ES2304095B2 - Metodo para el tratamiento de lodos anodicos. - Google Patents

Metodo para el tratamiento de lodos anodicos. Download PDF

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Abstract

La invención se refiere a un método hidrometalúrgico para separar metales preciosos de lodos anódicos obtenidos en la electrolisis del cobre. De acuerdo con el método, lodos de cobre anódicos se separan por lixiviación atmosférica; calcinado en dos etapas para separar selenio y sulfatar plata; la plata sulfatada se separa a su vez por lixiviación en una solución acuosa neutra, de la que puede separarse por reducción o extracción.

Description

Método para el tratamiento de lodos anódicos.
La invención se refiere a un método hidrometalúrgico según el preámbulo de la reivindicación independiente para tratar lodos anódicos obtenidos a partir de la electrólisis de cobre.
En la electrólisis de cobre, los componentes no solubles de los ánodos se depositan como lodos anódicos en el fondo del tanque electrolítico, desde donde se recuperan cuando se sustituyen los ánodos. Además de cobre y níquel, los lodos anódicos también contienen metales más preciosos que el cobre, tales como teluro, selenio, oro, plata y metales del platino, y como impurezas arsénico, azufre, antimonio, bismuto y plomo. Los metales preciosos y las impurezas se separan en el tratamiento de los lodos anódicos.
En procedimientos de tratamiento de lodos anódicos conocidos, en primer lugar normalmente se retiran el cobre y el níquel de los lodos, luego la plata, en los que después se separan el oro y los metales de platino por separado. El selenio se separa generalmente después del cobre y el níquel.
La separación de cobre y níquel puede basarse en la lixiviación a alta presión y temperatura en presencia de ácido sulfúrico y oxígeno, en cuyo caso se disuelven el cobre, níquel y teluro. Cuando se aplica la fusión de Doré en la separación de metales preciosos, es importante que se separe una parte máxima del cobre de los lodos anódicos antes de la etapa de Doré.
El selenio puede eliminarse por calcinación del lodo obtenido en la filtración tras la retirada del cobre a la temperatura de 435-450ºC. En la mayor parte de plantas de refinado de cobre, la separación de los metales preciosos que quedan en el lodo se basa en la fusión de Doré pirometalúrgica. La fusión de Doré es un proceso de múltiples etapas, normalmente que incluye las siguientes etapas: fusión de los lodos anódicos refinados a partir del cobre, reducción del lodo, retirada del lodo primario, oxidación de la mata de Doré, retirada del lodo secundario y colada de ánodos. En cuanto a la aplicación del método de Doré a escala industrial, se establecen restricciones por regulaciones medioambientales y de seguridad que se vuelven más estrictas constantemente. Entre las debilidades del método, puede señalarse por ejemplo que tiene varias etapas, es largo y caro y que en el procedimiento, se crean residuos, polvo y gases perjudiciales, que son difíciles de tratar adicionalmente. Los problemas se producen especialmente por la escoria creada en el proceso de fusión, escoria en la que se elimina gran parte de las impurezas de los lodos anódicos.
Para sustituir el método de Doré, se han desarrollado varios métodos hidrometalúrgicos en los que se lixivian metales preciosos en disoluciones acuosas o ácidas para separarlos. El fin de dichos procedimientos es reducir los efectos perjudiciales de un procedimiento pirometalúrgico al entorno, para mejorar la recuperación de metales preciosos y para evitar la recirculación de metales impurezas de nuevo a la fusión de cobre.
Los métodos hidrometalúrgicos conocidos para separar los metales preciosos de los lodos anódicos se basan en el uso de un ácido de nitrógeno, porque la solubilidad de la plata como nitrato es alta. Sin embargo, los procedimientos hidrometalúrgicos basados en el uso de nitratos para tratar lodos anódicos no son compatibles con el resto del procedimiento electrolítico, porque el refinado electrolítico del cobre se lleva a cabo en una disolución de sulfato. Además, el lodo que lleva nitrógeno debe molerse mecánicamente más fino, con el fin de hacer satisfactoria la lixiviación.
