxitas más

altas en sílice.

c).- Procedimiento de la sosa o método pirógeno: Suministra una alúmina algo

impura y es aplicable a todas las bauxitas pobres en sílice.

2.- Procedimientos ácidos

a).- Con ácido clorhídrico: Suministra una alúmina pura, solo intercalando

procedimientos de purificación complicados. Se puede aplicar a bauxitas pobres en

hierro, arcillas y silicatos.

b).- Con ácido sulfúrico: Es análogo al anterior, pero más apropiado para trabajar con

alunitas.

c).- Con ácido nítrico: Suministra un producto puro, aún trabajando con silicatos,

labradorita, leucitas o arcillas.

d).- Con ácido sulfuroso o método Goldschmit: Suministra un producto que no tiene

la pureza suficiente, pero se puede aplicar a bauxitas pobres en diásporo y con alto

contenido en sílice. Sirve para arcillas y caolines.

3.- Procedimientos electrotérmicos

a).- Fusión escorificante o método Pederson: Suministra una alúmina suficientemente

pura y es aplicable a bauxitas con diásporo, ricas en sílice y silicatos. Consume mucha

energía eléctrica, 4.000 kwh/Tm.

b).- Reducción selectiva o procedimiento Hall: Suministra un corindón impuro, pero

es aplicable a todas las materias primas ricas en alúmina, que estén exentas de óxidos

alcalinos y alcalino-térreos.

c).- Método Haglund: Suministra un corindón que no siempre es puro, y es aplicable a

todas las materias primas ricas en alúmina y que no contengan impurezas importantes,

fuera de los óxidos de aluminio, hierro, silíceo y titanio.

2.1. Método Bayer

El químico austriaco Karl Joseph Bayer patentó en 1889 el proceso para obtener

alúmina a partir de bauxita (Al2O3·nH2O) mediante una solución de hidróxido sódico,

cuyas bases se mantienen en la actualidad. Karl era hijo de Friedrich Bayer, fundador de

la empresa química y farmacéutica Bayer.

El proceso Bayer desarrollado industrialmente en Gardan (Francia, 1.893) y Larne

(Irlanda, 1.895), continúa siendo actualmente el método dominante en la fabricación de

alúmina (Al2O3); los cambios operados en el mismo, son básicamente adaptaciones de

la tecnología moderna con la finalidad de incrementar la capacidad de producción,

mejorar la calidad del producto, así, como reducir los consumos de energía.

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a).- Fundamentos

El método Bayer es un procedimiento por vía húmeda que consta de una lixiviación

discontinua a presión y temperatura de la bauxita molida utilizando como disolvente

una disolución acuosa de sosa cáustica, basándose en las diferentes solubilidades de los

hidratos de alúmina. Así el trihidrato (gibbsita o hidrargilita) es muy soluble desde

temperaturas de 40 a 140º C, el monohidrato en fase γ (boehmita) no es realmente

soluble más que a temperaturas superiores a 180º C y el monohidrato en fase α

(diásporo) es muy poco soluble a temperaturas inferiores a 250º C y en general no es

atacable por vía húmeda.

De forma general, la reacción principal que tiene lugar, reversible según la temperatura

y concentración de la fase líquida, es:

Al2O3·nH2O(s) + 2NaOH(aq) ↔ 2NaAlO2(aq) + (n+1)H2O

Reacción endotérmica con un consumo de 11 a 12 cal/mol de Al2O3, y el aumento de

temperatura y de concentración del NaOH favorece la disolución y las inversas la

precipitación.

Los puntos esenciales del procedimiento Bayer son los siguientes:

1º.- Disolución de la alúmina en la disolución, por ataque a alta temperatura y alta

presión (si es necesario) mediante lejía de sosa concentrada, dejando impurezas

insolubles.

2º.- Separación de fases, obteniendo una disolución y unos residuos insolubles

denominados lodos rojos, por su alto contenido en óxido e hidróxido de hierro.

3º.- La precipitación parcial de la alúmina en disolución, mediante la disminución de

temperatura y la dilución de la lejía de aluminato de sodio, como esta precipitación es

lenta debe cebarse mediante la adición de alúmina fabricada anteriormente.

Las impurezas que contienen las bauxitas no tienen influencia sobre la mayor o menor

solubilidad de la alúmina, siendo su comportamiento durante la lixiviación el siguiente:

El hierro en la forma de óxido (Fe2O3) se hidroliza, permaneciendo insoluble y pasando

a los fangos (lodos rojos), pero un poco de hierro se solubiliza en forma de ferrito

sódico (Fe2O3Na2O), que también se escribe como FeO2Na, según la reacción: Fe(OH)3

+ NaOH = FeO2Na + 2H2O y pasando a la disolución en contenidos de decenas de

miligramos por litro. Estos ferritos condicionan el contenido de hierro de la alúmina por

su posible precipitación posterior.

La sílice, que existe generalmente en la forma de silicatos de aluminio del tipo caolinita

(2SiO2·Al2O3·2H2O), se combina con el hidróxido de sodio para formar silicatos

alumínicos sódicos insolubles (5SiO2·3Al2O3·3Na2O·5H2O) que arrastran al barro rojo

alúmina, por ello el rendimiento de este método desciende desde el 85-90% al 70% para

bauxitas con contenidos en sílice del 5 al 10%, además de aumentar el consumo de

álcalis y el coste de la operación. Por ello en este procedimiento las bauxitas no deben

de pasar del 10% de sílice si pretendemos que sea rentable. La proporción de sílice en la

disolución (o licor como también se denomina) varia a lo largo del proceso o de

fabricación, pero es independiente de la sílice de la bauxita, ya que su solubilidad en el

licor depende de su temperatura, de las concentraciones de Na2O y Al2O3, y de las fases

sólidas del sistema. Al fin del ataque de la bauxita, la disolución de aluminato son más

ricos en sílice, por ello conviene una elevación de la temperatura que favorece la

precipitación del sílico-aluminato, que forma costras duras y compactas en la superficie

de calentamiento.

El óxido de titanio (TiO2), bien en forma de rutilo o anastasia, no es atacado por la sosa

más que cuando la concentración es muy alta y la temperatura elevada, en este caso

forman titanatos de sodio que son muy hidrolizables y dan lugar a titanatos insolubles

(3TiO2·Na2O) que pasan a los lodos rojos, aunque la sosa insolubilizada por el TiO2 es

pequeña en relación con la insolubilizada por la sílice, tiene influencia ya que hace que

el valor Na2O/SiO2 de los lodos rojos pase de 0,62 a los valores 0,65 a 0,70.

Las impurezas secundarias de la bauxita se concentran en las disoluciones (licores) por

consecuencia del reciclado continuo de los mismos. Los elementos: flúor, fósforo,

vanadio y arsénico siempre se encuentran asociados, y una parte de ellos se disuelven en

la disolución (de 0,5 a 2 gr/l) llegándola a saturar y originando precipitados en ciertos

puntos del circuito, donde las condiciones sean favorables a la cristalización de estos

componentes, formándose cristales octaédricos constituidos por una mezcla isomorfa de

flurosales: fluofosfatos, fluovanadatos y fluoarseniato sódico. Para reducir estos

inconvenientes y mantener el contenido en sales de los circuitos de fabricación dentro

de valores admisibles, se efectúa la eliminación sistemática por cristalización, que se

realiza sobre una parte del licor concentrado en Na2O. La mezcla isomorfa obtenida se

puede tratar para recuperar el V2O5, que puede llegar de 100 a 300 gr/Tm de bauxita. El

azufre de las bauxitas se presenta en forma de pirita y si el contenido es demasiado

elevado tiene consecuencias molestas, ya que una parte pasa a la disolución en forma de

sulfuros o polisulfuros de sodio; si el azufre está en poca cantidad se elimina por

oxidación formándose sulfato sódico (SO4Na2) que es menos perjudicial. El cromo y el

manganeso pasan directamente a los fangos. El zinc pasa en solución parcial a los

licores y el galio, que existe en cantidades apreciables (0,01%), pasa en gran parte a la

disolución y posteriormente a la alúmina.

De la lixiviación se obtiene una suspensión formada: por la solución de aluminato de

sodio (licor) y los lodos que están formados por partículas de muy pequeño tamaño y

por ello unidas unas con otras, de difícil separación física, por ello se diluye la

suspensión con el agua de lavado de los lodos rojos o con líquidos pobres en Al2O3. La

separación de fases se efectúa en espesadores.

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El lodo rojo está constituido por mezclas de óxido férrico, silicatos aluminatos sódicos,

óxido de titanio a hidrato de alúmina sin disolver, pudiéndose decir que por cada parte

de sílice, que contiene la bauxita, tiene 0,7 partes de alcalí, 1,13 partes de alúmina y por

cada parte de óxido de titanio de la bauxita retiene 0,41 partes de alcalí.

Las soluciones de aluminato de sodio Al2O3·Na2O (se puede escribir AlO2Na) se

descompone en iones AlO2Na = AlO2ˉ + Na+. Los iones de aluminato AlO2ˉ son

inestables y no pueden subsistir en disoluciones más o menos diluidas, por lo que es

preciso asegurar su estabilidad o metaestabilidad para permitir las manipulaciones

necesarias, para ello se aumenta el contenido de NaOH libre respecto al contenido

correspondiente de equilibrio, por ello es preciso definir el contenido de sosa en el licor.

En las fábricas europeas se representa el contenido en sosa como sosa cáustica (Na2O) y

en las fábricas americanas se representa como CO3Na2, y el contenido en Al2O3 se

representa no en valor absoluto, sino en valor relativo respecto a la sosa. Así en Europa

se representa el número de moles de Na2O cáustico que contiene el licor por un mol de

Al2O3; obteniéndose la relación molecular: Na2O cáustico/Al2O3, y se designa esta

relación por R.M.C. (relación molar cáustica) que da una representación bastante

sugestiva del estado de saturación o de estabilización de los licores; así la solución de

aluminato monosódicas imposibles de obtener tendrán: RMC = 1.

Como las disoluciones industriales (licores) tienen una cantidad apreciable de CO3Na2,

que se acumula y cuya presencia tiene incidencias de orden físico y químico sobre la

fabricación, es preciso definirlo también, por lo que para definir un licor de aluminato se

precisan tres parámetros: 1º.- Contenido de gr/l de Na2O cáustico. 2º.- Relación Na2O

cáustico/Al2O3, bien molecular o ponderal. 3º.- Grado de Na2O cáustico (% Na2O

alcalino total). Por ello, los métodos de análisis se asientan sobre la determinación de

estos parámetros y la marcha de la fábrica descansa sobre la interpretación de esta

relación.

La precipitación de la alúmina contenida en el licor depurado se conoce en el argot

metalúrgico como descomposición y se realiza (desde el punto de vista práctico)

operando sobre los cinco factores principales que actúan sobre el equilibrio y la

velocidad de precipitación, y son:

1º.- El aumento de concentración en NaOH (Na2O cáustico) limita la descomposición

según la ley de acción de masas (pues existe un aumento de concentración en iones

OHˉ).

2º.- Si se aumenta la concentración en Al2O3 del licor inicial, por incremento de iones

AlO2ˉ, se acelera la precipitación por la misma razón del principio de acción de masas.

3º.- El aumento en el contenido de carbonato sódico actúa en el mismo sentido que el

aumento de NaOH, pues modifica el equilibrio de los iones OHˉ, aumentándolos.

Experimentalmente se ha demostrado que la influencia de una unidad de Na2O en

estado carbonatado, es la misma que la de media unidad en estado cáustico.

4º.- El aumento de temperatura favorece el crecimiento de los cristales evitando su

descomposición.

5º.- El cebado del licor es el factor más importante, ya que se considera la

descomposición como ligada a él. Como el cebado depende de la influencia de

gérmenes microscópicos difíciles de aislar pero que presentan gran superficie activa, se

adopta para caracterizar el cebado la noción de la granulometría del cebo, que es

alúmina hidratada.

Si se aplica a las reacciones de precipitación las reglas de la cinética química y

simplificando los cálculos, se obtiene una fórmula práctica que tiene solo un valor

indicativo y que admite que la velocidad de precipitación está representada por la

relación: dR/dt = K·S·(Rt – Re)2, siendo: K una constante que depende de la

temperatura y de la concentración en Na2O alcalino (Na2O cáustico + Na2O

carbonatado); S es la superficie geométrica del cebo; R el contenido en alúmina del licor

expresado por la relación ponderal Al2O3/Na2O; Rt es la relación ponderal en el tiempo t

y Re es la relación en el equilibrio para el licor considerado (solubilidad del Al(OH)3).

Las materias primas utilizadas en el proceso Bayer son: en Europa predominan las

bauxitas monohidratos y en América las bauxitas tropicales trihidratos. También ocurre,

que en América no se da una especial importancia al consumo de energía por tenerla

barata, en cambio en Europa se fuerza a obtener el mínimo consumo de energía, lo que

trae como consecuencia una mayor pureza en el mineral de alimentación.

b).- Marcha de la operación

El Bayer industrial no es un proceso único: puede decirse que existen tantos procesos

Bayer como tipos específicos de menas hay. Por consiguiente, cabe considerar que el

Bayer Europeo y el Americano son diferentes principalmente en base a la materia prima

que utilizan.

Aunque las condiciones del proceso son influenciadas por el tipo de bauxita usada, hay

5 etapas principales en todas las plantas. Ellas son:

Preparación de la bauxita.

Lixiviación o digestión.

Dilución y separación de residuos.

Precipitación o descomposición.

Calcinación.

Se describe, a continuación, los diferentes pasos hasta obtener la alúmina metalúrgica a

partir de la bauxita, según el proceso Bayer. Estas operaciones y procesos son comunes

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en los distintos Bayer, aunque las aquí expuestas representan de una forma general y

teórica a una planta tradicional en discontinuo, dado que son más bien cuestiones de

condiciones de trabajo y diseño lo que distinguen unas plantas de otras y no tanto las

operaciones y procesos en sí. Caben siempre ciertos pasos característicos de un proceso

Bayer que no son necesarios en otro, pero no excepciones típicas de los mismos.

Esquema del proceso Bayer de producción de alúmina a partir de bauxita en sus

etapas principales

Fuente: Dr. Igor Wilkomirsky Universidad de Concepción CHILE, 2009.

En primer lugar, la bauxita en tamaños de 30 a 40 mm y con un contenido en agua del

10 al 20% se calcina en hornos de soleras superpuestas o de reverbero de solera fija o

rotativos a una temperatura de 400 a 500º C, al objeto de eliminar la materia orgánica,

favorecer su desmenuzamiento y transformar el trihidrato en la fase γ del monohidrato y

no en la fase α (diásporo) que es poco soluble. El calcinado se muele, bien en seco o en

húmedo, en molino de bolas hasta tamaños menores de 100 mallas Tyler.

El calcinado molido se carga en autoclaves de acero de 30 a 60 m3 de capacidad con una

disolución de sosa cáustica de densidad 40º Be (de 300 a 350 gr/l de Na2O cáustico) y

en la proporción de una tonelada de bauxita por cada 6 ó 7 m3 de lejía.

La lixiviación se realiza a una temperatura de 150 a 200º C, que se consigue por adición

de vapor durante 4 a 8 horas y trabajando a presiones de 4 a 8 kg/cm2, obteniéndose una

disolución de aluminato sódico (AlO2Na) mezclado con lodos insolubles, que tiene un

RMC de 1,5 a 1,9 (hasta 300 gr/l de Na2O).

Esta suspensión (disolución y lodos), se diluye con líquidos pobres en alúmina (aguas

del lavado de hidratos, licores de después de la descomposición, etc.) en una cantidad

aproximadamente igual que la suspensión, hasta conseguir que la mezcla contenga de

100 a 160 gr/l de Na2O cáustico y tiene un RMC de 1,5 a 1,8, permitiéndose que la

temperatura no desciende de 100º C; en estas condiciones está la suspensión en un

estado metaestable, ya que el grado de estabilidad a 100º C es para un RMC de 1,8 a

2,05.

Esta disolución se envía a la separación de fases que debe de ser completa, ya que

cualquier cantidad de lodo rojo que quede en suspensión se convertirá en una impureza

de la alúmina y dará dificultades o contaminación en el proceso electrolítico. Esta

separación de fases se hace en espesadores de 10 a 30 metros de diámetro y para

facilitar la sedimentación del lodo se añade a la suspensión harina, que por adsorción

retiene al lodo rojo, impidiendo que pase a la disolución. No obstante, de 20 a 100 mg/l

(según la calidad de la bauxita) pasa al licor, por lo que es preciso realizar una filtración

en filtros prensas a temperaturas de 90 a 95º C y con presiones de trabajo de 1,5 a 3

kg/m2; precisándose 2 m

2 de superficie filtrante instalada por Tm/día de alúmina.

El rendimiento de extracción que se consigue es entre el 85 al 90% de la alúmina de la

bauxita.

De los filtros prensas se obtiene una disolución de aluminato que se envía a

precipitación de la alúmina y que contiene: 80 gr/l de Al2O3, 96 gr/l de Na2 en forma de

NaOH, 24 gr/l de Na2O en forma de CO3Na2 y 1 mg/l de Fe2O3 insoluble, y unos fangos

que se unen a los producidos por el espesador para lavarlos a contracorriente primero

con agua caliente y luego con agua fría y a continuación se somete a filtración; el

filtrado son las lejías de lavado, que quedan en el circuito para diluir las disoluciones

concentradas y si están muy empobrecidas en alúmina se concentran por evaporación.

17

El fango que se obtiene es el lodo rojo que representa en peso hasta el 50% de la bauxita

y que contiene del 10 al 20% de Al2O3, del 45 al 60% de Fe2O3, del 4 al 10% de SiO2,

del 5 al 10% de TiO2, del 8 al 12% de Na2O y el 45% de H2O.

Las disoluciones de aluminato obtenidas de la filtración, si son concentradas son

estables, es decir, no se descomponen, pero cuanto más diluidas son o tengan menor

temperatura, tanto más se descomponen y para evitarlo es preciso aumentar la relación

cáustica (RMC), o adicionar inhibidores que pueden ser: materia orgánica, ácidos

húmicos, dextrinas, o aniones SO3, Cl, si pretendemos mantenerlas durante horas o días

antes de pasar a la etapa siguiente.

La disolución de aluminato se envía a precipitación o descomposición en tanques de

agitación que están aislados térmicamente y con capacidades de 400-500 m3 (6 a 7

metros de diámetro y de 12 a 16 metros de altura) y en donde se realiza la operación

inversa de la solubilización:

AlO2Na + 2H2O = Al(OH)3 +NaOH

y el silicato alumínico sódico, que pasó en pequeñas cantidades a la disolución durante

la extracción, se disuelve. Todo ello se consigue manteniendo la disolución en agitación

lenta durante 4 ó 5 días, habiéndole añadido una cantidad en peso, que es de 3 a 5 veces

de la alúmina a precipitar, de alúmina de inoculación (alúmina hidratada) obtenida por

precipitación con CO2 ó por descomposición (pero de tamaño fino), que actúa de

gérmenes cristalizadores mientras la temperatura desciende progresivamente hasta los

35 ó 36º C y una densidad de 26º Bé y un RMC de 3 a 4.

La suspensión después de la descomposición se envía a clasificación previa por

levigación o centrifugación en hidrociclones. La suspensión que contiene el hidrato

grueso se envía a filtración en filtros prensas y la suspensión restante, que contiene el

hidrato más fino, se envía a filtración y lavado en filtros rotativos de vacío que tienen un

consumo de 600 a 1.200 l/Tm de alúmina, obteniéndose un licor claro destinado a

evaporación y el hidrato de alúmina fino que se utiliza como gérmenes de cristalización.

El hidrato de alúmina obtenido es de color blanco intenso, con un contenido del 62 al

72% de Al2O3. Siendo la recuperación en la descomposición del 80 al 85%.

Es conveniente resaltar la pequeña productividad de los volúmenes de licores

empleados en todo el ciclo, pues se precisa de 12 a 20 m3 de licores diluidos para

producir una tonelada de alúmina.

Este hidrato de alúmina se envía a secado y calcinación para que la alúmina no absorba

agua posteriormente. La alúmina calcinada que es la fase α del Al2O3 no es

higroscópica y tiene el siguiente análisis de impurezas: del 0,4 al 0,8% de Na2O, de 60 a

220 gr/Tm de Fe, de 55 a 190 gr/Tm de Si, de 70 a 130 gr/Tm de Ga, de 15 a 40 gr/Tm

de Ti, de 6 a 45 gr/Tm de V, de 10 a 100 gr/Tm de Zn y de 1 a 7 gr/Tm de Mn.

La calcinación del hidrato de alúmina Al(OH)3 (hidrargilita artificial, trihidrato de

alúmina o gibbsita) se realiza según la ecuación:

2Al(OH)3 + calor = Al2O3 + 3H2O

Como el hidrato de alúmina viene como torta de un filtro, lleva un 12% de agua como

humedad, por lo que la cantidad de agua evaporada por kg de Al2O3 es de 0,72 kg,

originándose 0,9 m3 de vapor según los siguientes cálculos:

78 x 2 kg de Al(OH)3 producen 102 kg de Al2O3 y se evaporan 3 x 18 kg de agua, pero

como la torta lleva el 12% de humedad, el agua total evaporada es: 0,12 x 156/102 +

54/102 = 0,72 kg de H2O = 22,4 x 0,72/18 = 0,9 m3 N de agua en forma de vapor, con

un consumo de calorías de 580 kcal/kg de Al2O3 calcinada.

El contenido en alúmina α indica el grado de calcinación. En un principio se tendía a

obtener mayoritariamente alúmina α, pues ésta tenía menos agua estructural y producía

menos pérdidas de gases fluorados: el agua de la alúmina se combina con los fluoruros

de los baños de electrólisis formando ácido fluorhídrico que escapa al ambiente.

El producto final es función de la temperatura y tiempo de calcinación. Si la

temperatura es alta, 1.200º C, se obtiene alúmina mayoritariamente α. Si la temperatura

es baja, 1.000º C, se obtiene alúmina γ, denominándose así una serie de alúminas de

transición a las que acompaña pequeñas cantidades de alúmina α. Se acelera la

transformación del hidrato de alúmina en alúmina α por la adición a la carga del horno

de agentes mineralizadores, en particular fluoruros de aluminio.

La necesidad de una alúmina activa para captar los gases fluorados en su superficie ha

cambiado la idea sobre la calcinación y también la tecnología de calcinado. Hoy se

prefieren alúminas con contenidos mayoritarios en alúmina γ, porque tienen capacidad

de quimisorber los gases fluorados. Además, la alúmina γ es fluyente, se dosifica y se

disuelve mejor en los baños de electrólisis. Las pequeñas pérdidas de gases fluorados,

que ocasiona su contenido en agua, (monohidrato residual + agua constitucional), no

afectan a la economía de las instalaciones, ya que todos los gases producidos se captan y

se retienen en el sistema de “lavado seco” de las plantas de reducción modernas.

