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