A partir de la publicación de Hoffman et al.: Proceedings Copper 95, International Conference Vol. III, 1995, págs. 41-57, se conoce un método para tratar lodos anódicos obtenidos de la electrólisis del cobre. En dicho método, en primer lugar se lixivian el cobre y el teluro del fango en un autoclave a alta presión y temperatura. Tras la lixiviación a presión, el lodo se lixivia adicionalmente en ácido clorhídrico utilizando gas de cloruro o peróxido de hidrógeno como oxidante. Se separa el oro por extracción a partir de la disolución obtenida. Tras separar el oro, se reduce el selenio contenido en la disolución mediante gas de SO_{2}. En esta etapa del procedimiento, se alean los residuos de oro y los metales del platino. El selenio se destila del precipitado que lleva los metales preciosos obtenidos, y el residuo de destilación se devuelve al procedimiento o se trata fuera de la planta. El residuo de lixiviación procedente de cloración en húmedo se trata adicionalmente para recuperar el plomo y la plata contenido en él. Tras la separación de plomo, se lixivia el cloruro de plata del precipitado en una disolución de amoniaco, se vuelve a precipitar como cloruro puro y finalmente se reduce a plata metálica.
En la publicación de Hoffman et al.: Hydrometallurgy 94, 1994, págs. 69-107, se introduce un método para tratar lodos anódicos obtenidos a partir de la electrólisis de cobre. Según dicho método, se separan el cobre y el níquel de los lodos anódicos en un autoclave, a alta presión y temperatura. Luego, se calcina el selenio, y se sulfatan los metales en un horno de calcinación. El sulfato de plata obtenido se convierte en nitrato en un molino de bolas por medio de nitrato de calcio. Finalmente, se separa la plata electrolíticamente.
El objeto de la presente invención es realizar una disposición novedosa, basada en un procedimiento hidrometalúrgico, para tratar lodos anódicos y para separar los metales preciosos y las impurezas contenidas en ellos. Un objeto particular de la invención es mejorar la recuperación de metales preciosos y potenciar la separación de impurezas, así como reducir los gastos de tratamiento de los lodos anódicos y realizar un procedimiento que es más respetuoso con el medioambiente que los procedimientos conocidos.
La invención se caracteriza por lo que se expone en la parte caracterizadora de la reivindicación independiente. Otras realizaciones preferidas de la invención se caracterizan por lo que se expone en el resto de las reivindicaciones.
Se consiguen ventajas notables mediante la disposición según la invención. El nuevo procedimiento hace uso de tales productos químicos, por ejemplo ácido sulfúrico, que se utilizan normalmente en el refino de cobre electrolítico. El uso de ácido sulfúrico en el tratamiento de lodos anódicos permite la recirculación de las disoluciones a electrólisis o a purificación de la disolución electrolítica. Por medio de la invención, se consigue una notable reducción en cuanto a emisiones medioambientales, debido a que se evitan las emisiones de gases perjudiciales liberadas de la fusión de Doré. El retardo del procedimiento total se corta desde 5-6 días hasta 3-4 días. Se reduce la recirculación de plata de nuevo al procedimiento, siendo inferior al 5%. También se mejora la recuperación de oro. Además, un procedimiento hidrometalúrgico según la invención no requiere la molienda del lodo que lleva la plata antes de la etapa de lixiviación de plata.
El método según la invención para tratar lodos anódicos comprende las siguientes etapas: lixiviación atmosférica de los lodos anódicos para separar el cobre y las impurezas; calcinación en dos etapas del lodo para separar el selenio y para sulfatar la plata y algunos otros metales; lixiviación del lodo calcinado en una disolución acuosa neutra para lixiviar el sulfato de plata y separación de la plata de la disolución acuosa. Además, el residuo de lixiviación obtenido a partir de la lixiviación acuosa se trata ventajosamente tal como sigue: el residuo de lixiviación obtenido a partir de la lixiviación acuosa se lixivia en ácido sulfúrico para separar las impurezas; el residuo de lixiviación procedente de la lixiviación en ácido sulfúrico se lixivia en ácido clorhídrico para lixiviar y separar los metales preciosos; se separan el oro y los metales del platino de la disolución de ácido clorhídrico; el residuo de lixiviación procedente de la lixiviación en ácido clorhídrico se trata con ácido sulfúrico para lixiviar la plata residual y se trata la disolución de cloruro.