Diferentes tipos de alúmina

Características América Europa Tipo Intermedio

Físicas Tipo arena Tipo harinoso Lecho Fluidificado

Ángulo de reposo 33º 40-42º 37º

Contenido en α – Al2O3 30 % 70-90 % 20 %

Pérdida por ignición 0,7 % 0,1 % 0,4 %

Tamaño > 325 mallas 92 % 55 % 80 %

Superficie específica 40 m2/gr 5 m

2/gr 40 m

2/gr

19

De los filtros prensa también se obtiene una disolución de aluminato que tiene un RMC

desde 3 a 6, con una densidad de 21 a 23º Bé, de coloración desde amarillenta a rojiza

(según el contenido de vanadatos) y que posee 130 gr/l de Na2O, de 35 a 53 gr/l de

Al2O3, 0,2 gr/l de SiO2 (disuelto), y algo de CO2 que fue absorbido del aire durante las

operaciones de disolución. Esta disolución se envía a concentración por evaporación, en

evaporadores de vacío de escalones, hasta alcanzar una concentración de 300 gr/l de

Na2O, obteniéndose costras en los evaporadores formadas por silicato doble de sodio y

aluminio (nefelina artificial). Esta disolución concentrada se somete a enfriamiento para

depurarla del vanadio que precipita en forma de vanadatos de sodio con otros silicatos.

La disolución así purificada se envía a la lixiviación en autoclave (cabeza del proceso)

para disolver nueva bauxita.

Durante mucho tiempo se consideró que el procedimiento Bayer no era aplicable a las

bauxitas del tipo α, además de no ser satisfactorio los defectos técnicos debido a la

lixiviación discontinua a presión, la filtración dificultosa y la cantidad de sosa

consumida. Pero la investigación de la economía del calor y las posibilidades

tecnológicas de empleo de presión y temperaturas más elevadas, así como la calcinación

preliminar de la bauxita y la adición de catalizadores de ataque, permiten el tratamiento

de estas bauxitas α, admitiendo que la presión tenga un valor compatible con su

realización económica, así como a adoptar contenidos de sosa en la lejía más débiles, de

200 a 250 gr/l, pero utilizan temperaturas elevadas de 200 a 230º C que no solo mejoran

la lixiviación, sino también la filtración; con ello se ha reducido el consumo de sosa,

permitiendo la utilización de bauxitas con el 6 ó 7% de sílice cuando este límite en el

año 1920 era del 3%.

Se puede admitir que la etapa siguiente fue la utilización de disoluciones todavía más

diluidas con porcentajes de 120 a 150 gr/l de Na2O, pero trabajando a temperaturas

como mínimo de 250º C.

Como resumen, indicaremos que la lixiviación discontinua a presión no es satisfactoria

y que el proceso Bayer no es ni de fácil realización, ni de fácil control, con una

filtración dificultosa y con una limitación en el contenido de sílice de la bauxita, por

hacer insoluble a una parte de la alúmina.

En las plantas modernas, el proceso de lixiviación se realiza en forma continua,

consiguiendo un control riguroso de los licores en cuanto a su temperatura y

concentración. Además, el desarenado realizado en modernos equipos de hidrociclones

y el empleo de los nuevos floculantes en los espesadores de sedimentación mejoran la

separación sólido/líquido.

También, las tendencias en los últimos años han evolucionado hacia la precipitación

continua, ya que tiene un mejor control y resulta más barata. Mejorándose la filtración

del producto mediante la utilización de filtros planos horizontales rotatorios.

Las ventajas principales de todas estas modificaciones actuales son: la alta

productividad y el mejor rendimiento energético.

2.2. Calcinación en hornos de lecho fluidificado

Hasta casi el último tercio del siglo pasado la calcinación del hidrato de alúmina se

realizaba en hornos rotativos normales, similares a los utilizados en la industria del

cemento, trabajando de 1.200 a 1.300º C y recuperándose el polvo de los gases de

escape, ya que en ellos se podía ir hasta el 50% de la carga, y con un sistema de

enfriamiento de la alúmina calcinada que era un enfriador rotativo (o enfriador satélite).

También se verificaba esta operación en hornos rotativos cortos con recuperación del

polvo de los gases mediante ciclones intercambiadores de calor (por fluidificación), que

no sólo enfriaban a la alúmina, sino que precalentaban el aire de combustión.

Debido a que los hornos rotativos tienen un consumo elevado de calorías y un gran

desgaste de refractario, se ensayaron para la calcinación de la alúmina los hornos de

fluidificación.

Teniendo en cuenta que el hidrato de alúmina está en forma de sólidos de tamaño fino

(comprendido entre 25 y 100 µm), que la caída libre de los sólidos de tamaños ≥ 100

µm es de 0,35 m/s cuando están calentados a 1.100º C y que el límite para la eficiencia

de un ciclón de precipitación es para tamaños ≥ 5 µm, se comprende que la

fluidificación presentase problemas, así como 3 posibilidades que definiremos por A, B

y C (en principio); existiendo en cada una de ellas un sistema de carga, horno de

fluidificación con placa de toberas, ciclones separadores de sólidos en gases y el sistema

de descarga de los sólidos ya calcinados.

Fuente: Dr. Abelardo Rovira Pereira UPCT

21

El caso A se aplica para la tostación en lechos fluidificados con porosidad en el lecho

desde 0,5 a 0,6; los sólidos permanecen en el lecho y su descarga se realiza

por rebose y sólo una pequeña porción (normalmente del 8 al 10%) se descargan por el

ciclón.

El caso B se realiza cuando se aumenta la velocidad del gas en el mismo sistema, en su

caso extremo se puede llegar a la completa descarga de los sólidos desde el ciclón,

originándose un lecho de fluidificación en expansión. En los lechos de este tipo no

queda definido un lecho propiamente dicho, porque el horno en su conjunto está lleno

de sólidos y la concentración de los mismos decrece continuamente en la dirección del

flujo. Como la mayor parte de los sólidos se descargan continuamente por la parte alta

del horno (ciclón), es por lo que es imprescindible alimentar continuamente de material

al horno para mantener en él un lecho fluidificado estable. En estos hornos tiene lugar

una transferencia de calor, entre los sólidos y los gases, tan rápida que en el horno

prevalece una temperatura uniforme. Los lechos fluidificados en expansión están

próximos al transporte neumático de sólidos.

En el caso C existe recirculación al lecho de los sólidos precipitados de los gases de

escape, lo que puede significar un aumento en la densidad media de los sólidos en el

lecho fluidificado en expansión, por lo que se aumenta el tiempo de estancia de los

sólidos en el lecho respecto al caso B, bajando la resistencia del lecho y elevando la

velocidad de fluidificación a más de 10 veces la del caso A, sin que haya una excesiva

recirculación de sólidos. A este sistema se denomina lecho fluidificado circulante (o

proceso Lurgi-Vaw de calcinación de hidrato de alúmina) y en ellos se consiguen

mejores tiempos de transferencia de masa y calor, así como una marcha radial del gas

(por existir menos concentración de sólidos). También la combustión del fuel o gas

natural puede realizarse con mayor uniformidad y temperatura en todo el circuito del

lecho circulante.

El funcionamiento del sistema de calcinación de la alúmina por el proceso Lurgi-Vaw

de lecho fluidificado circulante es el siguiente:

La alúmina deshidratada y seca con 350º C, constituye la alimentación del horno de

fluidificación cuya calefacción es por fuel atomizado por vapor o gas natural, que se

introduce por la parte baja del horno, pero por encima de la placa de toberas, y que por

combustión casi estequiométrica mantiene en el horno una temperatura uniforme de

1.100º C. El aire de fluidificación entra a 600º C por el fondo del lecho y a través de

toberas, también existe una entrada adicional de aire secundario y de polvos recogidos

en los electrofiltros que se descargan al horno a través de unas toberas situadas más

altas que la alimentación de la alúmina.

En el horno se obtiene una suspensión con gran porosidad y por ello toda la alúmina se

va con los gases de escape al ciclón adyacente. El tiempo medio de estancia del hidrato

en el horno puede variar de 20 a 60 minutos por aumento del peso del lecho, que puede

controlarse por el aumento de la caída de presión del lecho. Los gases de escape del

horno tienen un contenido de CO > 0,5%, de O2 del 1 al 2% y contenidos bajos de SO2

y NOx, y toda la alúmina al pasar al ciclón adyacente o ciclón de retorno, en donde se

termina de eliminar el combustible, por ello en el ciclón también existe una temperatura

de 1.100º C. La parte baja del ciclón de retorno comunica con una pequeña cámara de

fluidificación que envía la alúmina de nuevo al horno, por ello la denominación de

lecho circulante. Esta cámara tiene una purga intermitente de alúmina calcinada hacia la

zona de enfriamiento o enfriador fluidificado.

Los gases de escape que salen del ciclón de retorno se enfrían en dos intercambiadores

de calor tipo Ventury, hasta una temperatura de 120-130º C (temperatura próxima al

punto de rocío del gas) al calentar, desecar y en parte deshidratar el hidróxido de

alúmina húmedo que entra en el horno con temperatura de 350º C.

Este intercambio calorífico se realiza de la forma siguiente: el gas de escape del horno,

sale del ciclón de retorno a 1.100º C y pasa a través de un Ventury (primer ventury o

inferior) en donde se mezcla con hidróxido de alúmina seco con 120 a 130º C de

temperatura, realizándose en él una suspensión del hidróxido en el gas y adquiriendo

una temperatura de 350º C, lo que provoca su deshidratación, la separación del sólido

del gas se realiza en un ciclón.

El sólido precipitado, deshidratado y con 350º C constituye la alimentación del horno de

fluidificación y el gas limpio obtenido del ciclón y con 350º C, se lleva a intercambio

calorífico con la torta húmeda de hidrato de alúmina procedente del filtro en el segundo

Ventury o Ventury superior, consiguiéndose una suspensión de sólidos en gas a 120-

130º C y en menos de un minuto elimina la humedad superficial y algo del agua de

cristalización de la torta, que se alimenta al Ventury por medio de un tornillo sinfín

dosificador y pesador. El 70% del sólido se precipita del gas en dos ciclones colocados

en serie, cuya descarga se envía al primer Ventury o inferior y el gas con 120-130º C,

que todavía contiene algo de polvo, se purifica hasta < 50 mg de polvo/m3 N de gas en

electrofiltros antes de tirarlos por la chimenea. El sólido recogido de los electrofiltros es

la alimentación secundaria del horno de fluidificación.

La cámara de enfriamiento que recibe la alúmina calcinada que sale por la purga del

horno a 1.100º C, se enfría por fluidificación con aire y este aire, que alcanza en la

salida de la cámara los 600º c, constituye el aire secundario después de haber pasado por

un ciclón para eliminarle el polvo que contiene; el sólido recogido en este ciclón se

devuelve a la cámara de enfriamiento. También esta cámara tiene, en el lecho de

fluidificación, petacas de enfriamiento; por el interior de las cuales circula aire, que se

calienta hasta los 600º C y que por no tener polvo, constituye el aire primario de

fluidificación del horno.

Esta cámara, que es de fluidificación por etapas, es de sección rectangular, teniendo en

su extremo de descarga petacas de enfriamiento con agua, para control de la temperatura

23

y producción de vapor. La alúmina se descarga de esta cámara con temperatura

aproximada de 80º C.

La economía por este calentamiento inicial del hidróxido de alúmina húmedo con

calentamiento del aire de fluidificación primario y secundario, así como la buena

calorifugación del horno, periten realizar un consumo energético en la calcinación que

es el 80% menor que el necesario en los hornos rotativos, resultando un consumo

específico de 750 kcal/kg de Al2O3 calcinada.

Este procedimiento que es de gran eficiencia térmica, tiene el inconveniente de su gran

desgaste y corrosión.

En definitiva, los hornos de lecho fluido producen una alúmina bastante uniforme y de

características “sandy” (con alto contenido en fase γ). Dichos lechos fluidos están

llegando a tal grado de perfección en su tecnología que el producto final tienen ya

propiedades buenas, no sólo desde el punto de vista de distribución granulométrica, sino

también en cuanto a su contenido en hidrato residual y alúmina .

2.3. Proceso combinado Alcoa

Como indicábamos anteriormente, el procedimiento Bayer no resulta rentable para

bauxitas con más del 5% de sílice, por bajar el rendimiento de extracción. Así para

bauxitas con el 10% de sílice, la extracción de método Bayer es solo del 70%, por ello

el 30% de la alúmina se va al lodo rojo y para conseguir mayores extracciones, es

preciso volver soluble a la alúmina contenida en el lodo rojo, mientras que sus restantes

componentes permanecen insolubles.

Esto se logra por el procedimiento combinado Alcoa, que es la aplicación del método

pirógeno al lodo rojo con la lixiviación y recuperación del método Bayer, así se

consigue extraer hasta el 80% de la alúmina contenida en el lodo rojo, alcanzándose

unas extracciones del 94% de la alúmina existente en una bauxita con el 10% de sílice,

además permite reducir la pérdida de sosa y la sustitución del 55% de ella por carbonato

sódico y caliza que tienen un precio muy bajo.

a).- Fundamentos

Su fundamento, es una serie de transformaciones que tienden a: transformar el sílico-

aluminato de sodio en aluminato monosódico y silicato bicaleico que es insoluble

(insolubilización de la sílice), convertir al óxido férrico en ferrito sódico que al

hidrolizarse se hace insoluble (insolubilizar al hierro), convertir al hidróxido de titanio

en titanato sódico que al hidrolizarse también es insoluble (insolubilizar el titanio),

convertir la alúmina en aluminato sódico que es soluble en agua (solubilizar al

aluminio).

Estas transformaciones se realizan a temperaturas de 1.100 a 1.200º C, mezclando al

lodo rojo con carbonato sódico (sosa calcinada) y caliza; en la proporción conveniente

para que el carbonato sódico se combine con el hierro, titanio y aluminio, y la caliza con

la sílice según las reacciones:

5SiO2·3Na2O·3Al2O3 + 10CO3Ca = 5(Si2O2·2CaO) + 6AlO2Na + 10CO2

2SiO2·Al2O3 + CO3Na2 + 4CO3Ca = 2AlO2Na + 2(SiO2·2CaO) + 5CO2

Fe2O3 + CO3Na2 = Na2O·Fe2O3 + CO2 ; Na2O·Fe2O3 + 4H2O = 2Fe(OH)3 + 2NaOH

SiO2 + 2CO3Ca = SiO2·2CaO + 2CO2

TiO2 + CO3Na2 = Na2O·TiO2 + CO2 ; Na2O·TiO2 + 3H2O = Ti(OH)4 + 2NaOH

Al2O3 + CO3Na2 = 2AlO2Na + CO2

Realmente, el hierro y el titanio están en el lodo rojo en forma de óxidos e hidróxidos, la

sílice en forma de silicato aluminato sódico. Por el calentamiento los hidróxidos se

transforman en óxidos, mientras que los silicatos se descomponen en presencia de cal.

El carbonato sódico que contenga la mezcla debe tener una proporción adecuada de 1 a

1,2 moles de Na2O por mol de Al2O3, pues si es demasiado elevado queda carbonato sin

descomponer, que precipitaría inmediatamente a la alúmina del aluminato, y si está en

pequeña cantidad el rendimiento se reduce.

La caliza debe añadirse en la cantidad necesaria para la formación del silicato bicaleico,

ya que si se añade por defecto, la sílice (aunque esté en forma de cuarzo queda activada

por el calentamiento) pasará a la disolución, lo que implicará una impurificación de la

alúmina recuperada.

b).- Marcha de la operación

La lixiviación de la bauxita y la separación de fases, es decir, lo que constituye la etapa

de extracción es análoga a la del método Bayer, con la única diferencia de que el

disolvente en lugar de ser una disolución acuosa de sosa cáustica, es una mezcla de ella

con disolución de aluminatos, obtenida del tratamiento del lodo rojo, y con un contenido

en sosa más débiles (de 200 a 250 gr/l) y con una presión inferior a 4 kg/cm2, que al

facilitar el ataque permite que la lixiviación se efectúe de forma continua, pero con

volúmenes de disolución más importantes.

La recuperación de la alúmina (descomposición) y su calcinación también se realizan

según el proceso Bayer.

25

La aplicación del procedimiento de la sosa se realiza al lodo rojo lavado, espesándolo

hasta conseguir un contenido en sólidos mínimo del 50%. Después se procede a

analizarlos para determinar la cantidad conveniente de carbonato sódico y caliza, que se

debe añadir molida al lodo para obtener una papilla por agitación.

Esta papilla constituye la alimentación a contracorriente de un horno rotativo de

reverbero, que trabaja con unas temperaturas comprendidas entre 1.100 y 1.200º C. Las

transformaciones en el horno duran unas 2 horas, al cabo de las cuales sale del horno un

producto sintetizado que se enfría a contracorriente con aire, en recuperadores rotativos,

aprovechándose el aire caliente como elemento comburente del horno. También el

horno va provisto de aparatos recuperadores de polvo, porque los gases de escape lo

contienen en gran proporción.

El sinterizado frio se lixivia con agua en molinos de bolas para realizar su molienda y

obtener una pulpa, que se envía a filtración en filtros de vacío, que trabajan a 80º C de

temperatura y gran velocidad de filtración, al objeto de evitar la precipitación prematura

de la alúmina.

En esta filtración se obtienen unos fangos denominados lodos pardos, que actualmente

aún no tienen aplicación industrial y que contienen del 50 al 55% de humedad y con un

contenido en alúmina el doble que la que contenían los lodos rojos, y un líquido que en

parte se envía a la fase de lixiviación del proceso Bayer y el resto se concentra por

evaporación, para disminuir el balance líquido del proceso y separar el azufre en forma

de sulfato sódico por cristalización. Este azufre procede en su mayor parte del carbón

que se utiliza como combustible, del contenido de la bauxita y de los reactivos.

Este método es el utilizado en Estados Unidos para el tratamiento de las bauxitas de

Arkansas, que contienen hasta el 15% de SiO2. Indudablemente es más costoso que el

Bayer y su utilización depende del precio del aluminio y de la calidad y precio de las

bauxitas,

2.4. Método de disolución por torres

El método de disolución por torres o método V.A.W. (Vereinigte Aluminiun WerKe

A.G.) es un método de lixiviación continua, que consiste en desecar la bauxita hasta

700º C para hacer el esqueleto de la sílice, más estable al ataque de la disolución

cáustica, posteriormente se tamiza para utilizar solo los tamaños mayores de 25 mm,

con los que se rellenan torres de mayor altura (de 8 a 10 m) y diámetro (2 m). Una vez

rellenas una serie de torres, se hace pasar de arriba a abajo de cada torre y por todas las

torres dispuestas en serie una lejía extractora a una presión ligeramente superior a la

presión de vapor de la lejía y a una temperatura de 200º C. La lejía extractora debe

ajustarse cuidadosamente su densidad a cada bauxita, para que con una velocidad

determinada de paso a través de la torre, se consiga una pérdida de carga pequeña, una

extracción de alúmina máxima y que arrastre el mínimo posible de partículas finas en

suspensión, es decir, que salga por el fondo de cada torre bastante clara. En general, su

densidad es mucho menor que en la extracción discontinua en autoclave, es decir, de

180 a 150 gr/l de Na2O.

En las torres se produce un intercambio de lecho fijo entre la bauxita y la lejía cáustica

que entra en la primera torre a 200º C, por haber sido calentada previamente. De este

intercambio resulta la disolución de la alúmina en forma de aluminato, así como un

pequeño arrastre de partículas finas por la disolución, ya que la calcinación previa da, a

la mayoría de las bauxitas europeas, un esqueleto consistente de sílice y óxidos de

hierro y titanio que permanece hasta el final del intercambio sin desmoronarse. Esta

lejía, que es clara, se recoge por el fondo de la torre a temperatura inferior al de su

entrada y va a intercambio a las otras torres en serie hasta conseguir el grado de

saturación deseado, que generalmente es el de relación cáustica 1,5.

La lejía de aluminato obtenida no se separa por decantación o filtración del lodo en

suspensión que posee, y que ha conseguido por el arrastre mecánico de partículas finas,

debido al tiempo bastante largo de contacto con bauxita desecada y efectuado con

temperatura descendiente. Debido a la temperatura descendiente, al tiempo y al contacto

con el residuo de las torres, siempre se produce en la disolución de aluminato una

descomposición prematura de la misma, con una pérdida mayor o menor de alúmina.

Se considera agotada una torre cuando la lejía no sale clara por su fondo o cuando no se

produce lixiviación, entonces se lava la torre con agua que se destina a mezclar con la

lejía de aluminato, para rebajarle su contenido en sosa a 130 gr/l de Na2O y, de esta

forma, acelerar la precipitación de la alúmina. A partir de aquí, las etapas son análogas a

las indicadas en el método Bayer.

Las ventajas de este método: el menor consumo de alcalí, menor concentración de la

lejía (por ello mayor extracción y menor volumen de recipiente) y menor consumo de

vapor.

Los inconvenientes son: que todas las bauxitas no son aptas, que solo se pueden utilizar

trozos gruesos, que se producen interrupciones frecuentes por desmoronamiento de las

torres antes de terminar la extracción, que produce la obstrucción por lodos de todas las

torres en serie, que las limpiezas de las mismas es molesta y que el residuo, al que no se

le ha extraído completamente la alúmina, ya no es aprovechable. También las

interrupciones pueden ocurrir por sacudidas debidas a variaciones de presión o por

ebullición de la lejía.

Este método era usado en las grandes industrias en conexión con el método Bayer, ya

que actualmente se ha abandonado.

27

2.5. Procedimiento de la sosa

Antes de la invención del proceso Bayer (1888), la alúmina se producía por el

procedimiento de la sosa, también denominado procedimiento de Le Chatelier o

método pirógeno (1869).

Del método pirógeno, ya se ha indicado la termoquímica del procedimiento en el

tratamiento de lodos rojos por el método Alcoa, pero en este método se parte de bauxita

molida y seca, que mezclada con sosa y cal o carbonato sódico, se calcinan en un horno

a 1.100 – 1.200º C.

Al2O3·3(H2O) + Na2CO3 1100-1200ºC

2NaAlO2 + CO2 + 3H2O

La lixiviación se efectúa con lejía de lavado con 50 gr/l de Na2O a contracorriente con

el calcinado hasta conseguir una lejía de aluminato de 130-140 gr/l de Na2O. La

separación de fases se efectúa a 80º C y con gran rapidez mediante filtración. La

recuperación de la alúmina se hace saturando la lejía de aluminato con CO2, procedente

del horno, en carbonatadores, donde se realiza la descomposición del aluminato sódico

en: alúmina hidratada y sosa según:

2NaAlO2 + CO2 + 3H2O Na2CO3 + Al2O3·3(H2O) 2Al(OH)3

Para evitar una separación conjunta de una sal doble: hidróxido de aluminio-carbonato

sódico, así como sílice y titanatos, ambos en forma coloidal; no se debe descomponer

totalmente el aluminato sódico por el CO2.

Después de separar por filtración la alúmina hidratada y precipitada, se evapora el

filtrado o licor, separándose la sosa en forma cristalina para utilizarla de nuevo en el

proceso de extracción. El trihidrato filtrado se calcinaba a Al2O3 en un horno rotativo y

a alta temperatura, 1.100 – 1.200º C.

La alúmina precipitada por el CO2 no tiene la pureza de la obtenida por el método

Bayer. El problema de este procedimiento es que no sólo se obtiene aluminato de

sódico, sino también silicato y titanato, lo que produce impurificaciones del hidrato. Se

precisaban, pues, medidas más o menos complejas para controlar esta contaminación.

