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.

1. 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

3. 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

5. 1
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

7. 3
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.

8. 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

9. 5
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.

10. 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

11. 7
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.

13. 9
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.

14. 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.

15. 11
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

16. 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.

17. 13
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.

18. 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

19. 15
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.

20. 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 m2
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.

21. 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.

22. 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 m2
/gr 40 m2
/gr

23. 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.

24. 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

25. 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

26. 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

27. 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).

28. 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.

29. 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

30. 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.

31. 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

32. 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.

33. 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 =

34. 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.

35. 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

36. 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.

37. 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

38. 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.

39. 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.

40. 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:

41. 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

42. 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.

43. 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.

44. 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)

45. 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

46. 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

47. 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).