La invención se describe en más detalle a continuación con referencia al dibujo adjunto.
La figura 1 represente un diagrama del procedimiento del tratamiento hidrometalúrgico de los lodos anódicos según la invención.
El material 10 de partida del método según la invención es una aleación que contiene cobre, metales preciosos y como impurezas otros metales y elementos, tales como selenio. Ventajosamente, el material 10 de partida empleado es lodo anódico obtenido del refinado electrolítico de cobre, y la composición de dicho material de partida puede variar. El contenido de cobre del lodo de partida puede ser superior al 30%. El contenido de plata y selenio de un lodo tal es normalmente de aproximadamente el 10% y su contenido de impurezas (AS, Sb, Bi, Pb, Te, Ni) es del orden de un pequeño porcentaje.
Se separa el cobre del material 10 de partida en lixiviación atmosférica. La lixiviación se lleva a cabo a presión normal a una temperatura elevada, que es de 80-100ºC, preferiblemente de 95-100ºC, en una disolución de ácido sulfúrico y en presencia de oxígeno. La fuente de oxígeno empleada puede ser aire o ventajosamente gas de oxígeno. Cuando se utiliza oxígeno, se alcanza un mejor equilibrio térmico y se crean menos gases que deben expulsarse en el reactor. Debido a que en la disposición según la invención no es necesario retirar todo el cobre antes de la calcinación, pueden aplicarse condiciones suaves en la lixiviación del cobre y la lixiviación no necesita llevarse a cabo en un autoclave. Aparte del cobre, en la lixiviación atmosférica también se disuelven el arsénico, teluro y la mayor parte del cloruro a partir de los lodos anódicos.
Tras la lixiviación, se filtra la disolución y el filtrado 17 se conduce de nuevo a la planta electrolítica. El lodo 11 anódico filtrado que procede de la lixiviación atmosférica todavía contiene cobre, y tras la retirada del cobre, el contenido de cobre puede ser incluso superior al 10%.
Tras la retirada del cobre, el lodo 11 se calcina en un proceso de calcinación en dos etapas, comprendiendo esencialmente la primera etapa la retirada de selenio y comprendiendo esencialmente la segunda etapa la sulfatación de los metales.
En la primera etapa de calcinación, preferiblemente se retira por completo el selenio. Antes de la propia calcinación, el lodo se seca y posteriormente se calienta hasta 450-600ºC y se calcina al aire, de modo que se crea gas 18 de SeO_{2}. En la calcinación para retirar el selenio como óxido de selenio, con el fin de evitar la oxidación, es posible utilizar dióxido de azufre o una mezcla de oxígeno y trióxido de azufre además del aire.
En la segunda etapa de calcinación, y ventajosamente en el horno de calcinación tras la calcinación y retirada del selenio, se sulfata el lodo. La sulfatación se lleva a cabo por medio de un compuesto sulfatante, ventajosamente por medio de ácido sulfúrico concentrado y a una temperatura inferior que en la primera etapa de calcinación. Según una realización de la invención, el producto químico sulfatante empleado era una mezcla de dióxido de azufre y aire. Puede utilizarse un gas mezclado con oxígeno para intensificar el proceso de sulfatación. Ventajosamente, la temperatura de sulfatación es de 350-450ºC. Según una realización de la invención, la sulfatación se lleva a cabo por medio de trióxido de azufre a subpresión, preferiblemente a la temperatura de 200-330ºC. El fin de la sulfatación es sobre todo sulfatar la plata contenida en el fango, pero también se sulfatan otros metales tales como cobre y níquel. Al final de la etapa de calcinación y sulfatación, el exceso de ácido sulfúrico se volatiliza y se enfría el lodo. En esta etapa, se recupera normalmente el 90-99% del selenio del lodo anódico y la pureza del selenio es superior al 99,5%.