Este procedimiento sobrevivió varios años después de inventado el proceso Bayer,

debido a que, hasta los años 40-50, la alúmina producida podía competir en costo con la

alúmina Bayer. Además, se podían tratar una gran variedad de bauxitas incluyendo las

diaspóricas o silíceas. También, el proceso mejoró lentamente hasta que el Bayer

alcanzó su perfeccionamiento tecnológico. Se puede afirmar que el final del proceso

pirogénico tuvo lugar al acabar la 2da

Guerra Mundial, si bien se utilizó

esporádicamente hasta los 60 en Estados Unidos, Alemania y China, sobre todo para

bauxitas altas en sílice. A partir de esta fecha, el proceso no pudo competir con un

Bayer de menores costos de capital y operativos; asimismo, la alúmina Bayer mejoraba

continuamente sus especificaciones químico-físicas.

2.6. Procedimientos ácidos

Los procedimientos ácidos son investigaciones realizadas durante la 2ª Guerra Mundial

por falta de bauxitas de calidad en los beligerantes. De las numerosas propuesta que

existieron (figuran en los métodos generales de extracción), pocas se han desarrollado

en plantas pilotos hasta la madurez industrial y de éstas ninguna ha conseguido más que

una importancia local y pasajera, ya que no compiten económicamente con los métodos

de extracción alcalinos; por precisar aleaciones especiales para los recipientes o material

cerámico costoso, además de ser difícil de obtener una alúmina libre de hierro, titanio,

vanadio y cromo, que si no son eliminados impurifican el aluminio.

Todos los procedimientos ácidos implican las operaciones siguientes:

- Calcinación previa de las arcillas, por lo menos a 700º C, lo que origina la formación

de metacaolín, atacable más fácilmente.

- Ataque ácido a temperaturas adecuadas, que generalmente no sobrepasa los 100º C.

- Separación del insoluble y purificación de la disolución de la sal de aluminio con

posterior cristalización de esta sal.

- Extracción de la alúmina por vía térmica o química.

- Recuperación de los productos ácidos, para recircular el ácido en nuevos ataques o

para producir una sal con valor comercial.

La alúmina que se obtiene por estos procedimientos tiene en general una pureza

satisfactoria en cuanto a SiO2, que es más elevada en cuanto a hierro, además de

contener pequeñas cantidades del anión correspondiente al ácido empleado en su

preparación; su textura física es diferente de la alúmina calcinada obtenida por un

procedimiento alcalino.

Las mayores dificultades encontradas en la realización de los procedimientos ácidos se

deben a la agresividad de los reactivos.

El procedimiento ácido que da resultados más favorables es el de extracción con ácido

sulfuroso o método Goldschmit, que utiliza a arcillas como materia prima y consume

el ácido más barato.

En el método Goldschmit, la arcilla es prensada para luego calcinarla a 1.100º C y

posteriormente desmenuzarla a tamaños de 10 a 15 mm, con la que se rellenan torres.

29

En ellas se realiza un intercambio entre la arcilla y una disolución acuosa de ácido

sulfuroso (200 gr/l) a 50-60º C de temperatura y una presión de 6 atmósferas,

obteniéndose una disolución de sulfito de aluminio que contiene de 20-40 gr/l de Al2O3

y pequeñas cantidades de titanio, hierro y silicio.

Por la parte inferior de la torre sale a presión una disolución clara, que si se

descomprime cuidadosamente, con agitación y temperatura, precipita el sulfito

monobásico: Al2O3·2SO2·5H2O. Si dejamos salir cuidadosamente el SO2 hasta que se

alcance una presión de 4 a 5 atmósferas y una temperatura de 160º C y a continuación

se deja escapar el resto de SO2, se obtiene un hidróxido de aluminio que ha conservado

la estructura de la sal anterior y por ello tiene buena filtrabilidad. El hidróxido daría en

la calcinación un óxido que puede producir un aluminio del 99% de pureza, pero que no

cubre las necesidades actuales de pureza, por ello el hidróxido, que contiene el 82% de

Al2O3 y del 3 al 6% de azufre, se disuelve con sosa caliente (60-70º C) y al realizar la

separación de fases se origina un residuo que contiene hierro y una disolución que se

lleva a tratamiento por el método Bayer.

Los gases de SO2 obtenidos de la descomposición de la lejía de intercambio en lecho

fijo, se vuelven a comprimir para utilizarlos en las torres.

2.7. Método Pedersen

Trata de preparar por medios electrotérmicos la bauxita o menas de bajo contenido en

alúmina, pero con sílice no superior al 8% para la extracción alcalina. Siendo el

procedimiento una fusión escorificante realizada en un horno eléctrico trifásico del tipo

de arco directo, trabajando de 1.300-1.600º C y obteniéndose, a partir del óxido férrico

de la carga: un arrabio con el 0,5% de silicio, el 0,5% de titanio y con menos del 0,1%

de azufre, y una escoria con el 30-50% de alúmina y del 5-10% de sílice que contiene

hierro, titanio y calcio, oscilando el tipo de escoria desde el CaO·Al2O3 al 5CaO·3Al2O3

y el 2CaO·SiO2.

Para llegar a estos resultados es preciso mezclar la mena de aluminio con caliza y mena

de hierro, utilizando como reductor cok (el 30% más del estequiométrico necesario).

Asimismo, se puede suprimir la mena de hierro, por preparación adecuada de la carga al

mezclar diversos minerales de aluminio, no obstante, hay que preparar cuidadosamente

el lecho de fusión para la obtención de este tipo de escoria. Si la escoria se enfría con

suficiente lentitud, se descompone casi completamente en un polvo fino debido a la

dilatación que se origina por la transformación a 675º C del β-silicato dicálcico en α-

silicato cálcico y con ello se elimina la molienda de la escoria.

Este polvo fino en que se ha convertido la escoria, se trata por lixiviación en varias

etapas y a contracorriente con una solución caliente y diluida de carbonato sódico que

contiene un 10% de él, como sosa libre (20 gr/l de CO3Na2), y con un valor de pH =

13,7. Con concentraciones mayores de CO3Na2, aumenta el peligro de formación de

silicatos y titanatos alcalinos que son solubles. Pero al trabajar con estas disoluciones

tan diluidas, es preciso alargar el tiempo de extracción, por ello, también se trabaja con

disoluciones que contienen 80 gr/ de CO3Na2, aceptándose la disolución de sílice, pero

esto se aminora si la lejía permanece tiempo suficiente en contacto con un exceso de

escoria nueva.

La reacción de extracción es: CaO·Al2O3 + 4H2O + CO3Na2 = CO3Ca + 2Al(OH)4Na.

Produciéndose carbonato cálcico insoluble y una disolución de aluminato sódico, que se

llevan a la separación de fases en espesadores y en filtros, obteniéndose una disolución

acuosa de aluminato sódico que se bombea a tanques Pachuca, en los que se hace

borbotear CO2 y se realiza CO2 + 2Al(OH)4Na = CO3Na2 + 2Al(OH)3 + H2O, y unos

fangos que contienen carbonato, silicato, titanato y aluminato cálcico, que después de

lavados es una buena materia prima o aditivo en la fabricación de cemento de alta

calidad.

La pulpa obtenida en los tanques Pachuca, se envía a filtración en filtros de vacío,

obteniéndose el hidróxido de alúmina que se lleva a calcinación para obtener la alúmina

y una disolución de carbonato sódico que se devuelve a la lixiviación, por haberse

regenerado la lejía de ataque.

El CO2 utilizado en la recuperación procede de la fase final del proceso del horno

eléctrico y de la combustión del combustible utilizado en la calcinación de la alúmina.

El rendimiento en alúmina que se obtiene en este proceso es del 85-90% y su calidad es

equivalente a la obtenida en el método Bayer, pero es más costoso que éste.

2.8. Procedimiento Hall y método Haglund

Son procedimientos electrotérmicos y suministran un corindón impuro, partiendo de

materias primas que contengan alúmina pero exentas de óxidos alcalinos o alcalinos-

térreos, por ello no son satisfactorios.

El método de reducción selectiva o procedimiento Hall precisa que el lecho de fusión

contenga una composición tal, que la cantidad de hierro sea el doble que el contenido en

silicio + titanio, ya que la SiO2 y el TiO2 se reducen lentamente, especialmente el TiO2.

La carga que va a constituir el lecho de fusión se muele hasta tamaños de 6 mm y se

deseca en un horno rotativo, a continuación se mezcla con carbón molido (10% de la

carga), se humedece con agua y se lleva a una cinta de sinterización (Dwight-Lloyd)

que trabaja a 1.000º C. El sinterizado frio se mezcla con más carbón molido y se funde

en un horno eléctrico, con electrodos del tipo Soderberg, a una temperatura de 2.500º C

(los investigadores italianos definen la temperatura como mayor de 1.850º C.

31

En el horno, se obtiene un ferrosilicio y un ferrotitanio que van al fondo del baño y en él

se encuentra toda la sílice y gran parte del titanio, se eliminan del horno por sangría. La

parte superior del baño está ocupada por alúmina pura al estado líquido, que está

impurificada por carburos, pero los investigadores italianos mantienen que trabajando

por encima de 2.000º C y en atmósfera oxidante, se obtienen los oxicarburos Al4O4C y

Al2OC, que al ser metaestables permiten la obtención del aluminio líquido y alúmina en

fase vapor. La alúmina líquida se sopla por medio de vapor y aire a la presión de 15

atmósferas, pasando desde la parte superior del horno hacia una cámara de expansión

donde precipita en forma de partículas floculantes, similares a palomitas de maíz, siendo

bolas huecas de corindón de varios milímetros de diámetro y con un espesor de pared de

0,1 a 0,2 mm. En esta insuflación arde el carbono y el producto se pone blanco, los

gases (más de 2.000 m3/minuto) son absorbidos a través de la campana del horno, que

está refrigerada por agua, y pasan a depuración en Cottrell.

Como las bolas de corindón poseen trazas de titanio, hierro y sílice, se someten a

lixiviación en lecho fijo con ácido sulfúrico del 8 al 10% de concentración y a 60º C de

temperatura, que disuelve a casi todas las impurezas. La pulpa se filtra, obteniéndose

Al2O3 bastante puro, pero el contenido en titanio no es satisfactorio y con un peso

específico que es la tercera parte de la alúmina obtenida por el método Bayer,

reteniendo también partículas de ferrosilicio.

El método Haglund, también tiende a la formación de un ferrosilicio y unas escorias,

por medio de una fusión de arcillas, piritas y un reductor (cok). El ferrosilicio forma una

capa pesada en el fondo del crisol y sobre ella flota la escoria que contiene sulfuro de

aluminio, aunque solamente el 20% del aluminio de la carga pasa a la escoria en forma

de sulfuro. La escoria se hidroliza y se obtiene alúmina y sulfhídrico.

2.9. Proceso Grzymek

Este proceso fue desarrollado en Polonia y probado a escala industrial. El método utiliza

una amplia gama de materiales con bajo contenido en óxido de aluminio y alto en sílice

(no susceptibles de tratamiento por el proceso Bayer), para obtener óxidos de aluminio

y cemento.

El proceso consiste en un tratamiento pirometalúrgico en hornos a 1.300º C de la

materia prima aluminosa y de las calizas mezcladas en una proporción prefijada para

obtener: 2CaO·SiO2, 12CaO·7Al2O3 y CaO·Al2O3; que al enfriarse se desintegra

formando un polvo muy fino de la fase 2 CaO·SiO2.

El polvo formado se lixivia con Na2CO3 (al 6%) de acuerdo con la reacción:

CaO·Al2O3 + Na2CO3 + H2O = 2AlO2Na + CaCO3 + H2O

Durante la lixiviación, parte de la sílice se disuelve también, pero puede eliminarse de

esta fase acuosa utilizando lechada de cal, de acuerdo con:

2SiO3Na + 2AlO2Na + Ca(OH)2 + 2H2O = CaO·Al2O3·2SiO2 + 6NaOH

El lixiviado desilidificado de aluminato de sodio se somete a una operación de

carbonatación (utilizando el CO2 producido en los hornos de cemento), por medio de la

cual se obtiene Al(OH)3 de acuerdo con la reacción:

AlO2Na + CO2 + 2H2O = CO3HNa + Al(OH)3

El CO3HNa puede regenerarse e introducirse en la etapa de lixiviación. El Al(OH)3 se

calcina en hornos rotativos para obtener Al2O3, utilizando como combustibles: gas o

gas-oíl. Por otra parte, el residuo procedente de la lixiviación puede utilizarse para la

obtención de cemento Portland.

33

3. OBTENCION DEL ALUMINIO

Pasemos ahora a la segunda fase de la obtención del aluminio que se denomina

electrólisis de la alúmina. La fabricación del aluminio necesita los siguientes

componentes: alúmina, criolita, ánodo de carbono y energía eléctrica.

3.1. Obtención del aluminio: el proceso Hall-Héroult

La elevada reactividad del aluminio impide extraerlo de la alúmina mediante reducción,

siendo necesaria la electrólisis del óxido, lo que exige, a su vez, que éste se encuentre en

estado líquido. No obstante, la alúmina tiene un punto de fusión de 2.000º C,

excesivamente alto para acometer el proceso de forma económica, por lo que al ser

disuelta en criolita fundida, disminuye la temperatura de fusión hasta los 950-980º C

En 1886, Charles Martín Hall, en Oberlin, Ohio (Estados Unidos), y Paul L. T. Héroult,

en Gentilly (Francia), descubrieron, por separado y casi simultáneamente, que el óxido

de aluminio se disuelve en criolita fundida (Na3AlF6), pudiendo ser descompuesta

electrolíticamente para obtener el metal fundido en bruto.

El descubrimiento de ambos, que se basaba en la electrólisis de la alúmina previamente

disuelta en un baño de criolita fundida, dio origen al procedimiento denominado Hall-

Hérault que se ha mantenido hasta la fecha con sucesivas variaciones tecnológicas que

no afectaron a los principios del proceso. Hoy en día, cientos de fábricas esparcidas por

el mundo producen, basándose en este proceso, millones de toneladas de aluminio con

pureza superior al 99%, haciendo que este metal sea el de mayor producción mundial

entre los “no férreos”.

En este procedimiento, la alúmina debe ser disuelta en un solvente conformado por una

mezcla de sales inorgánicas (criolita), permitiendo de esta forma, la liberación de iones

aluminio y óxido. También se agregan otros componentes como fluoruro de aluminio,

fluoruro de calcio y carbonato de litio o fluoruro para bajar el punto de fusión de la

criolita. La solución así obtenida es sometida al proceso de electrólisis.

Por el pasaje de la corriente eléctrica continua a través de esta solución, los iones

aluminio son reducidos eléctricamente a aluminio metálico. Como promedio se

requieren 14,1 kwh de electricidad para producir un kilogramo de aluminio a partir de

alúmina. El desarrollo tecnológico ha conseguido reducir progresivamente el consumo a

este valor en comparación con los 21 kwh requeridos en los años 50 del siglo pasado. Es

por esto que se considera que la segunda materia prima para la obtención del aluminio

es la energía eléctrica.

Este proceso para la obtención del aluminio es conducido en reactores – las cubas o

celdas electrolíticas – que son recipientes capaces de alojar a la solución conformada

por el solvente (criolita) y el soluto (alúmina), que debe estar en estado líquido para

permitir el pasaje y la acción de la corriente eléctrica a través de ella.

Las celdas de electrolisis de aluminio son cerradas para captar flúor y compuestos de

flúor volatilizados que se desprenden, y de acuerdo al tipo de ánodo empleado existen

dos tipos de celdas: a) precocidas (SWPB – precocido lateral, CWPB – precocido

central) y b) Söderberg (HSS – de barra horizontal, VSS de barra vertical). En las celdas

precocidas los ánodos de carbón crudo formados de coke molido fino (< 100 mallas) y

brea se forman bajo condiciones controladas en prensas hidráulicas y se cuecen hasta

unos 1.300º C y luego se sellan a la unión de los conductores eléctricos. El

calentamiento de la mezcla coke + brea evapora los componentes orgánicos volátiles de

la brea dejando una masa sólida monolítica como ánodo. El conjunto anódico está

constituido por ánodos individuales como el que se observa en la figura.

Fuente: Documento en red http://www.energysolutionscenter.org (julio 2008).

El ánodo de las celdas Söderberg, se forma por autococción en la propia celda. Para

ello, se alimenta coke y brea dentro de una envolvente metálica denominada coraza. La

propia temperatura del proceso origina la fusión y destilación parcial de la brea, así

como la cocción de la pasta formándose el ánodo cocido. La alimentación de corriente a

la celda se realiza por medio de conductores de acero, (agujas) que se insertan en la

pasta durante su fabricación.

Tanto en el caso de las celdas precocidas como en las Söderberg es necesario cambiar

periódicamente los ánodos o las agujas para evitar que el consumo haga aparecer los

conductores metálicos en la interfase ánodo-electrolito.

De estos dos tipos de celda, el sistema de ánodo precocidos ha superado casi

completamente al diseño Söderberg.

35

Todas las celdas tienen un cátodo de carbón (grafito) horizontal, constituido por

bloques preformados unidos entre sí y un revestimiento lateral también de grafito. En su

parte inferior los bloques de grafito llevan encastradas barras de acero colectoras de

corriente. Sobre los bloques está el baño de aluminio líquido polarizado negativamente

y cuya superficie constituye la denominada superficie catódica efectiva.

La corriente eléctrica que circula a través de estos electrodos y la solución, por efecto

Joule produce una temperatura elevada (alrededor de los 950° C). La solución en estas

condiciones se mantiene en estado líquido, permitiendo la “electrolisis” (electro

separación) de la alúmina en aluminio metálico puro y oxígeno. Este oxígeno, reacciona

con el carbono de los ánodos y genera dióxido de carbono. Los ánodos de carbono se

consumen por lo tanto de forma continua durante el proceso.

El aluminio, líquido a esta temperatura, al ser más denso que el electrólito se va

acumulando en el fondo del reactor (la cuba) y queda protegido de la oxidación.

El metal que se separa en la cuba de electrólisis se saca a intervalos regulares (aunque el

fondo ha de quedar siempre cubierto). El aluminio líquido se extrae de la cuba por

medio de un sifón utilizando el vacío para evitar tener que utilizar a esas temperaturas

bombas y válvulas, y se calienta en un horno para separar del metal las partículas de

criolita arrastradas y eliminar los gases disueltos y, finalmente, se cuela en barras o en

moldes.

Las impurezas no metálicas a eliminar más importantes son el hidrógeno y los óxidos.

Los procesos de eliminación de éstos se basan en tres métodos: disminución de la

presión, removido del baño y escorificación. A veces se emplea solo uno de los tres

métodos o combinación de los tres. Es muy frecuente la utilización de fundentes

adecuados para escorificar mediante agitación el baño.

Para ello se cuenta con hornos donde se mantiene el metal fundido para que las

impurezas sólidas suban a la superficie formando una escoria. Se inyectan también

gases como cloro o nitrógeno para facilitar el desprendimiento del hidrógeno contenido

en el aluminio y a su vez ayudar en el arrastre de impurezas.

En estos hornos la temperatura de trabajo es de 700 a 850º C. Son de varios tipos,

eléctricos de inducción o resistencias, o de reverbero de combustible.

El aluminio así obtenido tiene una pureza del 99,7-99,8%, aceptable para la mayoría de

las aplicaciones. Sin embargo, para algún uso especial se necesita aluminio de alta

pureza, especialmente si se requiere una ductilidad o conductividad elevada, con lo que

es necesario el uso de celdas de refinado. La pequeña diferencia en el grado de pureza

entre el aluminio de calidad normal y el aluminio superpuro (99,99%) se traduce en

cambios significativos en las propiedades del metal.

Otra posibilidad es que el aluminio obtenido se mezcle con determinados elementos (Fe,

Si, Mg, Cu y Zn principalmente) formando distintos tipos de aleaciones con las

propiedades mecánicas requeridas.

El metal se cuela en tochos o placas en máquinas semi-continuas y en lingotes en

cadenas continuas. Lo normal es que el aluminio se obtenga en forma de lingotes para

luego someterlo a distintos procesos que nos permiten obtener los semielaborados de

aluminio: productos laminados, extrusionados, piezas forjadas, etc.

Sirvan como ejemplo, las siguientes cantidades para comprender la magnitud de esta

industria: Para producir una tonelada de aluminio se necesitan cinco toneladas de

bauxita, que nos darán dos toneladas de alúmina, las cuales mediante la electrólisis nos

darán una tonelada de aluminio, pero con un consumo de 14.500 a 13.800 kwh.

En definitiva, el desarrollo de tecnología moderna para la electrólisis, la generación y el

transporte de la energía y las mayores disponibilidades de energía, han hecho posible

que el aluminio sea el último metal de uso masivo aislado por el hombre. Es por esto

que el crecimiento de la industria del aluminio está fuertemente asociado al desarrollo

de las fuentes de energía.

Por tanto, la metalurgia actual del aluminio se puede considerar esencialmente

electrolítica.

3.2. Teoría de la electrolisis

La electrolisis de la alúmina en baños de fluoruros, es una electrolisis de sales fundidas

realizada entre ánodos de carbón y cátodo de carbón, realmente el cátodo es líquido,

aluminio fundido, actuando los bloques catódicos de carbón como conductores.

La energía eléctrica a suministrar a la cuba debe cumplir dos objetivos: realizar la

electrolisis y mantener en fusión una parte importante del baño, por ello el equilibrio

térmico de la cuba es fundamental y debe ser calculado de manera precisa para que las

pérdidas de calor sean las mínimas posibles; así, debe tener la cuba un buen aislamiento

no solo en paredes y fondo, sino también en techo, lo que se consigue, al tener el baño

su superficie libre solidificada, constituyendo lo que se denomina corteza y taludes, que

no solo actúan como aislamiento, sino como valor térmico. Además, el baño líquido y el

baño sólido deben estar en un estado de seudo-equilibrio.

Los métodos de cronopotenciometría, cronoamperiometría, polarografía y medida de la

impedancia permiten precisar los fenómenos en los electrodos. Según Stokes, las

reacciones elementales en la electrolisis del aluminio son las siguientes:

37

Del diagrama fásico NaF-AlF3, se determina, con punto de fusión a 731º C, un

compuesto intermetálico NaAlF4 que solo existe a temperatura elevada y que a 470º C

se descompone en criolita y fluoruro de aluminio, que está presente en las reacciones.

En el baño:

por equilibrio 2NaF + NaAlF4 = Na3AlF6

por equilibrio Na3AlF6 + Al2O3 = 3NaAlOF2

por disociación 6NaF = 6Na+ + 6F ˉ

En el ánodo:

3NaAlOF2 + 6F ˉ = 3NaAlF4 + 3º + 6e

En el cátodo:

2NaAlF4 + 6Na+ + 6e = 8NaF + 2Al

Siendo la reacción global:

Al2O3 + 6e = 2Al + 3º +6e

La reacción anódica produce oxígeno, que reacciona con el carbono del ánodo

originando CO y CO2. Por otra parte, por la ecuación de Boudouart, una parte del CO2

se reduce por el carbón para dar monóxido y también parte del CO2 es reducido por el

aluminio fundido para dar de nuevo alúmina y monóxido de carbono, luego la reacción

global de la electrolisis puede escribirse:

2m Al2O3 + 3C = (6m – 3) CO2 + 6 (1 – m) CO + 4m Al

Siendo m el rendimiento de corriente, ya que la pérdida de corriente en su mayor parte

es debida a la formación de estos gases. También esta fórmula nos permite determinar la

concentración aproximada de los gases producidos en el ánodo (%CO2 = 100 (2m – 1);

%CO = 100 (2 – 2m)).