El lodo 12 sulfatado libre de selenio se conduce a una lixiviación acuosa, en la que se lixivia el lodo en una disolución acuosa neutra, preferiblemente en agua. El pH de la disolución disminuye durante el proceso de lixiviación. Cuando el pH es superior a 2, 5, en la práctica sólo se disuelven la plata, cobre y níquel contenidos en el lodo.
En la lixiviación acuosa, la plata de la calcina se disuelve normalmente por completo en aproximadamente una hora. La solubilidad del lodo se potencia mediante la rápida ruptura de las partículas del lodo en la disolución. La ruptura y, por tanto, la disolución se potencian mediante los sulfatos sumamente solubles, tales como sulfato de cobre, contenidos en el lodo. Antes de la lixiviación acuosa, el contenido de cobre del lodo es preferiblemente del 3-12%. La lixiviación acuosa se lleva a cabo a una temperatura elevada, a una temperatura de 80-100ºC. El contenido de plata en la disolución acuosa es de aproximadamente 4 g/l.
La disolución 19 filtrada se conduce a la etapa de separación de plata. La plata puede simplemente cementarse por el cobre para dar un polvo 23 de plata pura. En el proceso de cementación, es ventajoso utilizar una barra o placa de cobre y mantener el flujo de la disolución sobre la superficie del cobre suficientemente elevado. Tras la cementación, la disolución 22 que contiene cobre y níquel puede conducirse de nuevo a la planta electrolítica. En lugar de cementar, la plata también puede separarse extrayéndola con un reactivo adecuado, o mediante electrólisis.
El residuo de lixiviación procedente de la lixiviación acuosa contiene todo el oro y los metales del platino del lodo anódico original. Según una realización de la presente invención, el lodo se trata, tras la lixiviación acuosa, con ácido sulfúrico concentrado para eliminar las impurezas. En ese caso, el residuo 13 de lixiviación se conduce a lixiviación en ácido sulfúrico, en la que el contenido de ácido sulfúrico en la disolución es preferiblemente superior a 400 g/l, y en la que la mayor parte del teluro y parte de otras impurezas, tales como arsénico, pueden lixiviarse. También se disuelven los residuos de plata. La disolución 20 filtrada se conduce a la separación de teluro. El teluro se separa del filtrado cementándolo con cobre para dar Cu_{2}Te 25. Del teluro contenido en el lodo anódico, el 96% se recupera en esta etapa. También puede cementarse la plata que queda en la disolución por medio de polvo de cobre o virutas de cobre. La disolución 24 restante se conduce a tratamiento adicional, a la purificación de la disolución de la electrólisis de cobre.
El residuo 14 de lixiviación obtenido a partir de la lixiviación en ácido sulfúrico se conduce a lixiviación en ácido clorhídrico, en la que el residuo se lixivia por medio de ácido clorhídrico y un agente oxidante, tal como peróxido de hidrógeno o cloro. La temperatura de lixiviación es de 70-85ºC, preferiblemente de 78-82ºC. El contenido de ácido clorhídrico es de 150-250 g/l, preferiblemente de 180-210 g/l. El tiempo de lixiviación es de 1-2 horas. En esta etapa, todos los metales preciosos van a la disolución. También se disuelven impurezas tales como bismuto y plomo. Entre estas, la solubilidad del cloruro de plomo es más limitada, dependiendo, entre otros, de la temperatura y el contenido de ácido. Tras la lixiviación, la mezcla se enfría y filtra. El filtrado 21 se conduce a una etapa de reducción de oro. El oro se reduce ventajosamente tratando el filtrado con gas de SO_{2}, de modo que el oro se precipita en dos etapas. En la primera etapa, se precipita oro 26 puro. El oro impuro obtenido a partir de la segunda etapa se conduce de nuevo a la lixiviación en ácido clorhídrico.