Las pérdidas de productos fluorados son debidas un 35% a la volatilización, por no

introducir de manera continua alúmina en el baño, con lo que el proceso electrolítico se

altera, produciéndose gases con flúor en el ánodo en lugar de CO2, que puede

desprenderse, impregnar a la cuba o producir el efecto anódico. Se estima la

impregnación del carbono del cátodo en flúor, equivalente al 20% de la pérdida de

productos fluorados y la impregnación de los refractarios al 35%, aunque esta

impregnación depende de la edad de la cuba, ya que en cuba nueva puede subir al 50%

(en el primer año) o en cuba vieja (cinco años) sólo del 6%. Como la alúmina contiene

sosa (del 0,6 al 0,8%), también en la cuba se realiza la reacción: 4AlF3 + 3Na2O =

Al2O3 + 2AlF6Na3, que nos produce un consumo de fluoruro de aluminio, generando

alúmina y criolita, ésta es la razón de que la proporción de sosa debe de ser lo más baja

posible.

La riqueza del baño en fluoruro cálcico se mantiene a lo largo del proceso entre el 5 al

6%, en cambio, por lo anterior, es preciso controlar frecuentemente el contenido en

fluoruro de aluminio y en menor medida el de alúmina.

La criolita sólo interviene en una etapa intermedia de la reacción y no se consume

durante el proceso. Actualmente, la criolita se sustituye cada vez más por la ciolita, un

fluoruro artificial de aluminio, sodio y calcio.

El calor de disolución de la alúmina en fundido de criolita ha sido determinado por

Holm, encontrando que el límite de la entalpia de la disolución de NAl2O3 → 0 es de 67

kcal/mol; y que la entalpia de la disolución depende de la composición, decreciendo

cuando se aumenta el contenido de Al2O3 y de AlF3 en el baño.

Por comparación entre la entalpia parcial de disolución de la alúmina y la entalpia de

fusión, Holm, dice que: para concentraciones sobre un % molar, la alúmina no se

disocia totalmente en la disolución de criolita.

Si tenemos en cuenta la ecuación: 2mAl2O3 + 3C = (6m – 3) CO2 + 6(1– m) CO + 4mAl

y calculamos la energía interna de esta ecuación según datos de ″Metallurgical

Thermochemistry de Nubaschewsky -1958-″, será el -∆H298 en kcal/mol para el Al2O3 =

400, para el CO2 = 94,05 y para el CO = 26,4. Luego la reacción anterior: ∆H298 = 6 (1 –

m) 26,4 + (6m – 3) 94,05 – 2m (400) = 394,1m + 123,75 en kcal por cada 2m54 gramos

de aluminio.

Como 860 kcal = 1 kw/h, para 1 Tm de Al se verificará que:

-∆H298 = (394,1m + 123,75)

= 4.243 +

en kwh/Tm de Al

Para calentar las primeras materias a 950º C se precisa una cantidad de calor W, que se

calcula en función del Cp del Al2O3 = 27,38 cal. y el Cp del C = 4,10 cal.

W = 950 (2m x 27,38 + 3 x 4,10) x 10-3

= 52,022 m + 11,685 en kcal.

W =

x (52,022 m + 11,685) = 560 +

en kwh/Tm de Al.

La energía del baño es: -∆H298 + W = 4.803 +

en kwh/Tm de Al.

39

Como la energía libre, es la energía teórica mínima necesaria que se ha de aportar, en

este caso en forma eléctrica, es preciso calcularla, para ello nos valeos de los siguientes

valores:

Al2O3 = 2 Al(l) + 3/2 O2 ∆G = 405.460 – 92,22 T + 3,757 T log. T

C + 1/2 O2 = CO ∆G = 26.700 – 20,95 T

C + O2 = CO2 ∆G = 94.200 – 0,2 T

∆G = 347,407 m – 30,597 en kcal.

∆G = (347,407 m – 30,597) x

= 3.740 –

en kwh/Tm de Al.

El que la energía libre sea menor que la interna, no nos dispensa de suministrar la

diferencia bajo otra forma de energía.

La tensión de electrolisis e, es la tensión reversible de electrolisis/tensión de

descomposición/sin sobretensiones, y su valor se calcula:

e =

como 3 es la valencia del Al en la reacción vale 4 x 3 = 12.

E =

=

= 1,26 m – 0,11 en voltios.

Resumiendo, si el rendimiento de corriente es uno (m = 1):

El consumo teórico de energía es -∆H298 + W = 6.260 kwh/Tm de Al, de los cuales

suministra la energía eléctrica el valor de la energía libre, es decir, ∆G = 3.411 y el resto

2.849 kwh/Tm de Al, debe de ser aportado bajo otra forma de energía. Con una tensión

reversible de 1,15 V.

Si el rendimiento de corriente es uno (m = 0,88):

El consumo teórico de energía es -∆H298 + W = 4.803 + 1.655 = 6.458 kwh/Tm de Al,

de los cuales suministra la energía eléctrica el valor de la energía libre: ∆G = 3.363

kwh/Tm de Al y el resto 3.095 kwh/Tm de Al, deben de suministrarse de otra forma,

siendo la tensión reversible de 0,9988 V. Pero según datos prácticos para m = 0,88; e =

1,70 V, lo que nos dice que existen sobretensiones.

La noción de energía libre, permite prever en hipótesis, y para cubas calentadas por otro

medio distinto que la energía eléctrica, cual es la energía eléctrica mínima, si no

existiese sobretensión anódica, y es de: 3.400 kwh/Tm de Al.

La distribución de la caída de tensión en las cubas Soderberg y de ánodos precocidos es

aproximadamente la siguiente:

Características Soderberg Ánodos

precocidos

Voltaje 4,1 3,9

Caída óhmica en el ánodo 0,46 0,30

Caída óhmica en el cátodo 0,26 0,25

Caída en la barra (dos) 0,17 0,19

Caída óhmica en el baño 1,52 1,51

Potencial de descomposición 1,65 1,65

Caída por efecto anódico 0,04 0,02 Fuente: Llavota U., 1988. P 40

En cuanto al balance de energía, aunque las cifras son aproximadas y dependen de

muchos factores, podemos considerar que para una cuba la energía eléctrica que se le

aporta se distribuye de la siguiente forma:

- Producción de aluminio…................................................... 40%

- Disipación de calor por el cajón…...................................... 30%

- Disipación de calor por el ánodo…..................................... 15%

- Resto (gases, conductores externos, etc.)…........................ 15%

En una cuba en equilibrio la cantidad de calor que se pierde es igual a la cantidad que se

le aporta y con esto se consigue mantener la temperatura constante, y diremos que la

cuba está en equilibrio.

Por otro lado, las perturbaciones que se originan en la cuba de electrolisis son: difusión,

que el aluminio catódico se difunde por el baño bajo la forma de una niebla metálica y

se disuelve en él o se reoxida al contacto con el CO2 anódico, ambas condiciones

provocan una pérdida de rendimiento de corriente.

2Al(disuelto) + 3CO2(g) = Al2O3(dis) +3CO(g)

4Al(dis) + 3CO2(g) = 2Al2O3(dis) + 3C(s)

41

La difusión del aluminio catódico, se origina en las cubas comerciales por corrientes de

conversión existentes en el cátodo y en el baño, por ello el metal disuelto es

transportado por conversión hacia el ánodo y reacciona en su proximidad con burbujas

de gas o con gas disuelto.

Las fuerzas que originan estas corrientes de conversión son:

1º.- El movimiento de metal catódico por fuerzas magnéticas.

2º.- Las burbujas de gas que salen del ánodo.

3º.- El gradiente de temperatura.

De todas ellas, la más importante es la primera y se ha demostrado su validez, por la

introducción en la cuba de elementos trazas radioactivos de Na24

para el baño

electrolítico y el Au198

para el aluminio líquido, lo que ha permitido demostrar que:

a) Existe una velocidad lineal entre el baño y el metal catódico de 10 cm.seg-1

b) El movimiento del electrolito en las proximidades del ánodo está gobernado por la

acción directa de las burbujas de gas.

c) El electrolito se mueve horizontalmente en las proximidades de la superficie catódica.

d) Por la acción directa de estos dos movimientos, se origina un movimiento turbulento

en el espacio interpolar y que esta turbulencia puede originar un transporte vertical de la

masa del electrolito.

e) Cuando la distancia interpolar disminuye por debajo del espesor de esta capa

turbulenta, la turbulencia será violenta en este espacio y la eficiencia de corriente

disminuye.

También hay que considerar que el CO2 disuelto, reacciona con la alúmina disuelta en

una zona de reacción del baño, y que el CO2 disuelto se difunde hacia el cátodo líquido,

en donde reacciona. La difusión impide que el rendimiento de corriente supere el 90%.

El efecto anódico, quemado, embalaje o que la cuba ha polarizado se produce cuando el

baño se empobrece en alúmina y su contenido baja del 2%, y se manifiesta porque el

proceso electrolítico se altera, produciéndose gases con flúor en el ánodo en lugar de

CO2, que al no desprenderse constituyen una fina película aislante de gas, por lo que la

tensión de la cuba crece bruscamente desde 4 ó 4,7 voltios a 30 ó 40 voltios. Se detecta

esta variación de voltaje o en el voltímetro que lleva cada cuba o por el encendido de

una lámpara que está conectada a los terminales de la celda.

Las impurezas que existan en el carbón del ánodo producen que su superficie se recubra

de una capa de polvo que favorece el efecto anódico. Este polvo son partículas de

carbono, que no solo están en la superficie del ánodo, sino también en la interfase

ánodo-baño como partículas suspendidas; en cantidad del 0,04% y con tamaños de 1 a

10 µm. Su presencia hace bajar la conductibilidad eléctrica del baño en un 1%, porque

ocupan parte de su sección transversal y se pueden considerar como no conductoras, ya

que su conductibilidad es inferior a la del baño y por ello la resistencia del baño se

aumenta en un 20%.

A priori se pueden concebir los siguientes orígenes a las partículas de carbón:

a) Se forman por recombinación, según:

4Al(e) + 3CO2(g) = 2Al2O3(l) + 3C(s)

b) Se forman por oxidación selectiva del ánodo.

c) Se forman por erosión de la disolución catódica al ánodo de carbón.

d) Se forman por rozamiento entre el ánodo y su vaina, o por huecos existentes

en su llenado.

De todas las anteriores, las más importantes son la b y la d.

El área total ocupada por una partícula de carbón es:

siendo:

X = % de carbono contenido en el baño.

Ρb = densidad del baño.

Ρs = densidad del carbono.

R = radio medio de las partículas.

Las causas por las que se manifiesta el efecto anódico, además del aumento de tensión,

son: la presencia de polvo en el ánodo, la turbidez del baño y la deposición en el ánodo

de una capa no conductora. La turbidez se origina por que el fluoruro de aluminio se

separa de la criolita fundida y ésta baja su contenido en alúmina, y este F3Al una vez

separado se disuelve muy lentamente en el baño.

Para eliminar el efecto anódico es preciso introducir alúmina para que el proceso normal

se reanude, y eliminar el gas producido, para ello se produce un cortocircuito

instantáneo entre el aluminio líquido y el ánodo. Ambas operaciones se hacen

43

simultáneamente, ya que al romper la corteza de la cuba, la máquina velocipédica para

introducir la alúmina en el baño produce un picado rápido y profundo que determina

que el aluminio líquido suba hasta la superficie.

También el rendimiento óptimo de energía se presenta cuando los taludes del baño son

casi verticales y descubren el cátodo únicamente en la vertical del ánodo; forma que

conduce a corrientes horizontales mínimas.

3.3. Elementos necesarios en una instalación electrolítica

En una instalación electrolítica de aluminio, las cubas electrolíticas constan de

elementos principales y elementos auxiliares:

Los elementos principales son:

- Conductores.

- Sistema anódico.

- Baño.

- Sistema catódico.

Los elementos auxiliares son:

- Las grúas velocipédicas.

- La máquina extractora de cuñas.

- La máquina de colada.

- La central de conversión.

- El taller de pasta.

- Sistema de depuración de gases.

Los conductores son: un juego de barras de aluminio que transportan la corriente

eléctrica de una cuba a otra (van en serie) en condiciones económicas, creando

perturbaciones magnéticas tan débiles como sea posible y asegurando un reparto

uniforme de la corriente. La densidad de corriente que soportan es elevada (de 20 a 25

A/cm2). En el sistema anódico, la densidad de corriente debe de reducirse a un valor que

convenga a la electrolisis (menos de 1 A/cm2).

Los ánodos constan de una barra vertical o barra de ánodo que es de aluminio y del

ánodo de carbón propiamente dicho que se introduce unos 10 cm por debajo de la

corteza del baño. La unión entre la barra y el ánodo se realiza en las precocidas o

polianódicas por intermedio de patas de hierro y anclajes de fundición y en las de

electrodo continuo o Söderberg por cuñas (denominadas también espárragos).

El sistema anódico se completa por un juego de útiles, que permiten regular la altura del

ánodo y por ello la distancia interpolar (separación entre electrodos) y la posición de la

vaina en los ánodos Söderberg, por un travesaño de hierro que soporta mecánicamente

al conjunto, y por una tubería de fundición para recoger los gases de la electrolisis y

conducirlos a dos quemadores que están situados a cada lado de la cuba.

El consumo de energía en el sistema anódico (que en parte es una pérdida) debe de ser

mínima, tanto en el carbono como en la cadena de conductores y en los contactos.

El baño en fusión es la parte activa de la cuba y es una mezcla cuaternaria, como

veremos en el apartado siguiente. Desde los bordes de los bloques catódicos que

constituyen el fondo del baño y hasta su superficie (es decir, toda la superficie lateral

interior del baño) está ocupado por los taludes, que es electrolito solidificado, y

ocupando toda la superficie del baño (superficie libre del baño) está la corteza que

también es electrolito solidificado, pero sobre ella se coloca la alúmina de adición para

su calentamiento previo.

La distancia entre el ánodo y la superficie superior del aluminio fundido es de 45

milímetros, y es el espesor de la capa del baño entre electrodos, que recibe el nombre de

distancia interpolar, siendo uno de los parámetros fundamentales de la marcha.

Esta distancia debe ser lo suficiente grande para asegurar un buen rendimiento de

corriente y lo bastante pequeña para que el rendimiento de energía se mantenga entre

límites convenientes. Se ha observado que el rendimiento Faraday no aumenta cuando la

distancia interpolar supera los 50 mm y por el contrario disminuye notablemente,

cuando se reduce por debajo de los 30 mm.

La temperatura de trabajo es de 955º C, siendo esta temperatura, con la composición

química del baño y con la forma de los taludes, los factores de regulación del baño.

El sistema catódico está formado por un cajón rectangular de chapa (sección mayor en

las cubas con ánodos Söderberg), con la suficiente rigidez para soportar la dilatación de

todo su contenido. Este cajón que no tiene fondo se asienta sobre hormigón, estando

revestido desde el exterior hasta el interior por una o dos hiladas de material refractario

que también ocupan el fondo en contacto directo con el hormigón, pero dejando una

abertura central para el paso de los conductores de los cátodos. Estos refractarios

constituyen el calorifugado de la cuba, obteniéndose el equilibrio térmico deseado;

aumentando el número de filas de refractario o la calidad respecto a su conductibilidad

térmica. Lateralmente la cuba tiene después del refractario una losa de antracita y luego

una masa apisonada formada por una mezcla de antracita, cok metalúrgico y brea que

cuece desde el arrancado de la cuba y que se conoce con el nombre de revestimiento

refractario, que por su parte superior constituye la base del talud. El fondo central de la

cuba, lo que se denomina crisol, está formado por bloques de antracita precalentada

unidos por la pasta refractaria o por un bloque monolítico, bien de pasta refractaria, bien

45

de pasta Söderberg más o menos solidificada, que constituyen el cátodo de la cuba,

siendo la altura de estos bloques de 45 centímetros y debiendo tener la adecuada

resistencia mecánica, poca porosidad para no absorber ni electrolito ni metal, y ser un

buen conductor de la electricidad.

Los calentamientos bruscos y los esfuerzos locales originan la rotura de los bloques

catódicos, produciendo trozos que al flotar en el baño pueden originar cortocircuitos

entre el baño y el metal fundido que ocupa la parte superior de los bloques catódicos

(crisol).

Los bloques catódicos llevan en su parte inferior unas ranuras por donde pasan las

barras conductoras catódicas o barras de solera o lingotes, que son de acero, y que se

hacen solidarias al bloque catódico por medio de fundición. Estas barras de solera

atraviesan el cajón y se conectan con las barras conductoras distribuidoras de aluminio

por medio de conductores flexibles de aluminio que se sueldan a ambas. En teoría, esta

conexión entre los bloques catódicos y las barras de distribución deben resistir

indefinidamente; en la práctica sufren un ligero desgaste, pero su vida es larga.

Debajo de la barra conductora y ocupando la misma superficie que los cátodos, va una

capa de revestimiento refractario (pasta apisonada) y en el resto de la superficie,

hormigón.

Debajo de todo esto y constituyendo el fondo de la cuba, varias hiladas de material

refractario, ya que la mayor pérdida de calor se realiza por el fondo del baño.

La duración media de un refractario es de 5 años, aunque es probable que se pueda

hacer durar 8 ó 9 años, edad ésta que originaría que todos los bloques catódicos

estuviesen desgastados, pero casi todas las cubas no mueren por vejez del refractario o

de los cátodos, sino por accidente.

Los elementos auxiliares en la sala de electrolisis son: las grúas velocipédicas, la

máquina extractora de cuñas y la máquina de colada.

Las grúas velocipédicas son las encargadas de romper la corteza de la cuba e introducir

la alúmina calentada que está sobre la corteza, a esta operación se llama punzado, que

puede ser preventivo para evitar o retrasar el efecto anódico, por lo que realiza un

regulado fino del equilibrio térmico de la cuba, o el punzado puede ser consecuencia de

un efecto anódico. En las plantas más modernas se utilizan sistemas de alimentación

automáticos en puntos concretos, lo que elimina la necesidad de romper regularmente la

costra.

La máquina extractora de cuñas asegura el cambio sistemático de las cuñas de acero que

tienen una duración práctica media de 15 días, ya que al ser solidarias de la pasta

anódica se va acercando al baño a medida que se desgasta el ánodo. Esta máquina

también realiza la sustitución de los cuadros, operación que se realiza con el auxilio de

vigas de maniobra, cambio que se realiza cada quince días.

La máquina de colada es la que realiza no solo esta operación, sino también el traslado

desde la cuchara hasta las cubas de transporte. La colada o trasvase del aluminio

fundido hasta la cuchara de colada se efectúa por aspiración al introducir una ligera

sobrepresión de aire sobre el metal fundido.

Los elementos auxiliares fuera de la sala de electrolisis son: la central de conversión, el

taller de pasta y el sistema de depuración de gases.

La energía eléctrica se suministra por medio de líneas de alta tensión y luego de su

reducción a la tensión de trabajo, se procede a la conversión de la corriente alternada en

continua para su uso en las cubas electrolíticas.

La central de conversión consta en general de dos fases de transformación y una de

rectificación. Un autotransformador recibe la tensión de la red (de 63 a 500 KV) y

suministra una tensión regulada y variable también de alta tensión (aproximadamente de

20 a 75 KV). A continuación están los transformadores que bajan la tensión regulada a

la tensión que precisa los rectificadores, hasta alrededor de 510 V.

La rectificación la verifican rectificadores secos de germanio o silicio, con un

rendimiento del 97% y entregan corriente continua a una tensión máxima de 900 V con

una corriente nominal en servicio continuo muy alta, generalmente 150 KA (mínimo 40

KA en pequeñas celdas tipo Söderberg hasta 300 KA y superior en las modernas celdas

de ánodos precocidos).

El taller de pasta es el encargado de la fabricación de la pasta anódica o de los ánodos

precocidos, que además de ser delicada, precisa las siguientes materias primas: brea,

cok y antracita que deben tener una granulometría determinada, estar exentos de agua

(menos del 0,3%) y un análisis entre límites muy estrechos, en particular, respecto a

impurezas en las cenizas, ya que todas las impurezas metálicas pasan al aluminio.

La pasta Söderberg debe de ser fluida en su superficie para permitir el buen llenado de

los agujeros de las cuñas, y la alimentación regular del ánodo en las proximidades de la

vaina. Una fluidez excesiva es molesta, pues produce segregación de los diferentes

granos, y además nociva para la homogeneidad del ánodo, especialmente en la

alimentación de los agujeros de las cuñas; se fabrica con granulometría muy fina (45%

< 90 µm) que se calientan a 140º C antes de la adición de la brea (en cantidad desde el

28 al 60%), con posterior calentamiento hasta 175º C, luego es troquelada en briquetas y

almacenada, para su posterior utilización.

La pasta de los ánodos precocidos se realiza con mayor granulometría (25% < 90 µm),

calentando hasta 130º C y después se adiciona la brea (del 15 al 17%), se mezcla y

calienta a 150º C. La pasta se enfría a 110º C y se forma el ánodo en prensas con

47

presiones de trabajo de 400-500 kg/cm2, para posteriormente ser cocidos en hornos

eléctricos o de túnel hasta los 1.300º C. Después son sometidos a una revisión que nos

determina sus grietas, ya que estas producen una resistencia eléctrica elevada y la rotura

de la cuba.

Para la pasta refractaria es preciso desgasificar la antracita a 1.250º C para que contenga

menos del 0,5% de materias volátiles, y la brea que se añade (del 17 al 18%) es grasa en

estado líquido (80º C aproximadamente), y la mezcla se calienta a 140º C.

El consumo de los ánodos es muy importante en la electrólisis de aluminio ya que

supone 430 kilos de ánodo por cada tonelada de aluminio, en el caso de los precocidos y

de 510 a 530 kilos de pasta por tonelada de aluminio, en el caso de los Soderberg.

Para asegurar una depuración de los gases proyectados a la atmósfera en la sala de

electrolisis, es necesario captar no solo los gases emitidos directamente por las cubas,

sino depurar totalmente el aire circulante de la sala, por ello se dispone de dos sistemas;

uno para los gases que emanan de los quemadores de las cubas y otro para el aire

general de la nave.

En primer lugar, los vapores de las cubas se recogen y se combustionan en quemadores

para reducir las emisiones de alquitranes e hidrocarburos aromáticos policíclicos.

Seguidamente, los gases que despiden los quemadores se canalizan hacia conductores

generales, en los que los gases se desplazan con velocidades de 15 m/s para evitar la

deposición de sólidos, que los conducen hacia separadores electrostáticos o Cottrell en

donde tienen velocidades de 1 m/s mientras atraviesan una diferencia de potencial de

50.000 a 60.000 voltios. A la salida de estos aparatos, se llevan los gases hacia torres de

lavado a contracorriente con agua y más tarde a torres de lavado a contracorriente con

una disolución alcalina (carbonato de sosa) para eliminar así al flúor residual y al

anhídrido sulfuroso. La velocidad de los gases en las torres es de 1 a 3 m/s. Los gases de

los quemadores contienen 11 gramos de flúor por metro cúbico y 20 gramos de polvos y

alquitranes por metro cúbico y son lavados con 4 a 5 litros de agua por metro cúbico de

gas. Si se utilizan lavadores de alúmina, se produce un exceso de criolita de la reacción

de los fluoruros con el contenido de sodio de la alúmina, que puede venderse como

“baño sobrante”.