Como una alternativa, también puede separarse el oro a partir de la disolución de ácido clorhídrico mediante extracción con dibutilcarbitol. A partir de la disolución de extracción, puede reducirse directamente el oro a polvo de oro. En comparación con el proceso de extracción, la precipitación del oro mediante gas de SO_{2} es un método más económico y simple para la separación de oro. En el proceso de extracción, también se transfieren parte del antimonio, teluro y arsénico a la disolución de extracción. En ese caso, puede resentirse la pureza del oro reducido.
Tras reducir el oro, el filtrado 27 que contiene metales del grupo del platino se conduce a la separación de los metales del grupo del platino (MGP). Los metales del grupo del platino se cementan mediante hierro, de modo que se obtiene una mezcla 28 que contiene los metales del grupo del platino. El filtrado 29 se trata y la disolución 30 tratada se conduce de nuevo a la lixiviación en ácido clorhídrico. Las impurezas, tales como arsénico, antimonio, bismuto, teluro y plomo pueden precipitarse a partir de la disolución por ejemplo mediante lejía.
La materia 15 sólida obtenida a partir de la lixiviación en ácido clorhídrico contiene sulfato de plomo, cloruro de plomo, sulfato de bario y una cierta cantidad de cloruro de plata y antimonio. Este residuo puede tratarse mediante ácido sulfúrico concentrado para la lixiviación del residuo de plata. La disolución 16 ácida obtenida puede utilizarse adicionalmente en el horno de calcinación de selenio, como un agente de sulfatación de plata.
En el caso de que la sulfatación de la plata no fuera totalmente satisfactoria en la calcinación del procedimiento, también se disuelve plata, aparte de las impurezas, en la lixiviación en ácido sulfúrico del lodo. Para lixiviar toda la plata, se lixivia el lodo en ácido sulfúrico concentrado. La plata puede separarse de la disolución de ácido sulfúrico mediante extracción (siendo, por ejemplo, el reactivo de extracción empleado Cyanex 471X), y reduciendo la plata directamente desde el reactivo de extracción mediante un agente reductor adecuado. Antes de la etapa de extracción, la disolución debe diluirse con respecto al ácido sulfúrico. Tras la separación de la plata, el procedimiento de esta realización continúa como la cementación de teluro, tras lo cual la disolución se retorna a la purificación de la disolución de la electrólisis de cobre.
El residuo de lixiviación procedente de la lixiviación en ácido clorhídrico debe tratarse, si la sulfatación de la plata no fue completamente satisfactoria en la calcinación, y sólo se lleva a cabo una lixiviación neutra para el lodo. En ese caso, la plata del residuo de lixiviación puede lixiviarse o bien en ácido sulfúrico concentrado o bien en una disolución de cloruro de calcio. La disolución de ácido sulfúrico puede retornarse a la etapa de calcinación. A partir de la disolución de cloruro de calcio, puede separarse la plata como cloruro de plata y/o puede reducirse directamente en plata.
Ejemplo de referencia
En el experimento, se trató lodos anódicos recogidos de la electrólisis de cobre de Outokumpu Pori Works. Normalmente, se lixivian los ánodos durante 16 días, tiempo durante el cual se hacen crecer dos conjuntos de cátodos, siendo el ciclo de crecimiento de 8 días. Normalmente, se recogen los lodos anódicos de los tanques a un intervalo de 16 días, es decir, cuando se sustituyen los ánodos. En este experimento, se obtuvieron los lodos anódicos de electrólisis de cobre a escala industrial mediante el lavado del lodo anódico del primer ciclo anódico de seis tanques electrolíticos ya después de 8 días, y recogiendo el lodo para la prueba sólo a partir del segundo ciclo de crecimiento, desde los mismos tanques. La cantidad total de lodo recogido fue de aproximadamente 80 kg.
En primer lugar se lixivió el ánodo en lixiviación atmosférica para lixiviar parcialmente el cobre contenido en el fango. La lixiviación se llevó a cabo en un reactor de 1 m^{3}, siendo la densidad del lixiviado de aproximadamente 100 g de materia seca/l. Al principio del proceso de lixiviación, el contenido de ácido fue de 250 g de H_{2}SO_{4}/l y la temperatura de lixiviación fue de 95-100ºC. El agente oxidante empleado fue oxígeno y el tiempo de lixiviación total fue de 8 horas. Al final del proceso de lixiviación, se separó el lodo no disuelto por filtración.
Tras la lixiviación atmosférica, se calcinó el lodo separado en un horno de calcinación a escala industrial para retirar el selenio, y para sulfatar la plata. La calcinación se llevó a cabo en una etapa, y los reactivos de calcinación empleados fueron dióxido de azufre y oxígeno. El tiempo total de calcinación fue de 12 horas, y se alimentó el dióxido de azufre en la duración de 4 horas al principio del proceso de calcinación. La temperatura de calcinación fue de 450-550ºC.
Se analizó la composición del lodo calcinado, y los resultados obtenidos fueron los siguientes: Ag = 15,4%, Cu = 8,1%, Ni = 2,2%, As = 2,2%, Sb = 1,3%, Bi = 5,0%, Se = 0,08% y Te = 1,0%.
Se lixivió la plata del lodo calcinado en agua en un reactor de 10 litros que se dotó con una mezcladora y deflectores de flujo. La cantidad del lodo empleado fue de 350 g, y se lixivió en agua sin molienda. El tiempo de lixiviación en el experimento fue de 3 horas y la temperatura fue de 95ºC. Tras la lixiviación, se separó el precipitado de la disolución por filtración.
El análisis de la disolución de sulfato de plata separada fue tal como sigue: Ag = 4,5 g/l, Cu = 2,3 g/l, Se = 0,5 mg/l y Te = 0,5 mg/l. El pH de la disolución fue de 2,5.
Se cementó la plata de la disolución acuosa mediante cobre. La cementación se llevó a cabo sobre la superficie de un cilindro de cobre en rotación, y la velocidad de rotación del cilindro podía ajustarse. El volumen de disolución en el proceso de cementación fue de 500 ml, la temperatura de la disolución fue de 80ºC y la velocidad de rotación del cilindro fue de 2000 rpm. La disolución inicial fue la disolución acuosa obtenida anteriormente, y en consecuencia, el contenido de plata fue de 4,5 g de Ag/l. A esta velocidad de rotación, se separó el precipitado de plata de la superficie de cobre en pequeñas partículas y se depositó sobre el fondo del reactor utilizado en el proceso.
El tiempo de cementación fue de 1 hora, y el análisis de la disolución final fue tal como sigue: Ag = 0,10 mg/l, Cu = 8,6 g/l, Se = 0,4 mg/l, Te < 0,3 mg/l. La pureza de la plata fue del 99,9%.
La lixiviación del residuo de lixiviación procedente de la lixiviación acuosa se continuó para la lixiviación de toda la plata, de modo que se lixivió el residuo de lixiviación en ácido sulfúrico concentrado (98%). La densidad de la suspensión en el proceso de lixiviación fue de 300 g/l, la temperatura fue de 220ºC y el tiempo de lixiviación fue de 3 horas. Para potenciar la capacidad de filtración, el ácido sulfúrico tras la lixiviación se diluyó al 70%, y se eliminó por filtración el residuo de lixiviación de la disolución ácida. La cantidad de la disolución final fue de 1,5 litros. El análisis de la disolución de ácido sulfúrico obtenida fue tal como sigue: Ag = 4,1 g/l, As = 4,9 g/l, Bi = 2,3 g/l y Te = 2,2 g/l.
La recuperación de plata en la lixiviación acuosa fue del 83,5% y en la lixiviación en ácido sulfúrico del 11,4%, mientras que la recuperación total fue del 94,9%.
Ejemplo
En este experimento, se tratan los lodos anódicos mediante el método según la presente invención. Se recogen los lodos anódicos como en el ejemplo de referencia. Debido a que el punto de tiempo de la recogida fue diferente al del ejemplo de referencia, el análisis del lodo es algo diferente al del lodo del ejemplo de referencia, dentro del intervalo normal de fluctuación del procedimiento.