El aire ambiente de la sala de electrolisis se hace circular a contracorriente en torres de

lavado alcalinas con 0,5 a 1 litro de agua por metro cúbico de gas. Se renueva la

atmósfera de la sala de 10 a 20 veces por hora.

Los fangos obtenidos de las torres de lavado se decantan en espesadores y luego pasan a

filtración en filtros de tambor rotativos.

De esta forma se recupera el 93% del flúor y el 82% de los polvos y alquitranes, pero el

coste de esta depuración representa el 7% del coste de la instalación general de

electrolisis, con un consumo de 500 kwh/Tm de aluminio producido y resultando que el

valor de la criolita recuperada solo es un medio del precio de coste de la instalación.

3.4. Propiedades físicas del baño electrolítico

El baño electrolítico o electrolito es la parte activa de la cuba electrolítica y consiste en

una mezcla cuaternaria en fusión de fluoruros. Estando compuesto por 75 al 90% de

criolita, del 2 al 8% de alúmina, del 7 al 10% de fluoruro de aluminio y del 4 al 6% de

fluoruro cálcico. Otro aditivo que empleamos es el carbonato o fluoruro de litio en

proporción del 2 al 3%. Como la densidad del aluminio líquido es de 2,3 g/cm3, el

electrolito debe tener una densidad inferior a 2,1 para una buena separación de fases y

sus características más importantes que interesan al fabricante de aluminio son:

a) Temperatura de primera fusión, ya que determina la temperatura de marcha, por ello

debe de ser lo más baja posible, ya que a temperatura elevada disminuye la solubilidad

de la alúmina en este electrolito.

b) Densidad del baño, que debe ser inferior a la del aluminio, porque cuando la densidad

del baño se aproxima a la del metal se produce una niebla metálica de aluminio, que

perjudica al rendimiento de la corriente, además de hacer que la superficie de separación

baño-metal tenga mayor espesor, por lo que los efectos magnéticos, por efecto de la

corriente continua, se acentúa en esta zona.

c) Que la conductibilidad eléctrica sea máxima.

d) La volatibilidad del baño debe ser lo más baja posible, para disminuir la pérdida de

productos fluorados.

e) Que tenga la máxima solubilidad de alúmina en él.

f) Que tenga la mínima solubilidad en aluminio, ya que éste es el origen de las nieblas

metálicas.

Como cada uno de los componentes del baño mejora ciertas propiedades, empeorando

otras, es por lo que se adopta una composición que tenga un conjunto de características

aceptables.

Estudiemos por tanto las características de cada componente del baño electrolítico:

La sal que constituye la mayor parte del electrolito es la criolita (Na3AlF6), la cual es un

fluoro-aluminato de sodio y que tiene una relativamente alta solubilidad de la alúmina

en ella y posee además alta conductividad iónica.

49

La criolita pura funde a 1.011º C y a la inversa, solidifica por debajo de esta

temperatura. Sin embargo al añadirle aditivos se consigue bajar esta temperatura, esa es

la razón por la que las cubas trabajan con baños a temperatura de 960º C sin que estos

lleguen a solidificarse.

Diagrama binario criolita-alúmina

Fuente: Dr. Igor Wilkomirsky Universidad de Concepción CHILE, 2009.

Influencia de distintos aditivos en el punto de difusión de la criolita

Fuente: Dr. Igor Wilkomirsky Universidad de Concepción CHILE, 2009.

La alúmina baja la temperatura de primera solidificación, aligera el baño, disminuye la

volatibilidad; éstos son los factores favorables, siendo los desfavorables: que disminuye

la conductibilidad eléctrica. Su contenido máximo está limitado por el eutéctico de

alúmina-criolita, y varía prácticamente su contenido entre dos efectos anódicos del 8 al

2%, siendo por tanto este el contenido que debe de tener el baño.

El fluoruro de aluminio (AlF3) tiene como efectos favorables que: baja la temperatura

de fusión del baño, aligera el baño (lo hace menos denso) y disminuye la solubilidad del

aluminio en él, y los efectos desfavorables son: disminuye la conductibilidad del baño,

aumenta la volatibilidad y disminuye la solubilidad de la alúmina. Entre disminuir la

solubilidad del aluminio y el de la alúmina, se da prioridad al primero, por ello se añade

una cantidad máxima que sea compatible con una solubilidad razonable de la alúmina,

fijándose su valor en un 10%.

El fluoruro de aluminio es el aditivo más común, ya que también neutraliza el óxido

sódico presente como impureza en el material inicial de alúmina.

El fluoruro de calcio tiene como condición favorable bajar el punto de fusión del baño,

no influye ni sobre conductibilidad, ni sobre la solubilidad del aluminio y tiene como

condición desfavorable que aumenta la densidad del baño, su volatibilidad y disminuye

la solubilidad de la alúmina en él. Sin embargo se suele utilizar este reactivo, en primer

lugar porque se forma espontáneamente en la cuba y después por que baja la

temperatura de fusión sin disminuir la conductividad eléctrica, contrariamente a lo que

hace el fluoruro de aluminio, por ello se fija su contenido en el 6%.

El empleo de carbonato de litio consigue bajar la densidad del baño (hacerlo más

suelto), mejorar la conductividad eléctrica, disminuir la emisión de flúor, bajar la

temperatura a la que funde el electrolito, y en definitiva ahorrar en energía aumentando

el rendimiento Faraday. Como contrapartida el litio contamina el metal y lo hace

inservible para ciertas aplicaciones. Por esa razón hay que eliminarlo con la máquina

deslitificadora.

En la siguiente tabla podemos ver cómo afectan los aditivos a algunas de las

propiedades del baño:

Aditivo Temperatura Solubilidad

Alúmina

Conductividad

Eléctrica Densidad

Solubilidad

Aluminio

CaF2 D D D A D

AlF3 D D D D D

LiF D D A D D

D: disminuye A: aumenta

51

3.5. Fabricación de la criolita y del fluoruro de aluminio

La criolita (AlF6Na3), que es un fluoruro doble de sodio y aluminio (40% de fluoruro

de aluminio (AlF3) y de fluoruro sódico (NaF) el 60%), es uno de los componentes del

electrolito a utilizar en la obtención electrolítica de aluminio. Existe libre en la

naturaleza con un contenido del 98,5% en AlF33NaF y aproximadamente el 0,7% de

SiO2, no obstante es un mineral poco abundante en la naturaleza, ligado a rocas ígneas y

en Ivigtut (Groenlandia), donde se encontró un importante depósito de criolita, ligado a

pegmatitas. Pero puede ser producido sintéticamente a partir de la alúmina hidratada o

de la alúmina por tratamiento con fluorhídrico, obteniéndose un compuesto ácido que es

neutralizado con peróxido de sodio o por carbonato sódico según las reacciones

siguientes:

Al(OH)3 + 6FH = AlF6H3 + 3H2O 2AlF6H3 + 3Na2O2 = 2AlF6Na3 + 3H2O2

Al2O3 + 12FH = 2AlF3·3FH + 3H2O

2AlF3·3FH + CO3Na2 = 2AlF3·3NaF + H2O + 3CO2

También puede obtenerse a partir de una disolución de sulfato de aluminio por

tratamiento con fluoruro cálcico, lo que origina un fluosulfato de aluminio en disolución

que tratado con fluoruro sódico nos da la criolita, según las ecuaciones:

Al2(SO4)3 + 2CaF2 = Al2F4SO4 + 2CaSO4

Al2F4SO4 + 8NaF = 2AlF3·3Fna + Na2SO4

También puede obtenerse por vía seca, en lugar de húmeda, por fusión de una mezcla

anhidra de sulfato de aluminio y fluoruro sódico, según:

Al2(SO4)3 + 12NaF + calor = 2AlF3·3Fna + 3Na2SO4

La criolita sintética tiene una composición del 97% de AlF3 y del 1 al 1,5% de Na2SO4,

equivalente al 98,5 al 99% de pureza. De este producto se consume en la electrolisis del

aluminio de 14 a 20 kg/Tm de aluminio.

El fluoruro de aluminio (AlF3) es otro de los componentes del baño, siendo su

consumo de 30 a 35 kg/Tm de aluminio, debido a que los productos fluorados del baño

dan por pirohidrolisis: alúmina y se pierde fluorhídrico, según la reacción:

2AlF3 + 3H2O + calor = Al2O3 + 6HF

Para evitar esta pérdida es preciso que el fluoruro de aluminio sea anhidro, cosa bastante

difícil de conseguir. Existen dos procedimientos de obtención del AlF3; vía húmeda y

vía térmica. La vía húmeda parte del trihidrato de alúmina y del ácido fluosilícico

(H2SiF6) obtenido como subproducto en las fábricas de fertilizantes y la vía seca parte

del Al(OH)3 y del ácido fluorhídrico.

El procedimiento térmico remplaza cada día más y más al proceso húmedo por originar

menos problemas de corrosión.

De entre los procedimientos por vía seca, es interesante destacar la patente V.A.W.

(Vereinigte Aluminiun WerKe A.G.) de fluidificación en lecho circulante o Remolino

Ventury, que partiendo de un hidrato de alúmina seca o parcialmente desecada, obtiene

un producto totalmente anhidro con el 90 al 92% de AlF3 y un rendimiento del HF del

97%, con unos costes de mantenimiento anual del 6,5% del coste de instalación (lo que

es un buen número para un proceso que trabaja con un ácido tan altamente corrosivo

como el fluorhídrico).

3.6. Concepción de las cubas y condiciones de explotación

La concepción de una cuba es un problema térmico, y para una cuba, dada la densidad

de corriente más económica, es la que representa el más barato compromiso entre el

coste que origina el aumento de aislamiento térmico y la disminución del coste de

energía, admitiendo que la eficiencia de corriente no varía, aunque si disminuya la

densidad de corriente.

La intensidad más ventajosa es de 80 a 120 KA con una tensión total débil, para así

disminuir el consumo de energía, de modo que el rendimiento de corriente no sufra, por

ello se debe bajar la densidad de corriente.

El equilibrio térmico de la cuba debe ser calculado de manera precisa, para que la

potencia desprendida en la cuba sea igual a la potencia admitida en régimen

permanente, y ser la suficiente para mantener una parte importante del baño en fusión y

que la parte solidificada, que sirve de volante térmico, no puede variar más que entre

ciertos límites. La tarea del fabricante será encontrar el regulado fino por variaciones

ligeras de voltaje e intensidad para realizar el equilibrio térmico que conduce al mejor

precio de coste.

Los taludes (electrolito solidificado) tienen gran importancia, ya que sirven de volante

térmico de la cuba, pues a cada efecto anódico se desprende una enorme potencia en la

cuba y la temperatura del baño se eleva rápidamente, el baño sólido se funde y absorbe

este exceso de calor. Además de este efecto instantáneo, tiene un efecto general de

mucha más importancia, pues influye sobre el reparto de corriente, lo que permite una

serie de marchas diferentes, pues al ser un mal conductor y aislar una parte del crisol

disminuye las densidades de corriente horizontales y limita los efectos magnéticos,

además de la protección mecánica y química que los taludes prodigan al crisol.

53

El metal también desempeña un papel importante, pues un aumento de metal en la cuba

la enfría sensiblemente, ya que al ser un buen conductor evacua las calorías

desprendidas en el electrolito, tanto mejor cuanto mayor sea su superficie lateral en

contacto con el resto del crisol, dependiendo esta superficie sobre todo de la altura del

aluminio líquido. También cuanto mayor es la altura de metal, más débiles son las

densidades de corriente horizontales y menos pronunciados son los efectos magnéticos.

Si se reduce la superficie catódica, respecto a la anódica, se crean corrientes

horizontales en el metal con efectos magnéticos peligrosos por ello ambas deben de ser

sensiblemente iguales.

La altura correcta de un ánodo es un óptimo económico, además que si no la

modificamos y es un ánodo viejo tiene mejor conductividad, por ello recibe una

corriente más intensa y se consume más rápidamente, aumentándose el precio de coste

del metal. Por ello es preciso su regulación, pero esta regulación trae consigo que las

cuñas se desgasten y es preciso su sustitución por arrancado, que no puede realizarse

más que a intervalos largos entre cuñas próximas para limitar la amplitud de las

perturbaciones locales.

Los ánodos Söderberg que se deslizan a través de una vaina metálica, la experiencia

demuestra que la pasta cocida no puede deslizarse contra la vaina, pues se produce un

enganchamiento, por ello debe emplearse cruda, pero como la pasta cruda no es

prácticamente conductora hasta que alcanza una temperatura de 450º C, toda la corriente

anódica pasa por la cuña; por otra parte la pasta cruda no puede llegar demasiado abajo

en la vaina, pues se deslizaría, por ello se cuece en la vaina, en una zona muy estrecha y

a una temperatura de 450º C.

Las condiciones de explotación técnicas dependen mucho de las condiciones

económicas. Pues si el mercado no está saturado, todo el metal producido se vende a un

precio independiente de la producción, luego el régimen de funcionamiento será tal que

la producción tendrá una gran importancia, por tanto se elevará la intensidad de marcha,

el consumo de energía no será el mínimo, ni el calorifugado de la cuba muy fuerte.

Si el mercado está completamente saturado, solo se puede vender una producción floja,

por lo que el régimen de funcionamiento será con intensidad más baja, con un consumo

de energía próximo al mínimo y se aumentará el calorifugado de la cuba.

Actualmente las instalaciones se han mecanizado por la introducción de máquinas para

taladrar la corteza, introducir la alúmina, cambiar ánodos y cuadros, colar el metal y

automatización de la regulación de la marcha.

Resulta difícil el control automático de la cuba, porque los índices de los parámetros

críticos no son de fácil realización, además de existir otros problemas, como:

1º.- Las propiedades del baño que controlan el tiempo de disolución de la alúmina.

2º.- El origen de las partículas blandas de carbono que aparecen suspendidas en el

electrolito.

3º.- Aumentar la vida del revestimiento del fondo de la cuba.

4º.- Determinar la sal ideal para añadir a la cuba y cuáles serán sus parámetros.

5º.- Bajar la sobretensión anódica y con ello bajar la tensión en la cuba.

6º.- Cual es el valor de la convección en la cuba y que parámetros influyen en ella.

La resolución de estos problemas precisa un detallado estudio de la electrolisis, de las

reacciones en los electrodos y de las reacciones secundarias que se producen en la

electrolisis.

3.7. Puesta en servicio y regulación de la marcha de electrolisis

Las cubas de electrólisis están conectadas en serie pudiendo agruparse de 140 a 260

cubas en una instalación. La tensión total de las series de celdas varía de 500 a 900 V,

operándose a potencia constante. Las cubas pueden estar colocadas a lo largo, que es

cuando el eje mayor de la cuba es paralelo al sentido general de la corriente en la serie,

y cubas de través cuando el eje mayor es perpendicular. La elección de uno u otro tipo

de cubas es que las cubas de través precisan menos inversiones y las cubas a lo largo

más facilidad de mecanización.

Para poner en servicio una cuba nueva, aunque los ánodos sean de distinto tipo, se

deben observar algunas precauciones: primero elevar su temperatura y cocer la pasta del

refractario entre los bloques, operación que se realiza poniendo la cuba en cortocircuito

durante 48 horas, después se introduce entre ánodo y cátodo un baño líquido sacado

previamente de una cuba en servicio y manteniendo entre electrodos una tensión

elevada, de 10 a 20 V (según el grado de calorifugado) para igualar la temperatura de

toda la cuba, unas horas después se añade aluminio líquido y se aumenta la tensión un

poco más de lo normal (5 a 7 voltios). Algunos días después se pone la tensión normal

de 3,92 a 4,25 voltios, pero se mantiene el nivel de metal en el baño un poco bajo

durante las dos o tres primeras semanas, conservándose en el baño un exceso de

fluoruro sódico durante dos o tres meses para así asegurar la vida del cátodo; por ello

una cuba no se convierte en normal hasta pasados tres meses de funcionamiento.

Cuando la cuba tiene ánodos Söderberg, como su ánodo no está formado, es preciso

cocerlo antes de poder arrancar, cocción que dura de 10 a 20 días, manteniendo la pasta

en la vaina, pero cerrando la salida con una chapa e introduciendo en ella resistencias

eléctricas.

55

Al poner en marcha una nueva serie de cubas hay que investigar los parámetros

fundamentales de funcionamiento, es decir: intensidad y tensión, trazando las familias

de curvas correspondientes para que al terminar el estudio se puedan determinar los

valores más convenientes para regular la serie. Éste se efectúa empezando con una

intensidad débil, que se debe evitar su variación durante el ensayo, se va variando

progresivamente y en disminución el voltaje, manteniendo una temperatura de baño

durante el ensayo y con una forma de talud normal; la variación de voltaje se realiza

variando la altura de metal en la cuba. Se anota para cada valor del voltaje los consumos

de materiales y se dibuja la curva, así se va realizando poco a poco para cada intensidad,

obteniéndose un valor de voltaje para el cual el consumo de energía es mínimo. Este

estudio completo dura un año o más.

Si la serie de cubas funciona en régimen óptimo, pequeñas variaciones vienen

continuamente a perturbar la marcha, tanto para cubas aisladas como para la serie, por

ello es preciso devolver a las cubas o a la serie perturbada a la normalidad, antes que se

produzcan perturbaciones demasiado marcadas. Además, una cuba archa bien cuando se

respeta un equilibrio, y toda perturbación rompe este equilibrio, siendo necesarios

varios días para alcanzarlo de nuevo. Aunque no existen diferencias fundamentales

entre una cuba y una serie, los remedios no son los mismos porque a la cuba sola no se

le puede variar la intensidad, en cambio a la serie no se le puede ejecutar un trabajo

largo de adaptación.

A una cuba se le pueden realizar dos tipos de observaciones que determinan: índices

cuantitativos, establecidos en cifras bastante objetivas; y los índices cualitativos, más

difíciles de apreciar que los anteriores.

Los índices cuantitativos están definidos por: temperatura de trabajo requerida 955 ±

5ºC; composición del baño, como el fluoruro de calcio permanece casi estable, basta

verificaciones espaciadas, luego solo es preciso dosificar el exceso de fluoruro de

aluminio y de vez en cuando el contenido de alúmina; la medición de voltaje, que se

lleva sobre el voltímetro particular de la cuba y se anota su valor y su estabilidad, es

decir, la amplitud de las variaciones próximas al valor medio; la altura de metal en la

cuba no debe ser superior a 10 cm, medición que se realiza por medio de un calibre; la

altura del baño no superior a 20 cm, también por un calibre; el número diario de los

efectos anódicos y su fuerza; la caída de tensión catódica, que se mide todos los meses y

nos indica la caída de fondo (que constituye una gran parte de la caída catódica) y que

depende del estado del contacto aluminio líquido-carbono, y si es elevada corresponde a

una marcha fría o a utilizar una alúmina de mala calidad o un envejecimiento del

cátodo, dándose por tanto idea de su durabilidad; se controla periódicamente el estado

de los diferentes contactos, especialmente los de hierro-aluminio por ser bastante

frágiles y si uno está estropeado se perturba el reparto de corriente catódica; también se

comprueba la temperatura exterior de la cuba, que nos informa sobre el equilibrio

térmico de ella y sobre todo si los cátodos se han autocalorifugado, por infiltración de

flúor que forma incrustaciones sobre ellos a medida que la cuba envejece.

Los índices cualitativos están definidos por: el color de la llama (del amarillo al violeta),

su fuerza, las inclusiones y las variaciones; del baño se vigila y anota su color (del rojo

obscuro al rojo claro), su viscosidad, su aspecto superficial, la presencia de carbonilla,

el aspecto de la corteza sólida, sus movimientos y sus humos; el desprendimiento

gaseoso se aprecia por la vista y el oído; los taludes se inspeccionan, así como el fondo

de la cuba, con ayuda de útiles apropiados para localizar la posición de los taludes y

hacer sonar el fondo, ya que esto nos informa sobre los depósitos eventuales que los

recubren; la acidez del baño se determina bien por análisis o de forma visual.

Las cubas desarregladas pueden ser:

- Cuba fría.

- Cuba caliente.

La cuba fría tiene el aspecto siguiente: voltaje anormal y además estable; altura del

metal demasiado elevado; altura del baño pequeña; presenta quemaduras numerosas y

graves; las llamas son frías, por ello violetas, fuertes con pocas chispas; el baño puede

estar frío cuando el desregulado no tiene mucha importancia, presentando un color rojo

obscuro, viscoso, sin carbonilla y con corteza normal o puede estar caliente cuando la

cuba sufre un desregulado mayor, presentando un color rojo claro, fluido, sin carbonilla

y con cortezas delgadas y duras; los gases se desprenden en gruesas burbujas con un

ruido acentuado; se forman taludes pronunciados al nivel del metal y no siempre al

nivel del baño; el fondo de la cuba se recubre rápidamente con depósitos de alúmina

más o menos espeso y más o menos duro; la muestra del baño es muy ácida al principio

y después poco ácida. En general se observan las siguientes variaciones, que por orden

de gravedad creciente son: exceso de metal, cuba bloqueada y seca, cuba de fondo

sucio, cuba de talud debajo del ánodo y cuba de fondo tomado.

Se corrige y arregla esta cuba: quitando un poco de metal, y elevando de forma

provisional el voltaje si el defecto es poco importante o añadiendo electrolito si es

importante. Si el fondo está sucio se trabaja con una altura de baño mayor de la normal,

se suprime la alimentación de alúmina y se eleva el voltaje de la cuba. Las cubas que

tienen talud bajo el ánodo o el fondo tomado, se tratan por el mismo sistema anterior,

pero durante mucho más tiempo, porque el desarreglo es mayor.

La cuba caliente presenta la mayor parte del tiempo los efectos opuestos a las frías, es

decir: voltaje normal y estable; pocas quemaduras y además leves; llamas calientes de

color amarillo obscuro o violeta con venas amarillas, fuertes con numerosas chispas; el

baño es caliente con color rojo claro, fluido, recubierto de carbonilla (salvo si está

demasiado caliente), con corteza dura; los gases se desprenden sin ruido en pequeñas

burbujas; los taludes que se forman son débiles; el fondo de la cuba está limpio y el

metal está a veces sobrecalentado; la muestra del baño es poco ácida y con frecuencia

tiene inclusiones finas de carbonilla. En general se observan las siguientes variaciones,

que por orden de gravedad creciente son: falta de metal, cuba que carboniza, cuba que

57

deriva (el talud ha desaparecido completamente), cuba con movimiento de metal (efecto

magnético).

Se corrige y arregla esta cuba: añadiendo metal líquido y a veces sólido cuando es

necesario un enfriamiento muy marcado, quitando el exceso de carbonilla con una

espumadera. Si la cuba deriva se reforma el talud con ayuda de baño sólido, enfriando el

metal si es indispensable. Si se produce movimiento de metal es necesario subir mucho

su altura en el baño.

Además de estos dos tipos de anomalías importantes en las cubas, existen otros que son:

cuba demasiado estrecha (distancia interpolar demasiado pequeña), cubas con

quemaduras anormales (muchas o pocas), cubas que se agujerean (el metal se escapa del

cajón metálico) y cubas con ánodos anormales (sobre todo en las de tipo Söderberg).

La cuba estrecha, que afecta lo mismo a una cuba caliente o fría, se identifica por el

voltaje que al principio es inestable y después muy bajo, mientras que la cuba se sobre-

calienta rápidamente y presenta movimientos del baño. Se arregla subiendo la tensión y

se evita introducir alúmina en la cuba.

La cuba con quemaduras anormales, hay que identificar la causa profunda que lo

produce y corregirlo, éste puede ser: fondo sucio, exceso de carbonilla o accidente del

ánodo.

Las cubas que se agujerean, se intenta parar el escape de metal de ella por

enfriamiento, picado o parándola.

Las impurezas existentes en las cubas electrolíticas provienen bien de los productos de

alimentación (alúmina, carbón, criolita, fluoruros de aluminio) o de las obtenidas por el

ataque al revestimiento, pero ambas se dividen en dos fracciones, unas que pasan al

aluminio metal y otras que se van en los gases de escape de las cubas; la relación entre

estas fracciones son de 2:1.

En los gases de escape van los fluoruros gaseosos (11 g/m3), las partículas sólidas en

suspensión (20 g/m3) y los metales en forma gaseosa, aunque su volatilización es muy

distinta para cada uno de ellos. Así del hierro (Fe) existente en las cubas electrolíticas se

volatiliza un 50%, el otro 50% pasa al aluminio; del silicio (Si) solo se vaporiza < 10%;

del fosforo (P) se volatiliza el 72%; del vanadio (V) el 65%; el 58% del titanio (Ti); el

50% del galio (Ga) y el 20% del zinc (Zn).

La mayoría de estos metales después de su precipitación se reciclan a las cubas y por

ello inciden mayormente sobre la pureza del metal a obtener y sobre la eficiencia de

corriente, bajándolas a ambas.

3.8. Otros procedimientos de obtención del aluminio

Además de la electrolisis de la alúmina, se han probado muchos otros procedimientos

para la obtención del aluminio, que pueden clasificarse en:

I.- Procedimientos electrolíticos: Eran electrolisis ígneas de cloruros y sulfuros que no

dieron resultado industrial.

II.- Procedimientos de refinado térmico.

A) Empleo de compuestos con valencia inferior.

B) Disolución en metales auxiliares.

C) Destilación de la aleación Al-Fe-Si con metales alcalinos Cd o Hg. No es

rentable.

III.- Procedimientos por reducción térmica.

A) Procedimiento del carburo.

B) Procedimiento del nitruro.

No es rentable una volatilización después de una reducción.

1.- Empleo de compuestos con valencias inferiores

Se funda en la existencia de monohalogenuros de aluminio que son volátiles y capaces

de dar, otra vez, un halogenuro trivalente normal y aluminio, es decir:

Al+++

+ 2Al ↔ 3Al+ (Cl3Al + 2Al ↔ 3AlCl)

Como las impurezas de aluminio no dan en general subsales aunque puedan clorurarse,

es la forma de separar el aluminio de los metales perjudiciales: magnesio, zinc, calcio.

Y de los menos perjudiciales: cobre, titanio, manganeso, o de los no perjudiciales como:

hierro y silicio.

A nivel de planta piloto y utilizando como materia prima una aleación de aluminio-

hierro-silicio, obtenida por reducción de la alúmina en horno eléctrico, se ha trabajado

con cloruro de aluminio (Cl3Al) a 1.000-1.200º C. De este proceso se obtiene el ClAl,

que se va con los gases de escape hacia un condensador en donde se realiza la reacción

inversa, condensándose el aluminio al estado líquido y el cloruro de aluminio que se

devuelve al circuito. Este proceso solo ha encontrado una muy pequeña aplicación a

escala comercial.

También se ha estudiado un proceso similar a partir de fluoruros.

59

2.- Disolución en metales auxiliares

Se basa en disolver una aleación Fe-Al-Si en un metal auxiliar al estado líquido, que

disuelva al aluminio y no lo haga, o lo haga muy débilmente, a los otros metales (esta

fase es la extracción). Después se realiza la separación de fases, y a la disolución

obtenida se somete a depuración por enfriamiento hasta un punto de solidificación para

que precipiten algunas impurezas. La fase líquida: aluminio-metal auxiliar se calienta en

vacio o en una corriente de gas inerte, para volatilizar al metal auxiliar que es la fase de

destilación y dejar al aluminio líquido.

El metal auxiliar tiene que cumplir ciertos requisitos: disolver al aluminio, tener un

punto de volatilización bajo y ser de poco coste. Los metales que cumplen las tres

condiciones de forma más favorable son: el zinc, el mercurio y el magnesio.

a.- Procedimiento del zinc

La fase líquida Al-Zn, obtenida en la extracción, contiene en solución una cierta

cantidad de silicio y el porcentaje de este metal en el aluminio después de la etapa de

volatilización depende: de la proporción de zinc en la fase líquida y de la temperatura a

que se efectúa la purificación (de 450 a 650º C), ya que la solubilidad del silicio es

variable con la temperatura.

Los resultados obtenidos, partiendo de un Fe-Al-Si con el 60% de Al, han sido bastante

aceptables con recuperación del 80 al 85%, la pérdida es por la formación de Al3Fe que

es insoluble en zinc. El consumo de zinc es de 5 kg por Tm de aluminio y de energía de

6,5 a 10 kwh/Tm de aluminio (no se cuenta la energía para fabricar la aleación Fe-Al-Si,

que es de 12 kwh/Tm). El aluminio que se obtiene no contiene más del 0,01% de Zn,

pero el procedimiento no es rentable económicamente.

b.- Procedimiento del mercurio

La aleación Fe-Al-Si o las chatarras de las aleaciones de aluminio se ponen en contacto

con mercurio a 530º C y 12 atmósferas de presión, con lo que se disuelve el aluminio en

el mercurio hasta 2,5%, así como el zinc, cobre y magnesio que lleve, pero el resto de

los metales permanecen insolubles. Por ello las chatarras que contengan zinc y

magnesio deben de tratarse antes de aplicarles el procedimiento del mercurio,

tratamiento que es la volatilización de estos metales.

En la extracción se obtiene un residuo sólido que flota y una disolución (con el 2,5% de

Al). El residuo se destila a 500º C y en vacio para recuperar el mercurio. La disolución,

que es una amalgama, se enfría a 300º C y se expansiona desde 12 a 1 atmósfera, con lo

cual se precipita la mayor parte del aluminio en forma de finos cristales que flotan, por

lo que se separan por desespumado. Estas espinas contienen un 30% de mercurio y se

calientan a 750º C, destilándose el mercurio, que se recupera, y un aluminio con el

99,9% de pureza que contiene 0,0001% de Hg.

Los consumos son: de 500 a 700 kg de mercurio que se destilan por Tm de aluminio y

de 1 kwh/Tm de aluminio. Las dificultades son: extracción lenta, la decantación del

residuo insoluble debe de ser completada con una filtración, los vapores de mercurio

son venenosos. Se ha estudiado la dispersión del aluminio impuro líquido en mercurio

frio para disminuir los costes.

c.- Procedimiento del magnesio

No es un procedimiento rentable ya que al extraer el aluminio de la aleación Fe-Al-Si

producida en el horno eléctrico, la fase líquida Al-Mg con el 30% de magnesio

precipita al hierro en forma de FeAl y al silicio en forma de SiMg2 que consume mucho

magnesio y aluminio. No obstante se puede obtener aluminios con el 0,1% de Mg con

filtraciones muy cuidadosas a 700º C y destilación en vacio a 1.000º C.

3.- Procedimiento del carburo

Se parte de bauxitas que se reducen parcialmente en el horno eléctrico trifásico de

20.000 KVA, obteniéndose un corindón fino o aluminio Bayer que es carburado y

reducido en otros hornos de arco de 20.000 KVA a 2.400º C, con lo que se logra una

aleación Al-AlC3 que puede contener hasta el 80% de aluminio.

La reducción es: 2Al2O3 + 9C = C3Al4 + 6CO

La aleación al solidificar cristaliza al carburo en forma de esponja, cuyos huecos están

rellenos de aluminio fundido. Por un tratamiento de cloruros fundidos se separa un

aluminio puro, pobre en titanio y vanadio y el residuo de C3 se devuelve al horno de

reducción. El consumo de energía eléctrica es importante (igual que el consumo del

método electrolítico), pero las inversiones de capital son el doble.

3.9. Refino del aluminio

El aluminio fabricado por electrolisis contiene impurezas de la alúmina y del cok de los

electrodos, obteniéndose normalmente metal con pureza del 99,4 al 99,8%. Si se emplea

alúmina especialmente pura y cok de petróleo de calidad se ha llegado a preparar

directamente por electrolisis aluminio con el 99,9% de pureza, que es lo más que se

puede esperar de la electrolisis. Por ello, si se precisa un aluminio de mayor pureza, este

debe obtenerse con un posterior refino, que no puede realizarse como en los otros

metales por el elevado punto de ebullición del aluminio (2.500º C), ni por la oxidación

selectiva de impurezas, ni por electrolisis de sales acuosas, si no que el refino se tiene

que efectuar por electrolisis de sales fundidas o por disolución y cristalización.

La electrolisis ígnea se denomina electrolisis en tres capas por utilizar como ánodo un

fundido de la aleación a refinar, como electrolito un fundido de sales halogenadas de

61

aluminio y metales alcalinos y alcalino-férreos, y como cátodo un fundido de aluminio

refinado.

Según que las sales halogenadas sean fluoruros y cloruros, el procedimiento se llama

Pechiney y si solo son fluoruros es el de Aluminio Industria A.G. o procedimiento

A.I.A.G. (El procedimiento Hoopes y Gadean, muy semejantes, se han abandonado por

dificultades prácticas).

1.- Procedimiento de refino electrolítico Pechiney

Como el metal a refinar tiene que pasar desde el ánodo hasta el cátodo, es preciso que el

electrolito contenga iones de aluminio. En este procedimiento la aleación anódica es Al-

Cu con un contenido del 25 al 40% de cobre y una densidad alrededor de 3, pero nunca

inferior al 2,8. El electrolito es un fundido de fluoruros de aluminio y sodio, distinto de

la criolita, con cloruro de bario, con una densidad de 2,7 y su composición es: AlF3 el

23%, NaF el 17%, BaCl2 el 60%; pudiéndose escribir, AlF3·1,5NaF con el 40% y BaCl2

el 60%, que por empobrecimiento de aluminio evoluciona hacia la criolita (AlF3·3NaF).

Las densidades que se dan de la aleación y del electrolito son para una temperatura de

750 a 800º C.

Se admite que al iniciarse la electrolisis existe una disociación primaria del cloruro de

bario según: Cl2Ba = 2Clˉ + Ba++

. Al llegar al cátodo los iones de bario (Ba++

)

reaccionan con el F3Al, para dar aluminio y F2Ba, y los iones del cloro (Clˉ) al llegar al

ánodo atacan a la aleación Al-Cu, para dar Cl3Al. Después este cloruro de aluminio

alimenta a la reacción electrolítica principal, con depósito directo en el cátodo de

aluminio y reconstrucción del cloruro de aluminio en el ánodo, y la reacción principal

es: Cl3Al = 3Clˉ + Al++

.

Como el Cl3Al es volátil, una parte se pierde en los humos y es preciso descomponer

Cl2Ba para restituir al cloro perdido.

El admitir esta hipótesis de la electrolisis, es que en los experimentos realizados con los

métodos de análisis más modernos, el ion que se forma directamente en el baño es el de

cloro y no el de flúor o el F3Al; además, en las cubas se produce un empobrecimiento en

cloro y aluminio que hace evolucionar a los fluoruros del baño hacia la composición de

la criolita, además de comprobarse que en los baños usados existe F2Ba hasta un 10%

de su composición.

Al ser la composición del baño la de la criolita, pasa bario desde el baño hacia el

aluminio refinado, pudiendo éste contener hasta un 3%, porque el bario depositado en el

cátodo reacciona muy débilmente con la criolita, se corrige esta anomalía añadiendo al

baño un poco de fluoruro de aluminio o de sodio, con lo que el bario desaparece del

metal catódico.

Al llegar los iones de cloro al ánodo y descargarse, atacan primeramente a los metales

más electronegativos del ánodo, es decir: al magnesio, calcio, litio y sodio, pasándolos a

la disolución en forma de cloruros y en donde permanecen en proporciones bastante

pequeñas, además de tener una tensión de descomposición alta. Ahora bien, el ClNa al

presentar una concentración alta en el baño y ser elevada la temperatura de trabajo se

deposita en el cátodo, aunque su tensión de descomposición sea mayor que la del Cl3Al.

Este depósito de sodio, que es en pequeña cantidad, no perjudica al depósito de

aluminio porque flota sobre él, pero en cambio ensucia a las conducciones catódicas de

grafito, por lo que hay que limpiarlas cuidadosamente y periódicamente.

Después de atacar al sodio, los iones de cloro atacan al aluminio y lo pasan a la

disolución, y en tanto la aleación anódica contenga suficiente aluminio (más del 30%) y

sea lo bastante fluida para mantenerse homogénea por difusión iónica, el cloro no ataca

a los metales más electropositivos del ánodo, es decir: al hierro, cobre, zinc, silicio,

manganeso, titanio, vanadio y galio, por lo que estos permanecen en el ánodo.

La cuba de trabajo es de sección rectangular o cuadrada, hecha de chapa de hierro de 3 a

10 milímetros de espesor, reforzada por hierros en V para reducir las deformaciones

debidas a las presiones internas, y revestida interiormente por una capa de ladrillos

refractarios sílico-aluminosas que sirven de aislante térmico y las paredes llevan sobre

este revestimiento otro de refractarios de magnesita, no de gran pureza (del 88 al 90%

de Mg), pero con poca porosidad y montados en seco. El fondo de la cuba, que

constituye el ánodo de la cuba, son bloques de carbono anclados en barras de acero

dulce, que salen lateralmente de la cuba, es decir, está formado análogamente al fondo

catódico de las cubas de aluminio. Las grietas entre los bloques anódicos se rellenan con

una pasta de carbón aglomerada con brea y apisonada fuertemente, siendo su duración

superior a los 10 años.

La cuba tiene un pozo de segregación o pozo anódico que pone en comunicación el

fondo de la cuba con la superficie exterior del baño, para realizar por él las correcciones

a los baños. Sobre el fondo de carbón va la aleación anódica fundida que es una

aleación de aluminio-cobre, aunque ya se han ensayado aleaciones de aluminio-zinc

(hasta el 40% Zn) o bien Al-Cu-Si (con el 33% de Cu y el 30% de Si) sin resultados

apreciables. La capa anódica puede ser de 20 a 30 centímetros de espesor. Sobre esta

capa está el electrolito fundido con espesor de capa de 15 a 20 centímetros y sobre él

flota el aluminio refinado que tiene una densidad de 2,3 y una altura mínima de 10

centímetros, al objeto de que la parte inferior de los electrodos catódicos no toquen al

fundido de electrolito, pues en este caso aparecerían engrasados y que a su vez producen

un reparto disimétrico de corriente.

Los electrodos catódicos son de grafito y están fijos a unas vigas desplazables en

sentido vertical para regulación de los cátodos y son los que aseguran la salida de

corriente de la capa de aluminio refinado.

63

Las cubas se montan en serie y trabajan a una temperatura de 690-720º C, aunque en la

parte alta (parte superior de la capa de aluminio refinado) pueden trabajar a mayor

temperatura, con el riesgo de un mayor ensuciamiento. La tensión de trabajo es de 6

voltios, representando el 85% la caída de tensión en el baño (de estos el 90% es la

resistencia óhmica del electrolito), con una densidad de corriente de 0,5 a 0,6 A/cm2

trabajando a una intensidad nominal de 18.000 A. Con ello se obtiene un rendimiento de

corriente del 98,8% y las pérdidas son debidas a oxidación del metal refinado por el

aire, a la formación de subhalogenuros gaseosos, en particular ClAl, a desviaciones de

la corriente por los refractarios o por puestas a tierra.

Para la obtención de una tonelada de aluminio refinado con el 99,99% de pureza se

precisan 19.900 kwh de corriente, 90 kg de reactivos (40 kg de Cl2Ba, 30 kg de F3Al y

20 kg de ClNa) y 12 kg de grafito.

La explotación de las cubas de refino comprende operaciones de conducción y de

control. Las operaciones de conducción son: a) Alimentación de las cubas con el metal

a refinar, se efectúa esta adición por el pozo de segregación, bien al estado sólido o

líquido. b) Colada de las cubas, que se realiza cada 3 días, rompiendo la corteza oxidada

del baño con el instrumento adecuado y aspirando el metal refinado. c) Corrección del

baño electrolito debido a que se empobrece en cloro y aluminio, se adiciona una mezcla

formada por: 38% de Cl2Ba, 38% de AlF3 y 24% de ClNa, cada 3 a 7 días. Estos

productos no pueden contener ni agua ni óxidos. d) Picado de las cortezas de los

contactos y raspado del baño, debido a que como no se puede evitar la introducción de

alúmina en el baño, en donde es insoluble, se acumula en la superficie de la aleación

anódica por densidad y dr donde hay que arrancarla, también se acumula en las paredes

internas al nivel de la capa catódica en forma de cortezas muy duras de baja alúmina y

de oxifluoruros. e) Evacuación de los cristales ferrosos que se forman en el baño

electrolítico, pero como la temperatura en el pozo de segregación es de 20 a 30º C

inferior a la temperatura del metal, aparecen en este pozo flotando como una fase sólida

concentrada en hierro (del 7 al 10%) que se evacua tan pronto se forma.

Las operaciones de control que se realizan son: control de la temperatura, de la altura de

las tres capas, de la composición de las tres capas y del reparto de corriente en los

electrodos.

2.- Procedimiento de refino electrolítico A.I.A.G. (Aluminio Industria A.G.)

Este procedimiento es análogo al anterior, pero el baño está formado enteramente por

fluoruros con la composición siguiente: AlF3 el 43%, FNa el 18%, BaF2 el 18% y CaF2

el 16%.

Se trabaja a una temperatura de 750º C, resultando este baño mucho más estable que el

baño clorufluorado, pero el suministro de electrolito es muy penoso, ya que es preciso

fundir en un horno los constituyentes del baño, después trasvasar este fundido a una

cuba electrolítica de purificación y posteriormente ya se puede llevar a las cubas de

refino. Como este baño es más conductor que el de Pechiney, resulta una tensión de

trabajo más baja, de 5,5 a 5,8 voltios, pero trabajan con menor densidad de corriente y

con intensidades nominales menores (14.000 A), obteniéndose rendimientos de

corriente inferiores (93-95%), pero con un consumo de 18.000 kwh/Tm de Al del

99,99%, pero en cambio precisa inversiones más elevadas que el método anterior.

3.- Procedimiento de refino por disolución y cristalización

Se basa este procedimiento en que la solubilidad del aluminio en mercurio varía mucho

con la temperatura, desde el 3% a 500º C hasta el 30% a 600º C, mientras que las

diversas impurezas del aluminio apenas se disuelven, además de no variar su solubilidad

con la temperatura. Para ello el aluminio impuro en forma de granalla se disuelve por

digestión en el mercurio de una columna barométrica que tiene 650º C y una presión de

35 atmósferas. La solución obtenida (o amalgama) de aluminio en mercurio se lleva a

otra columna barométrica que tiene temperatura más baja, en la que se separa por

cristalización el aluminio que se recupera en forma de cristales por filtración.

4.- Refinación de aluminio con cloro

Una alternativa para refinar aluminio impuro es hacerlo reaccionar con AlCl3 gaseoso a

1300° C para formar el monocloruro de aluminio gaseoso de acuerdo a la reacción:

2Al(l, impuro) + AlCl3(g) = 3AlCl(g)

El AlCl gaseoso se enfría rápidamente con una lluvia de aluminio líquido a 700-750° C,

temperatura a la cual el AlCl se descompone regenerando tricloruro y aluminio líquido

según la reacción:

3AlCl(g) = 2Al(l) + AlCl3(g)

El AlCl3 regenerado se recicla al proceso.

El proceso se aplica solo en pocos casos ya que la contaminación del aluminio es casi

inevitable por volatilización de otros cloruros metálicos.

65

4. METALURGIA DE SEGUNDA FUSION

Al aluminio reciclado se le conoce como aluminio secundario, o aluminio de segunda

fundición. La fundición de aluminio secundario implica su producción a partir de

materiales usados de dicho metal, los que son procesados para recuperar metales por

pretratamiento, fundición y refinado.

La característica principal de la producción secundaria de aluminio es la diversidad de

materias primas existentes y la variedad de hornos empleados. El tipo de materia prima

y su pretratamiento se utiliza por consiguiente para determinar el mejor tipo de horno a

utilizar para un tipo particular de chatarra, atendiendo a su tamaño, contenido de óxido y

grado de contaminación entre otros. Estos factores influyen asimismo sobre la elección

de los fundentes asociados con el proceso, para potenciar al máximo la recuperación de

aluminio. La elección de la tecnología de proceso empleada varía de una planta a otra.

El número de factores que influyen en la elección del proceso significa que existe la

posibilidad de muchas estrategias viables que pueden utilizarse en circunstancias

similares.

Proceso genérico de aluminio secundario

Fuente: BREF Metalurgia no férrea I, 2005.

4.1. Reciclaje del aluminio

El reciclaje permite conservar y utilizar energía, materiales y productos. Si se conserva

más de lo que se usa, se pueden ahorrar materiales, dinero y degradación ambiental. En

el proceso, el reciclaje puede además reducir el nivel de dependencia de las

importaciones de productos extranjeros, crear empleos y empresas en pequeña escala, y

además desarrollar capacidad de industrialización a través de la reparación y la re

fabricación. Ahora bien, no hay que olvidar que, dentro del contexto de un sistema

económico en desarrollo, los incrementos reales del consumo forzosamente han de

satisfacerse a expensas de nuevas materias primas y de nuevos productos básicos.

En la actualidad, cuando el aspecto ambiental y el desarrollo sostenible tienen gran

importancia, es necesario recordar que los metales han sido reciclados desde tiempos

remotos por varias razones obvias, principalmente por su valor (en el caso de metales

preciosos, su valor es tan alto que los desechos rara vez son desperdiciados). Por otro

lado, el costo de los metales que se obtienen a partir de la chatarra es menor que el de

los que se obtienen a partir de las materias primas originales, y en épocas de escasez o

gran demanda (periodos de crisis, guerras, etcétera) se reciclan grandes cantidades de

chatarra como materia prima.

En el mercado mundial la demanda de chatarra está en relación con la estructura de la

industria y la disponibilidad de tecnologías de producción para crear valor agregado a

partir de las materias primas secundarias. Este mercado complejo depende de las

decisiones de varios actores independientes, como los comerciantes de chatarra,

intermediarios, desmanteladores y fundidores.

Uno de los metales más importantes dentro de la industria del reciclaje es el aluminio,

puesto que este elemento tiene la ventaja de que su estructura atómica no es alterada

durante el proceso de fundición, por lo que es posible reciclarlo por completo sin que

exista pérdida de calidad o de valor económico. También debemos considerar que la

versatilidad de sus aleaciones ha dado lugar a gran cantidad de composiciones

comerciales, muchas de las cuales fueron diseñadas para acomodar las impurezas

procedentes del reciclado. Además, en comparación con la producción del aluminio

primario, en este proceso de reciclaje se consume del 5% al 10% de la energía necesaria

en el proceso de producción primaria, generándose entre 1 a 5% de emisiones de gases

de efecto invernadero asociadas a la producción del metal a partir de bauxita, haciendo

que el uso del aluminio tenga un mayor sentido económico, técnico y ambiental.