El lodo se lixivió en lixiviación atmosférica en un reactor a escala de laboratorio que tiene un volumen de 8 l. El reactor se dotó con una mezcladora y deflectores de flujo. Las condiciones de lixiviación fueron las siguientes: densidad de la suspensión de 250 g/l, contenido de ácido sulfúrico al principio de 250 g/l, temperatura de lixiviación de 95-100ºC, tiempo de lixiviación de 7 horas y alimentación de oxígeno de 40 l/h. Al final del proceso de lixiviación, se separó el lodo por filtración y se analizó el lodo obtenido. El análisis del lodo fue tal como sigue: Ag = 11,5%, Cu = 19,3%, Ni = 1,0%, As = 3,5%, Sb = 1,7%, Bi = 5,2%, Se = 14,8% y Te = 3,7%.
El lodo seco se sometió a calcinación de selenio y sulfatación de plata en dos etapas en un horno de calcinación a escala de laboratorio. La cantidad del lodo empleado fue de 449 g.
La calcinación de selenio se llevó a cabo a la temperatura de 500ºC, siendo el tiempo de calcinación de 6 horas. Los reactivos de calcinación empleados fueron dióxido de azufre 25 l/h y oxígeno 20 /h. Tras la calcinación del selenio, se enfrió el lodo y se pesó y se añadió al mismo una cantidad de ácido sulfúrico concentrado, siendo una vez y media el peso del lodo. El lodo obtenido se sulfató adicionalmente en el mismo horno, a una temperatura de 330-350ºC, en una duración de 1 hora. Tras enfriamiento, se pesó el lodo y se analizó. El peso del lodo era de 531,5 g y el análisis fue tal como sigue: Ag = 9,8%, Cu = 16,2%, Ni = 0,9%, As = 2,5%, Sb = 0,7%, Bi = 4,4%, Se = 0,14% y Te = 3,1%.
A continuación, se sometió el lodo a lixiviación acuosa, en la que se lixiviaron 500 g de lodo en 10 litros de agua a la temperatura de 95-100ºC. El tiempo de lixiviación fue de 3 horas y tras la lixiviación, se separó la disolución del precipitado por filtración. Para lavar el precipitado, se utilizó una pequeña cantidad de agua, que luego se combinó en el filtrado (el volumen final del filtrado fue de 8 l). El análisis del filtrado fue tal como sigue: Ag = 4,6 g/l, Cu = 0,8 g/l, Se = 1 mg/l y Te = 2 mg/l. El pH de la disolución era de 3,1.
La recuperación de plata de la lixiviación obtenida fue del 93,9% sin una lixiviación en ácido sulfúrico separada.
Se llevó a cabo la cementación de la plata a una temperatura de 80ºC en un trozo de cobre (área superficial de 0,4 cm^{2}) que se situó en el centro de un tubo que tenía un diámetro de 6 mm. La disolución se condujo a través del tubo, de modo que en el trozo de cobre, la velocidad de flujo de la disolución era de 10 m/s. El precipitado de plata precipitado se trató adicionalmente con peróxido de hidrógeno al 50% que se añadió a la disolución en una cantidad de 0,2 ml. Finalmente, se retiró por filtración el precipitado de plata de la disolución y se lavó meticulosamente.
El análisis del precipitado de plata obtenido fue tal como sigue: Cu = 50 ppm, Te = 12 ppm y Se = 10 ppm, siendo el resto de las impurezas inferiores a 5 ppm. Por tanto, la pureza obtenida para la plata fue del 99,99%.
Para un experto en la técnica, es obvio que las diversas realizaciones de la invención no se limitan a las descritas anteriormente, sino que pueden variar dentro del alcance de las reivindicaciones adjuntas.