Asimismo, hay que tener en consideración el impacto ambiental que significa la

producción de metal primario, por la generación de residuos (lodos, polvos, escorias,

etcétera); para el caso del aluminio se generan 2,7 toneladas de residuos (principalmente

los “lodos rojos” del proceso Bayer de disolución cáustica de la bauxita) por cada

tonelada de metal refinado. Para las materias primas secundarias la incidencia es mucho

67

menor. A ello se suma el hecho de que al reducir la necesidad de extraer bauxita, el

reciclaje de chatarra contribuye a evitar los residuos mineros tóxicos.

La recuperación del metal de aluminio a partir de la chatarra, material viejo o deshecho

(reciclado) era una práctica conocida desde principios del siglo XX, y se usó con mucha

frecuencia durante la Segunda Guerra Mundial, por lo que el reciclaje del aluminio no

es una nueva tendencia. Sin embargo, es a partir de los años 1960 cuando se generaliza,

más por razones medioambientales que estrictamente económicas. El aluminio reciclado

constituye en la actualidad un tercio del aluminio total que se consume en el mundo.

El aluminio destinado al reciclaje se puede dividir en dos categorías: subproductos de la

transformación del aluminio y chatarras de piezas viejas ya usadas. Los subproductos

tienen su origen en el proceso de fabricación de materiales de aluminio (virutas,

recortes, piezas moldeadas, etc.). Normalmente se conoce tanto su calidad como

composición. Puede fundirse por tanto sin que haya que realizar tratamientos previos.

La chatarra es material de aluminio procedente de artículos de aluminio ya producidos,

usados y desechados al final de su ciclo de vida (cables, cacharros, radiadores, etc.).

Este tipo de chatarra de aluminio va a los recicladores tras un gran número de procesos

de separación, dado que suele encontrarse unido a otros materiales, siendo necesarios su

tratamiento y separación previa.

El aluminio está sujeto a la cotización de la Bolsa de Metales de Londres o LME y del

dólar diariamente. Este hecho condiciona también el proceso del reciclaje, ya que

cuando los precios caen se recupera menos material, esto explica la baja disponibilidad

y especulación de chatarra en el mundo. En cualquier caso, gracias a que cotiza en

Bolsa (LME), el del aluminio es un mercado abierto, por lo que los precios son los

mismos en cualquier parte del mundo. La ley de la oferta y la demanda, como en

cualquier otro sector, es la que dicta las pautas en cada momento.

El análisis económico del reciclaje indica que existe un importante (si bien variable)

margen disponible para remunerar la cadena de recolección de chatarra. Las empresas

que generan chatarra de aluminio nueva (subproductos) tienen el incentivo económico

de obtener dinero de lo que de otro modo sería un producto de desecho, en especial si

los costos de recolección son bajos.

Para la chatarra vieja, la rentabilidad de recolección es mucho más compleja. Un punto

decisivo en el reciclaje eficaz del aluminio es la forma como se lo utiliza en las diversas

aleaciones. El aluminio se puede reciclar en un producto más valioso si es clasificado

por aleación. No resulta difícil separar diversas aleaciones cuando se trata de chatarra

nueva generada en procesos industriales. Sin embargo, cuando se trata de chatarra vieja,

en especial la recolectada de autos triturados o artículos domésticos, es más difícil

separarla por aleación. Aunque es posible separar los distintos metales presentes en un

automóvil (acero, zinc, cobre y aluminio, por ejemplo), no ha habido un proceso

comercial para clasificar la chatarra según aleación. Ante la falta de dicho proceso, la

chatarra que presenta varias aleaciones distintas solamente puede ser reciclada como

una aleación de ley de fundición, producto de valor relativamente bajo.

En general, se considera que el aluminio tiene un ciclo de vida “de la cuna a la cuna”

donde cualquier producto de aluminio, al terminar su vida útil, podrá reciclarse sin

importar la edad del material, ya que no tendrá efectos adversos en su proceso de

reciclaje y el material nuevo tendrá virtualmente el mismo valor y calidad que el

anterior.

El aluminio, después de su fase de reciclado, debería terminar en un producto igual o

similar al producto original, por ejemplo, una lata en otra lata, debido a las aleaciones

que contiene dicho material, aunque normalmente esto no sucede, y terminan siendo

productos completamente diferentes.

Esto responde a que existen dos clases de reciclado del aluminio, el de “ciclo cerrado” o

“ciclo abierto”. El de ciclo cerrado es el más sencillo, en el que el producto primario se

recicla y se produce un producto igual al inicial teniendo la misma calidad de material,

manteniéndose en el mismo sistema siempre. El proceso de ciclo abierto es más

complejo ya que es cuando un producto se recicla y se fabrica otro producto distinto que

puede cambiar sus propiedades originales, por lo que el producto inicial cambia de

sistema. Este proceso debe considerar dos aspectos importantes:

1.- Pérdidas de material en vertederos (aprox. 20%).

2.- Pérdidas de material por corrección de calidad del material (aprox. 10%).

Dichas pérdidas representan ciertas cargas ambientales, que deben ser sumadas al ciclo

abierto para ser consideradas en el balance final del consumo energético y su impacto

ambiental del aluminio reciclado.

No obstante y sin paliativo alguno, el reciclado del aluminio constituye uno de los

programas más exitosos de comercialización e inclusión dentro de la sociedad y del

sector industrial para el logro de los objetivos de preservación de la energía y del medio

ambiente. Sus redes de reciclaje y sistemas de recolección podrían servir de modelo

para otros metales utilizados en grandes cantidades.

4.2. Las chatarras de aluminio

Como se ha comentado antes, el aluminio usado llega principalmente por dos canales:

de los desechos del consumo ya sea doméstico o industrial (por ejemplo, cables

eléctricos, planchas litográficas, botes de bebidas, otros envases y embalajes,

deshuesadoras de vehículos, derribos, etc.) y de los recortes y virutas que se producen

durante la fabricación de productos de aluminio.

69

Dentro de las dos categorías anteriores hay muchos tipos de aluminio recuperado, y

cada calidad puede tener salidas diferentes. En el cuadro siguiente, se muestra la

descripción de la clasificación según origen de los materiales a reciclar.

ORIGEN Formas en las que se

presentan Contaminaciones típicas

A) Residuos de la fabricación del metal Residuos de moldeo Grasos, derrames, brascas Óxidos, arenas y agujas o

escorias de hierro.

Residuos de elaboración Desbastes, recortes, culatones

de extrusión, restos de forja,

virutas de torno, taladro,

fresadora, etc.

Partículas de acero y de otros

metales pesados, pequeñas

herramientas, lubricantes,

fibras, etc.

Subproductos de la molienda. Partículas de abrasión,

procedentes de los discos y

las muelas.

Barreduras. Arenas y partículas de otras

materias extrañas.

B) Artículos de desecho Aluminio puro, esencialmente Industria química. Aleaciones de soldadura.

Cables de transmisión,

cubiertas.

Almas de acero, grapas,

tornillos, etc.

Ollas y cacerolas.

Carrocerías de coches.

Mangos, asas, chavetas, etc.

de otros metales y de

plásticos.

Chapas y envases. Forros de plástico, papel,

pintura, láminas de plomo y

hojalata, etc.

Aleaciones para laminación,

esencialmente.

Armaduras. Aceros laminados.

Fuselaje de aviación, hélices

y alas, demoliciones (a veces

inaprovechables).

Pernos y otras piezas de acero

y de metales extraños,

conductores eléctricos,

pinturas, plásticos y caucho.

Aleaciones para moldeo,

esencialmente.

Moldeo de motores, pistones,

máquinas, etc.

Metales extraños, pinturas,

grasas, etc.

Mixtos Chatarras de mecánica

general.

Cualquier clase de impurezas.

C) Aluminio virgen Lingotes.

Dada esta gran diversidad de materiales, es necesario realizar una serie de actividades

cuya configuración varía dependiendo de la naturaleza de la materia prima (materiales

de aluminio a reciclar) y su calidad, especificaciones de producto final que se desee

obtener, equipos auxiliares disponibles, y diseño del horno de fundición.

4.3. Pretratamiento de las chatarras de aluminio

Las chatarras, en general, y las de aluminio, en particular, exigen como condición

indispensable para llevar a cabo su tratamiento metalúrgico racional, saber de antemano

cuál es la composición química de las mismas. De ese modo, no sólo puede calcularse

con rigor el lecho de fusión, sino que cabe establecer “a priori” el rendimiento teórico

de cada hornada. Hoy en día, casi todas las fábricas de relativa importancia disponen

como mínimo de espectrógrafos de absorción atómica a modo de instrumento auxiliar

de análisis.

De ordinario, los desechos aluminíferos, tanto los de fabricación como los de

envejecimiento, no reúnen el grado de idoneidad necesario para poder fundirlos

directamente, sin antes someterlos a una preparación mecánica, consistente en alguna o

algunas de las operaciones que a continuación se enumeran:

1ª.- Estrío y clasificación de los géneros por dimensiones y calidades.

2ª.- Troceamiento de los más voluminosos y ligeros (tiras, láminas, perfiles, hilos, etc.),

y trituración y molienda de los más duros y compactos (grasos, espumas, etc.).

3ª.- Separación magnética del hierro, y

4ª.- Eliminación de los contaminantes (pintura, caucho, aceites, plásticos, etc.).

El objetivo principal de someter el material de aluminio a un proceso previo de

inspección y clasificación es identificar y separar todo el material de aluminio que no

requiere otro tratamiento previo, sino que se encuentra limpio y puede ser almacenado o

alimentado directamente al horno de fundición. Además de separar otros materiales

como plástico, hierro, acero inoxidable, cinc y latón libres, que se consideran

contaminantes.

La materia prima se inspecciona y clasifica tomando en cuenta su tamaño, cantidad de

impurezas visibles que no se puedan separar manualmente, naturaleza de la materia

prima, y otros aspectos que se consideren convenientes. Éste proceso de inspección y

clasificación se realiza de forma manual, con operarios previamente entrenados.

El Troceamiento de los materiales ligeros se realiza con tijeras y guillotinas, tras

haberlos empacado y comprimido de manera conveniente.

71

Diagrama del proceso típico de clasificación y pretratamiento para segunda

fundición de aluminio

Fuente: EFIG. (1995). Secondary Aluminum Operations. Emision Factor Inventory Group. USA.

Los grasos y las espumas, que contienen del 30 al 50% de aluminio libre, unas veces se

trituran y otras se muelen. Lo primero se efectúa con quebrantadores de impacto; y lo

segundo, con molinos de bolas, en medio acuoso o seco. El principio en que se funda la

concentración es el siguiente: comoquiera que estos residuos están constituidos por un

esqueleto metálico que aprisionan y rellenan óxidos y fundentes, ambos friables y de

escasa resistencia, bastará al efecto con que una acción mecánica adecuada destruya la

parte más vulnerable, sin dañar seriamente la más fuerte. La fracción que queda después

de cribar el producto de la molienda, contiene más del 70% de aluminio libre en

gránulos o concreciones de tamaño variable de 1 a 150 mm. Las tentativas para

enriquecerla tropiezan siempre con el inconveniente que supone el aumento de las

pérdidas.

Por lo general, los desechos que se derivan de los trabajos de mecanización se hallan

contaminados con aceites y emulsiones de corte, al tiempo que suelen incorporárseles

serrines y virutas de hierro y, eventualmente, incluso pequeños trozos de herramientas.

La afinidad del hierro por el aluminio fundido con el que se alea fácilmente y al que ya

no abandona, ni siquiera en la fase de eliminación de las impurezas, obliga a tener que

separarlo antes del tratamiento metalúrgico. La forma más usual de hacerlo es por

medio de aparatos magnéticos, con tal de que los desechos estén desprovistos

virtualmente de humedad y de aceites. De otro modo, la separación del hierro se

entorpece, hasta el punto de que para poder reducir su proporción al 0,1%, es menester

que el agua y los aceites presentes no totalicen tampoco el 0,1%.

En algunos residuos de este tipo, el contenido de agua y aceite se eleva al 25% y el de

hierro libre, al 10%. Para la eliminación de los dos primeros se han ensayado varios

métodos: centrifugación, lavado con disolventes, desecación en tambores abiertos, etc.,

pero sin que, en ningún caso, se llega a resultados concluyentes. El procedimiento más

extendido y a la vez el más práctico, es el de quemar una parte de los aceites en

atmósfera pobre y aprovechar el calor así generado para la destilación de la parte

restante y vaporización simultánea de la totalidad del agua. La operación se hace en

hornos rotatorios. Los gases y vapores, a medida que se desprenden, pasan a una cámara

cerrada, donde a temperaturas superiores a 700º C y con la ayuda de un quemador, se

verifica su combustión completa. El tambor requiere para su precalentamiento la

aportación externa de calor. La temperatura de régimen se controla por dispositivos de

funcionamiento automático, que, a su vez, regulan la alimentación. Un avance técnico

estriba en un aspersor de agua o aceite para rociar la carga antes de que penetre en el

horno y de ese modo mantener constante el nivel térmico de éste. El sistema que acaba

de describirse tiene a su favor, en comparación con los convencionales, entre otras

ventajas, las tres siguientes:

1ª.- El control de la temperatura impide el sobrecalentamiento del horno y, en

consecuencia, obstaculiza la oxidación de la carga.

2ª.- El control de la corriente de aire favorece la destilación de los aceites y la

vaporización del agua, a la par que evita las subidas anormales de la temperatura al

moderar la combustión de las materias volátiles; y

3ª.- Los efluentes gaseosos no implican peligro de contaminación atmosférica.

Los secadores de llama sirven asimismo para que las chapas viejas de aluminio y los

recortes de fabricación similares, puedan despojarse de la capa de papel o pintura

plástica con que frecuentemente se recubren. El tratamiento previo de las chatarras en

73

estos aparatos da un producto que, al fundirlo, apenas emite humos y con el que se

consiguen recuperaciones metalúrgicas muy altas.

Los desechos de envejecimiento, cuyo grado de contaminación por otros metales o

materias no metalíferas, es siempre mayor que el de los residuos fabriles, a menudo

forman conjuntos abigarrados en cuya composición intervienen aleaciones muy

diversas. Sucede esto con las chatarras procedentes del desguace de buques, aviones y

automóviles, las cuales exigen por lo general una clasificación muy cuidadosa. Los

grandes molinos de martillos, capaces de romper chapas de 3 mm de espesor o piezas

moldeadas de 10 mm de grueso, han hecho posible la mecanización de esta clase de

operaciones, en las que, dicho sea de paso, los contaminantes más usuales (pinturas,

plásticos, vidriados, etc.) se reducen a partículas muy finas que luego se separan por

simple tamización.

Dos caminos pueden seguirse para la concentración o diferenciación del material

triturado: la separación magnética y los medios densos. La primera, que se realiza

corrientemente en aparatos de tambor rotativo, resulta efectiva cuando el hierro es el

único contaminante; pero si no acaece de tal suerte, por la presencia a la vez de otros

metales (cobre, zinc, acero inoxidable o magnesio) deberá recurrirse a los medios

densos.

Tanto el molino de martillos como los medios densos son de instalación costosa, por lo

que sólo se justifica su empleo en el caso de unidades fabriles de grandes dimensiones.

La exudación es un proceso pirometalúrgico que también se utiliza para recuperar el

aluminio de la chatarra con alto contenido de hierro. Son materias primas para este

proceso la chatarra, piezas de fundición y escoria de aluminio con alta proporción de

hierro. La separación se produce al fundirse el aluminio y otros constituyentes de bajo

punto de fusión, con lo cual escurren por la solera y pasan por una rejilla a moldes

refrigerados por aire, cubos de recogida o pozos de retención. Los materiales con punto

de fusión más alto, como el hierro, latón y productos de la oxidación formados durante

el proceso de exudación, se extraen periódicamente del horno mediante sangrado.

4.4. Fundición de aluminio secundario

La fusión o fundición es un proceso físico que consiste en el cambio de estado de la

materia del estado sólido al estado líquido por la acción del calor. Cuando se calienta un

sólido, se transfiere calor a los átomos que vibran con más rapidez a medida que gana

energía.

Todo el material pre-tratado se somete a un proceso de fundición y refinado,

seleccionado a partir de la naturaleza del material a procesar. Debiendo ser presidida por

dos condicionamientos fundamentales:

1º.- La preparación esmerada de las cargas, de la que depende en gran parte la

productividad, la eficacia de los medios técnicos, la minimización de las pérdidas de

metal en el proceso y la calidad del producto.

2º.- La extracción completa y compleja de todos los componentes valorables que

contengan las chatarras; lo que solamente puede lograrse cuando el producto final se

asemeja al inicial del que, por envejecimiento o elaboración, aquéllas se hubiesen

derivado. Consecuentemente, los latones de retorno se transformarán en nuevos latones;

los bronces viejos de aluminio, en bronces de composición similar; y los desechos de

acumuladores de plomo, en aleaciones de plomo y antimonio.

En cuanto a la metalurgia secundaria del aluminio, los problemas que le atañen radican

esencialmente en la contaminación superficial de las chatarras, al punto de que cuando

éstas se encuentran en trocitos muy pequeños o llevan adheridas grasas, aceites o

pinturas, su tratamiento exige el uso de técnicas especiales.

Por otra parte, el aluminio expuesto a la acción del aire se recubre siempre de una

película protectora de óxidos. Si el material está finamente dividido, el óxido presente

por unidad de peso aumenta en función del “ratio” superficie/volumen. Aún cuando a la

temperatura ambiente el espesor de esta cutícula o membrana es sólo de 10-5

mm, su

tamaño se hace diez veces mayor si el metal se calienta en contacto con el aire o

reacciona con la humedad atmosférica. En tales casos, su tenacidad llega a ser tan

grande que cabe fundir las partículas de aluminio sin que su propio caparazón de óxidos

se rompa y aquellas se junten y se suelten.

El lecho de óxidos que sobrenada la superficie de los baños metalúrgicos, contiene, en

condiciones desfavorables, gotitas muy finas de aluminio que, al calentarse y oxidarse

rápidamente, provocan pérdidas de metal y subidas anormales de temperatura. El calor

que así se genera, determina, a su vez, cambios es la naturaleza de los óxidos, cuyo peso

específico, primeramente inferior al del baño, termina siendo superior al de éste.

Las inclusiones perjudiciales que a menudo menoscaban la calidad del aluminio de

segunda fusión, obedecen de ordinario al fenómeno que acaba de describirse.

Otro de los factores que influye negativamente en las propiedades mecánicas de las

aleaciones secundarias de este metal, es la formación de nitruros y carburos a causa de

la reactividad que posee el aluminio a altas temperaturas frente al nitrógeno y el

carbono.

En otro orden de cosas, es de resaltar igualmente que la gran afinidad del aluminio por

el oxígeno incluso a temperaturas elevadas, hace de suyo impracticables tanto la fusión

reductora de sus chatarras, como la refinación de sus aleaciones por agentes oxidantes.

Por todo ello, las técnicas de segunda fusión responden a las consideraciones que

siguen:

75

1º.- Mínimos contactos posibles de la llama con la carga activa durante el proceso de

fusión.

2º.- Empleo, con este objeto, de fundentes apropiados que sirvan además para la

retención de los óxidos que se formen; y

3º.- Agitación del baño para favorecer los contactos y las uniones de unos glóbulos de

metal con otros.

Los fundentes, por su parte, deberán cumplir las siguientes condiciones:

1ª.- Punto de fusión ligeramente superior al del metal.

2ª.- Densidad inferior a la de éste.

3ª.- Viscosidad baja.

4ª.- Tensión superficial también baja; y

5ª.- Costo no muy alto.

Entre los más corrientes figuran los cloruros de calcio, sodio, potasio, magnesio,

manganeso y zinc; el fluoruro sódico, la carnalita y la criolita. El más fusible es la

carnalita (487º C); el más volátil, el cloruro de zinc; y los más refractarios (punto de

fusión alrededor de 990º C) la criolita y el fluoruro sódico.

Dos mezclas de uso frecuente, una para fusión y otra para el afino, son las que a

continuación se indican:

Fusión Afino

Cloruro sódico …………... 50% 53%

Cloruro potásico ………... 50% 37%

Criolita …………………... ─ 10%

La idea de que la criolita disolvía a la alúmina, ha sido abandonada. No existen

diferencias apreciables, en cuanto a comportamiento, entre las mezclas de cloruros y de

fluoruros. Sin embargo, estos últimos disminuyen la tensión superficial de la capa

aislante, lo que propicia la retención de los óxidos, a juzgar por las investigaciones

realizadas en torno al mecanismo de actuación de los fundentes. Es decir, los cloruros

son muy importantes en la recuperación de aluminio ya que evitan la oxidación del

metal, sin embargo su influencia en la coalescencia de las gotas de aluminio es mínima.

Los fluoruros son muy eficientes para mejorar la coalescencia debido a que tienen la

capacidad de disminuir la viscosidad de la mezcla de sales fundida. Este hecho permite

que las gotas de aluminio se muevan con mayor facilidad, consecuentemente existen

mejores condiciones para que las mismas se unan al baño del metal fundido.

Adicionalmente, estas sales presentan la capacidad para solubilizar los óxidos, por lo

que concentraciones relativamente altas permiten mayor disolución de la capa

superficial de óxido. De esta forma, se concluye que las adiciones de sales de flúor se

generan un ataque a las capas de óxido formadas y una disminución de la viscosidad de

la mezcla de sales fundidas, lo cual permite un aumento de la recuperación de aluminio

metálico.

Asimismo, las sales alcalinas de flúor actúan como surfactantes, es decir, se encargan de

disminuir la tensión interfacial entre el aluminio líquido y las sales fundidas. En general,

las adiciones de sales de flúor se realizan hasta una concentración de 10% molar en la

mezcla de sales fundentes. Se realizó una comparación de la influencia de distintos

fluoruros, y se determinó que la efectividad de cada una sigue el siguiente orden

creciente, Na3AlF6 < LiF < CaF2 < MgF2 < NaF < KF. Sin embargo, el NaF se vuelve

más efectivo que el KF para concentraciones mayores que 10% molar. Sin embargo, la

adición de fluoruros no siempre es beneficiosa, puesto que estas sales presentan puntos

de fusión superiores a 950º C, lo cual ocasiona que la mezcla de sales fundida se vuelva

más densa, lo cual limita su uso en este tipo de procesos.

La elección de los tipos de fundentes a utilizar depende del tipo de materia prima y del

horno, así como, la cantidad de fundente usado durante el proceso de fundición obedece

a las características (impurezas) de la materia prima y al tipo de horno empleado, siendo

su función múltiple:

a.- permite la transferencia de calor al metal y contribuye a aislar el metal de la

atmósfera. Para que se pueda producir es necesario que en el horno se alcance una

temperatura suficiente para fundir la sal y que sobrenade sobre el metal.

b.- tienen la misión de dispersar mecánicamente los óxidos y sustancias metálicas o no

metálicas sólidas presentes en el horno.

c.- algunos fundentes pueden reaccionar químicamente con los óxidos de aluminio,

disolviéndolos.