Claims (24)

1. Método hidrometalúrgico para separar los metales preciosos y las impurezas de lodos anódicos obtenidos de la electrólisis de cobre, método en el que
-
se lixivia el lodo anódico para separar el cobre;
-
se calcina el lodo para separar el selenio y para sulfatar los metales del lodo;
-
se separa la plata del lodo por lixiviación;
-
se separa el oro del residuo obtenido de la lixiviación de la plata, y
-
se separan los metales del platino del residuo obtenido de la separación del oro,
caracterizado porque
-
la calcinación se lleva a cabo en dos etapas,
-
se separa la plata sulfatada mediante la lixiviación del lodo en una disolución acuosa neutra, y
-
se separa la plata lixiviada de la disolución acuosa.
2. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque parte del cobre del lodo anódico se lixivia a presión normal en una disolución de ácido sulfúrico en presencia de oxígeno, a una temperatura de 80-100ºC, preferiblemente de 95-100ºC.
3. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque la fuente de oxígeno empleada en la lixiviación del cobre es aire, preferiblemente gas de oxígeno.
4. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque tras la retirada del cobre, el contenido de cobre del lodo puede ser superior al 10%.
5. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque el lodo se calcina en dos etapas, de modo que se retira el selenio en la primera etapa y se sulfatan los metales en la segunda etapa.
6. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque en la primera etapa de calcinación, el lodo se calcina a una temperatura de 450-600ºC para oxidar el selenio y para crear gas de SeO_{2}.
7. Método según la reivindicación 6, caracterizado porque el gas que lleva oxígeno, tal como aire, se utiliza en la primera etapa de calcinación para oxidar el selenio.
8. Método según la reivindicación 5, caracterizado porque se utilizan el gas que lleva oxígeno y dióxido de azufre en la primera etapa de calcinación para oxidar el selenio.
9. Método según la reivindicación 5, caracterizado porque se utilizan oxígeno y trióxido de azufre en la primera etapa de calcinación para oxidar el selenio.
10. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque se utiliza ácido sulfúrico concentrado en el proceso de sulfatación.
11. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque la sulfatación se lleva a cabo en un horno de calcinación tras la primera etapa de calcinación, a una temperatura que es inferior a la temperatura de la primera etapa.
12. Método según la reivindicación 11, caracterizado porque la temperatura de sulfatación es de 330-450ºC.
13. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque la temperatura de la lixiviación acuosa es de 80-100ºC.
14. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque se separa la plata de la disolución obtenida a partir del proceso de lixiviación acuosa mediante cementación con cobre.
15. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque se cementa la plata mediante una barra de cobre o una placa de cobre, de modo que se mantiene alto el flujo de la disolución sobre la superficie de cobre.
16. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque se separa la plata mediante extracción de la disolución obtenida a partir de la lixiviación acuosa.
17. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque se separa la plata mediante electrólisis de la disolución obtenida a partir de la lixiviación acuosa.
18. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque el residuo de lixiviación obtenido a partir de la lixiviación acuosa se lixivia en ácido sulfúrico para lixiviar y separar las impurezas, tales como teluro y arsénico.
19. Método según la reivindicación 18, caracterizado porque el contenido de ácido sulfúrico es preferiblemente superior a 400 g/l.
20. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque los metales preciosos del lodo se separan, tras una lixiviación neutra, del residuo de lixiviación mediante lixiviación en ácido clorhídrico por medio de un agente oxidante, tal como peróxido de hidrógeno o cloro, y se separa el oro de la disolución mediante la reducción del oro y los metales del platino.
21. Método según la reivindicación 20, caracterizado porque el residuo de lixiviación procedente de la lixiviación en cloruro se trata con ácido sulfúrico concentrado, que se conduce hasta un horno de calcinación.
22. Método según la reivindicación 20, caracterizado porque se separa el oro mediante reducción con gas de SO_{2}.
23. Método según la reivindicación 20, caracterizado porque se separa el oro mediante extracción con dibutilcarbitol.
24. Método según la reivindicación 20, caracterizado porque se separan los metales del platino de la disolución de ácido clorhídrico mediante cementación con hierro.
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