Por otra parte, cuando se usan mezclas de sales como fundente para cubrir el material

fundido y prevenir la oxidación, incrementar el rendimiento y aumentar la eficacia

térmica, se generan escorias salinas como residuo. Dependiendo de la mezcla de

materia prima y del tipo de horno utilizado, la cantidad de escorias salinas producidas

por tonelada de aluminio secundario es muy variable, dependiendo de la pureza de la

materia prima y de la cantidad de sales fundentes necesaria.

La fusión de las chatarras y elementos aleantes se realiza por lo general a temperaturas

de unos 850º c, superior en unos 50º C al punto de licuación de las mezclas de sales a

77

base de cloruro sódico. Excepcionalmente, para la producción de aleaciones más duras

se llega a incluso se sobrepasan, los 1.000º C.

La fusión del aluminio es un proceso que se realiza mediante la adición de energía

usando hornos de diferentes características, los cuales pueden dividirse en varias

categorías o grupos con arreglo a los criterios que se adopten para su clasificación:

sistema de caldeo (por llama o eléctrico); disposición de la piquera (rotativo o

estacionario); tipo de hornera, pila o azafate (reverbero, cuba, crisol, etc.).

Hornos considerados como Mejores Técnicas Disponibles para producción de

aluminio secundario

Horno Recogida de

Gas Ventajas Desventajas Comentarios

Horno de

reverbero. Semicerrada.

Gran capacidad

de metal.

Baja eficacia,

material de

alimentación

limitado.

Uso de sistema

de carga

cerrado (carro

de carga).

Horno de

reverbero con

pozo lateral /

pozo de carga.

Semicerrada.

El pozo de carga

permite una

recuperación

eficaz del

material. Gran

rango de

material de

alimentación.

Baja eficacia

térmica.

Uso de sistema

de carga

cerrado (carro

de carga).

Horno

rotatorio. Semicerrada.

No hay

restricciones de

material. Buena

eficacia térmica.

Uso

relativamente

alto de escoria

salina.

Extracción de

vapores

focalizada.

Horno

rotatorio

Basculante.

Semicerrada.

Eficaz para

material de baja

calidad,

incluidas

escorias

superficiales.

Buena eficacia

térmica.

Capacidad de

metal limitada.

Mínimo uso de

fundente salino

en

comparación

con el horno

rotatorio fijo.

Horno de

inducción.

Abierta, con

campana.

No hay gases de

combustión.

Limitación de

capacidad de

metal y de

material de

alimentación.

Útil para

cargas

pequeñas de

metal limpio.

Horno de cuba

(Meltower) Semicerrada.

Precalentamiento

de la carga.

Para metal

limpio.

Fuente: BREF Metalurgia no férrea II, 2005.

1.- Horno de Reverbero

De empleo general tanto en la metalurgia del aluminio como en la mayoría de las

restantes metalurgias no férreas de segunda fusión. Sencillo, eficiente y robusto.

El nombre reverbero deriva de la consideración de que reverbera de calor (irradia) desde

el techo y las paredes del horno en el baño de metal fundido. El modo de transferencia

de calor principal es a través de la radiación de las paredes de ladrillo refractario para el

aluminio, pero la transferencia de calor por convección también proporciona un

calentamiento adicional del quemador al aluminio. En términos generales son hornos de

estructura cúbica en el que se alimenta por la parte superior el material de aluminio a

reciclar, de manera que con las corrientes convectivas que se generan en el interior del

horno, el material llega al fondo del horno prácticamente sinterizado. Los residuos

generados corresponden a escorias y polvos de filtro de mangas.

Estos hornos son de poca altura y gran longitud. En uno de los extremos se encuentra el

hogar donde se quema el combustible, y en el extremo opuesto la chimenea. Las llamas

y productos de la combustión atraviesan el horno y son dirigidos, por la bóveda de

forma adecuada hacia la solera del horno, donde está situada la carga del metal que se

desea fundir. Esta carga se calienta, no solo por su contacto con las llamas y gases

calientes sino también por el calor de radiación de la bóveda del horno de reverbero.

La superficie de la solera en estos hornos de reverbero es aproximadamente tres veces

mayor que la de la parrilla y su capacidad es muy variable y oscila entre 7 a 100 Tm.

Caldeo por combustibles sólidos, líquidos y gaseosos. Los más adecuados el gas natural

y el gas de gasógeno.

Las unidades de gran tamaño van provistas de instrumentos automáticos de control que

aseguran la regularidad de la marcha (temperatura y presión en la cámara, temperatura y

composición de los gases de salida, etc.); y mecanización de las operaciones en la

medida necesaria.

Existen hornos de reverbero de solera circular y bóveda desmontable, que se distinguen

por su buen rendimiento, fácil limpieza y rápida carga.

Los hornos de reverbero típicos de aluminio presentan una eficiencia energética

(relación de la cantidad de calor absorbido por la materia prima a la cantidad de calor

del combustible total consumido) del 15% al 39%, que puede ser aumentada (15%) por

recuperación. Las principales ventajas proporcionadas por hornos de fusión reverbero,

son la tasa de volumen de procesamiento, y los bajos costos de operación y

mantenimiento. Su principal inconveniente estriba en el contacto de los gases de

combustión con el baño; presentando, además, las desventajas de altas tasas de

oxidación de metal, baja eficiencia y requerimientos de grandes espacios.

79

Una variante muy generalizada es el horno de dos cámaras, de 15 a 30 Tm de capacidad.

En la primera, se funden las chatarras; y en la segunda o “receptora”, se rectifica la

composición de las aleaciones.

Las ventajas que ofrece el horno de dos cámaras, respecto del de una sola, son las

siguientes:

a.- Acortamiento del tiempo durante el cual el aluminio fundido está en contacto con

piezas o herramientas de hierro, lo que reduce el contenido de éste en las aleaciones.

b.- Mejora de la productividad por trabajador en el 20 – 25%.

c.- Supresión de elementos mecánicos auxiliares y disminución de las pérdidas de metal

en el lingotaje o moldeo.

d.- Parámetros representativos:

• Rendimiento ……………… 90 – 93%

• Producción ……………….. 3,5 – 4 Tm/día por m2 de solera

• Consumo de combustible … 150 – 200 kg/Tm de metal

• Consumo de fundentes …… < 300 kg/Tm de metal

2.- Horno Rotativo de Tambor

De uso muy extendido actualmente. Consiste en un tambor de acero guarnecido

interiormente con ladrillos refractarios, que descansa en sus dos extremidades sobre dos

pares de rodillos. Puerta de carga y agujero de colada, en una de las dos paredes

frontales; quemador y salida de gases, en la otra. Aventaja con mucho a los hornos

estacionarios en orden a eficiencia técnica, ya que además de calentarse la carga por el

contacto de las llamas y gases y por la radiación de la bóveda caliente, se calienta

también por el contacto directo con la parte superior del horno, que al girar queda bajo

la carga. Con esto se consigue un notable acortamiento del tiempo de fusión, pues se

logra evitar el efecto aislante de la capa de escorias, que flota sobre el baño, que en los

hornos de reverbero ordinarios dificulta el calentamiento de la masa del metal.

Caldeo por combustibles líquidos y gaseosos o polvo de coque. Se pueden producir

pequeñas explosiones en el interior debido a la presencia de aceites, etc.

El rendimiento metalúrgico en estos hornos alcanza con ciertas chatarras valores que se

aproximan al 96%.

Desde el punto de vista tecnológico, hay que anotarle en su haber otros méritos:

calentamiento muy rápido y, en la fase ociosa, consumos energéticos muy pequeños,

protección inmediata de las cargas por el baño metálico y los fundentes, lo que evita la

oxidación del metal y las pérdidas físicas consiguientes; versatilidad de marcha,

adaptable a muy diversos géneros de desecho (virutas, espumas, grasos, recortes,

limaduras, etc.); y, finalmente, posibilidad de borbotar gases a través del metal fundido,

sin necesidad de un trasiego previo.

En hornos de gran dimensión y bien equipados, la carga requiere un tiempo variable de

1 a 5 minutos por Tm; la fusión, de 1 a 2 horas, siempre que no entrañe demasiadas

dificultades; y la colada y evacuación de escorias no más de 15 – 20 minutos.

Los residuos generados son escorias salinas y polvos de filtro de mangas. Dependiendo

del tipo de horno rotativo utilizado y el tipo de chatarra que se funde, hasta 500 kg de

escoria salina pueden ser generadas, en la producción de una tonelada de aluminio

metálico secundario.

Las desventajas de este tipo de hornos son la alta demanda de energía, porque además

del metal, las sales de fundición también tienen que ser fundidas, adicionando costes por

el tratamiento de la escoria salina.

3.- Hornos de Crisol

El proceso de fundir los metales en crisol es uno de los más antiguos y sencillos. Se

emplea todavía mucho en la fundiciones modernas, y probablemente se seguirá usando

porque el costo inicial es barato y el metal se funde fuera del contacto con el

combustible, y por tanto, no se altera su composición por efecto de los gases producidos

en la combustión.

Los crisoles son recipientes de arcilla mezclada con grafito y otras substancias,

provistos de tapa para cierre hermético, que una vez cargados y cerrados se caldean en

los denominados hornos de crisoles, utilizando como combustible carbón o, más

modernamente, gasoil.

Los hornos de crisoles clásicos eran de tipo de foso, y se colocaban en ellos los crisoles

rodeados de carbón, a una distancia mínima de 10 cm de las paredes del horno. Pero los

hornos de crisoles más modernos se construyen para el caldeo de un solo crisol, cuya

parte superior sobresale del horno. Si los hornos son fijos se extrae el caldo con cuchara,

pero también se construyen hornos de crisol basculantes, cuya estructura total puede

inclinarse alrededor de un eje horizontal para efectuar la colada sin tener que recurrir a

la extracción del caldo del crisol mediante cucharas introducidas en él. El horno de

crisol basculante no es más que una carcasa de acero suave revestida con materiales

refractarios, en forma de ladrillos o apisonados. Suelen ser cilíndricos.

En estos tipos de hornos se calienta primero el crisol vacío, al principio suavemente,

con la menor llama posible que puedan dar los quemadores durante los primeros 10

min. Después se aumenta por etapas la velocidad de calentamiento hasta, que el crisol se

ponga al rojo, en cuyo momento se le carga y se pone el quemador al máximo. El

tiempo necesario para llevar los crisoles al rojo debe ser de, aproximadamente 45 min

81

para capacidades de hasta 225 Kg. de aluminio y de 75 minutos para 450 Kg. de

aluminio.

Los hornos de crisol no se justifican para cantidades elevadas de producción. Los

motivos principales son el alto consumo de energía y la operación manual.

4.- Hornos de Solera Inclinada

Una de las tareas más laboriosas que comprende la preparación de cargas, es sin duda la

separación de los fragmentos y los detritos de materiales férreos que ocasionalmente

acompañan a las chatarras de aluminio. Con el horno de solera inclinada se pretende

suprimir o simplificar la operación. El funcionamiento del aparato se basa en la

diferencia entre las temperaturas de fusión del aluminio (660º C) y el hierro (1.580º C);

el aluminio corre por la solera inclinada hacia el receptor del metal, en tanto que los

trozos y menudos de hierro quedan aprisionados en un enrejado cerámico.

Inconvenientes: consumo elevado de combustible, mal rendimiento y pérdidas de metal

muy grandes, a menudo del 20%.

5.- Hornos de Baño Externo

Para la fusión de virutas y limaduras de aluminio, se utilizan hornos que llevan adosado

un baño exterior y que comúnmente se les designa con el nombre de “hornos de baño

abierto”. Su diseño no difiere del de los hornos corrientes de reverbero nada más que en

la cuba externa. Esta y el azafate del horno propiamente dicho, están interconectados

por dos canales, provistos de sendas compuertas. El fuego lo recibe solamente la cámara

cerrada y cubierta. En ella, se verifica la carga inicial, que, una vez fundida, bajo un

lecho protector de sales, se distribuye entre los dos compartimentos. Llenos ambos

parcialmente, se prosigue la carga en la cuna exterior abierta, donde se funde a expensas

del calor que aporta el metal líquido en su movimiento de circulación forzada de uno a

otro recipiente.

La ventaja principal de los aparatos de esta clase consiste en las pérdidas pequeñas de

metal que se siguen por oxidación. Efectivamente, es así porque, en la cámara cerrada,

el baño metálico, cuyo nivel permanece constante, se sustrae en todo momento a la

acción directa de las llamas, mediante el manto protector, al tiempo que, en la cámara

abierta, queda fuera del alcance de los gases del horno. En contraposición, el

rendimiento térmico es comparativamente bajo debido a la gran disipación de calor en

la cámara abierta.

6.- Hornos Eléctricos

Los hornos eléctricos tienen grandes ventajas para la fusión de los metales pueden

obtenerse temperaturas muy elevadas hasta de 3.500ºC en algunos tipos de hornos

eléctricos, puede controlarse la velocidad de elevación de temperatura, y mantener esta

entre límites muy precisos, con regulaciones completamente automáticas, la carga queda

por completo libre de contaminación del gas combustible, puede controlarse

perfectamente la atmósfera en contacto con la masa fundida, haciéndola oxidante o

reductora a voluntad, e incluso en algún tipo de horno puede operarse en vacío además

tienen mayor duración los revestimientos que en los demás tipos de hornos, se instalan

en espacios reducidos y su operación se realiza con mayor higiene que la de los hornos

otros tipos.

El horno eléctrico más explotado para fundir aleaciones no ferrosas es el horno de

inducción, puesto que es una nueva forma de mejorar los resultados en las fundiciones,

y su utilización es más frecuente en estos últimos años. Son de dos tipos: de canal y de

crisol.

Se utilizan preferentemente para la fusión de virutas, recortes, mazarotas, rebabas y

otros muchos desperdicios de aluminio, siempre que estén exentos de hierro.

El horno de núcleo o de canal, de baja frecuencia (50 – 60 Hz), esta constituido

básicamente por:

- Un inductor compuesto por un núcleo magnético cerrado, una bobina primaria y un

anillo secundario de metal fundido que llena un canal de material refractario.

- Un cuerpo de horno situado encima o a un lado del inductor cuya capacidad de metal

es netamente superior a la del canal.

El principio de funcionamiento es el mismo de los transformadores eléctricos: el paso

por el primario de una corriente alterna de frecuencia normal produce un campo

magnético, también alternativo, que se canaliza por el núcleo de chapa magnética y da

lugar a una corriente inducida en la espira única de metal fundido. Dicha corriente

eléctrica inducida se transforma en calor por efecto Joule, elevando consiguientemente

su temperatura. Lo que quiere decir que para iniciar el funcionamiento de un horno de

inducción de baja frecuencia debe emplearse un poco de metal fundido, de modo que

forme el secundario.

Los hornos de crisol no requieren núcleo ni canal con metal fundido, siendo la bobina

primaria tubular, refrigerada y enrollada alrededor del crisol, a través de la cual pasa la

corriente que genera el campo magnético, lo que calienta el crisol y funde el metal en su

interior. Generalmente son de media o alta frecuencia y el equipo eléctrico requiere de

un motor generador de alta frecuencia, además de un equipo de condensadores para

regular la corriente, junto con un transformador para reducir el voltaje.

Los hornos de baja frecuencia normalmente son de gran capacidad, de unas 6 a 60 Tm.

Con potencias de 1.000 a 17.000 kw.

83

Los hornos de media frecuencia varían desde pocos kilogramos (Ej. 2 Kg.) a 10.000

Kg., con frecuencias entre 200 Hz a 10.000 Hz, y potencias desde unos pocos kw (Ej. 3

kw) a 3.000 kw o más.

En relación con los hornos de llama, los hornos de inducción ofrecen, entre otras

particularidades de signo positivo, las siguientes:

- Mayor recuperación: (2 – 4% superior a la de los hornos convencionales).

- Mejor calidad del producto, lo mismo en composición que en homogeneidad.

- Mejora considerable de las condiciones de trabajo.

- Contaminación mínima del medio.

La necesidad de apartar previamente los detritos y menudos de hierro, así como el

mayor consumo específico de energía eléctrica, constituyen, por otro lado, los dos

puntos débiles de los aparatos de inducción. No obstante, el horno de canales que

propende a obturarse cuando las cargas son ricas en óxidos de aluminio, consume el

20% menos de energía que el de crisol.

7.- Horno de cuba

En un horno de cuba a combustible, gracias a la geometría exclusiva de la cuba y a la

tecnología de quemadores especialmente adaptada, las fases de precalentamiento,

fundición y licuefacción se combinan en la cuba de fundición. La materia prima se

introduce en frío en la parte superior de la cuba y, a medida que desciende por la misma,

se calienta. A los gases de combustión ascendentes del proceso de fundición en la mesa

de fusión se les extrae calor, por lo que el horno de cuba trabaja en lo que se refiere a

técnica calorífica con un principio favorable de contracorriente. La transferencia de

calor se lleva a cabo por convección, lo que garantiza el intercambio calorífico a partir

de temperaturas bajas. Al llegar a la mesa de fusión al pie de la cuba, el material se

habrá calentado y el proceso de fusión podrá llevarse a cabo de forma rápida. El tiempo

de permanencia del metal en la zona de alta temperatura resulta mínimo gracias a la

utilización reducida de gases de combustión, lo que favorece la reducción de la merma.

No hay peligro de explosiones por material húmedo. El metal fundido pasa libre de

turbulencias y con pocas escorias desde la mesa de fusión al baño de mantenimiento, en

donde se conserva caliente a la temperatura de colada exacta escogida. En instalaciones

de mayor volumen, generalmente se realiza la extracción de metal por medio del

dispositivo de vuelco hidráulico del horno; en el caso de unidades menores, se realiza

con una válvula de extracción de colada.

El concepto de doble cámara con una mesa de fusión y un baño de mantenimiento

separado produce una alta calidad del metal extraído. La colada sólo muestra una

concentración mínima de impurezas insolubles y/o suspendidas y el contenido de

hidrógeno se encuentra por debajo del equilibrio de solución.

Aplicado para fusión de retornos y lingotes de aluminio en Plantas que demandan una

producción regular de metal líquido en el punto de consumo.

4.5. Refino y moldeo

El metal puede sangrarse desde el horno de fusión, donde se realizan adiciones de

elementos de aleación, bien directamente a un sistema de moldeo, bien a través de un

sistema de transferencia a un horno de retención (donde pueden hacerse otras adiciones

de elementos de aleación). El metal es luego refinado en el horno de retención o en un

reactor en línea, para eliminar los gases y otros metales, generalmente del mismo modo

que el aluminio primario.

Existen varios procedimientos de refinación de las aleaciones segundarias, aunque no

todos hayan recibido hasta ahora la sanción de la práctica industrial. He aquí la sucinta

relación de algunos de ellos, considerando, en líneas generales, que sus fundamentos

son los mismos que los de la metalurgia primaria del aluminio:

- Gaseación del metal fundido por cloro o nitrógeno.

- Tratamiento con reactivos enérgicos.

- Eliminación del hierro por el magnesio.

- Electrolisis de tres lechos.

- Destilación del zinc y parcialmente del magnesio.

- Licuación y filtración subsiguiente.

Por este último método, de empleo muy general en determinados países, se separan las

inclusiones no metálicas que retiene el aluminio fundido, mediante su filtración a través

de tejidos de vidrio.

El cloro (asociado a veces con el nitrógeno), el anhídrido carbónico y el monóxido de

carbono, se utilizan a menudo para eliminar las impurezas no metálicas y el hidrógeno

disuelto. Ciertas fábricas se sirven también al efecto del exacloratoetano.

La destilación completa del zinc y parcialmente la del magnesio, a temperatura de 900º

C y en vacío atmosférico, se practica de manera habitual en varias fundiciones. Los

vapores se recogen en condensadores corrientes. Cada operación dura de 2 a 6 horas,

según el contenido inicial de zinc. El consumo de energía oscila alrededor de los 200

kwh por Tm de aleación.

85

El magnesio puede estar presente en el aluminio secundario y es posible que deba

reducirse. El tratamiento del aluminio fundido con mezclas de cloro gas se utiliza para

eliminar el magnesio, aunque también se usa fluoruro de aluminio y sodio y fluoruro de

aluminio y potasio. Este último compuesto es un subproducto de algunas aleaciones

maestras.

Las mezclas de fluoruros, singularmente la criolita, permiten reducir el contenido de

magnesio de las aleaciones al 0,1%.

De igual forma, para lograr bajar la concentración de magnesio y otros elementos

dañinos para el aluminio, se necesita trabajar a temperaturas altas y utilizar las pastillas

de cloro. Al estar trabajando en el horno en el punto de fusión del aluminio (660ºC) y

elevar la temperatura a 800ºC, el magnesio se va evaporando, además si se le adiciona

al baño pastillas de cloro se forma una sal denominada cloruro de magnesio la cual hace

que este reaccione y siga bajando su concentración. Se conoce que para una tonelada de

chatarra de aluminio se requiere medio kilo (0,5 Kg) de pastillas de cloro.

La reacción química que ocasiona estas pastillas de cloro es la siguiente:

Mg + Cl2 → MgCl2

Las pastillas de cloro también puede eliminar otros elementos dañinos para el aluminio

como el sodio, calcio y litio, los cuales van a la escoria la cual debe ser desechada por el

operario. También eliminan el hidrógeno del baño, el cual causa porosidades en el metal

solidificado. Las reacciones químicas que ocasionan esto son las siguientes:

H2 + Cl2 → 2HCl

Li + Cl → LiCl

2Na + Cl2 → 2NaCl

Si se quiere obtener un aluminio muy puro, como hemos visto en la metalurgia

primaria, se efectúa el refino electrolítico en cubas especiales, utilizando como ánodo un

fundido de la aleación a refinar, como electrolito un fundido de sales halogenadas de

aluminio y metales alcalinos y alcalino-férreos, y como cátodo un fundido de aluminio

refinado.

La manera más económica que existe para bajar las concentraciones del resto de las

aleaciones como cobre, manganeso, silicio, magnesio, zinc e hierro entre otros, es

seleccionar adecuadamente la carga metalúrgica con el fin de lograr obtener una mezcla

ideal.

Es importante tener en cuenta que dentro del proceso de fusión en el horno, este también

va eliminando escorias (todo tipo de elementos indeseados).

Familias y compuestos presentes en la escoria salina del procesamiento de aluminio

secundario

Familias Compuestos Presentes

Metales libres Al, Fe, Si, Cu, etc.

Óxidos metálicos Al2O3, Na2O, K2O, SiO2, MgO

Otros derivados NaAl, C3Al4, Al2S3, Si3P4

Fundentes NaCl, KCl, MgCl2, NaF, AlCl3, CaCl2, CuCl2, ZnCl2

Otras sales Na2SO4, Na2S, criolita

Otros elementos C

Sustancias extrañas Normalmente se incorporan una vez que la escoria ha salido

del horno. Fuente: Gil, A. (2006). Ingeniería Química, 142-158. España..

En cuanto al proceso de colada, los lingotes grandes, palanquillas y planchones se

moldean del mismo modo que el aluminio primario, y también puede producirse una

gama de lingotes más pequeños (por ejemplo, para suministrar a la industria del

moldeo) en gran variedad de aleaciones según la aplicación final. También es posible

transportar aluminio fundido por carretera, en contenedores especiales aislados

térmicamente, a sus usuarios finales.

Antonio Ros Moreno

rosegea@ono.com

87

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2015

ANTONIO ROS MORENO Metalurgia I 29/09/2015