MX2012012429A

MX2012012429A - Metodo para recuperar metales valiosos.

Info

Publication number: MX2012012429A
Application number: MX2012012429A
Authority: MX
Inventors: Jaakko Leppinen
Original assignee: Outotec Oyj
Priority date: 2010-04-30
Filing date: 2011-04-28
Publication date: 2012-11-29
Also published as: ZA201207731B; EP2563522A1; FI122099B; KR101423860B1; EA201291059A1; FI20100184A0; KR20130029774A; MX345728B; CA2795397A1; AU2011247199A1; EP2563522A4; CA2795397C; JP5786021B2; PE20130922A1; CN102869449B; EA020947B1; CN102869449A; BR112012027912A2; US20130026049A1; WO2011135184A1

Abstract

Un método para recuperar metales valiosos, tales como plomo, plata y oro a partir del residuo de un proceso electrolítico de zinc, en donde el residuo del proceso de zinc se suspende y sulfura para convertir los compuestos de plomo y plata en forma sulfídica, y hacerlos flotar luego para formar un concentrado de flotación que contiene metales valiosos, en donde los procesos de sulfidización y flotación son controlados electroquímicamente, de modo que el contenido de los iones de sulfuro alimentados en la etapa de sulfidización se regula por medio del potencial redox a un nivel en donde el tamaño del grano de los sulfuros de metales valiosos creados es suficiente para hacerlos flotar, y el potencial de redox de la etapa de flotación se regula para que esté dentro del rango en donde el producto químico colector se adhiere al mineral que se va a hacer flotar, pero los sulfuros no se oxidan.

Description

MÉTODO PARA RECUPERAR METALES VALIOSOS Campo de la Invención La invención se refiere a un método para recuperar metales valiosos, tales como plomo, plata y oro a partir del residuo de un proceso electrolítico de zinc.

Antecedentes de la Invención Además del zinc, el concentrado de zinc contiene además otros metales valiosos tales como plomo, plata y oro, y la recuperación de estos tiene una notable importancia cuando se observa el proceso de zinc en su totalidad. El comportamiento de estos elementos tiene que tomarse en cuenta cuando cambia el proceso de fabricación. Cuando el zinc metálico se produce electrolíticamente a partir de un concentrado de sulfuro de zinc, el concentrado se conduce primero ya sea como un todo o en partes a la tostación, donde el sulfuro de zinc del concentrado se oxida en óxido, porque el óxido de zinc es más fácil de lixiviar que el sulfuro. La mayor parte del óxido de zinc se lixivia en una etapa neutral de lixiviación en el sulfuro de zinc. En la tostación, parte del concentrado forma ferrita que contiene zinc, cuya lixiviación requiere un mayor contenido de ácido que la lixiviación de óxidos, y esta etapa de lixiviación se denomina lixiviación con ácido fuerte. Como resultado de las etapas de lixiviación, se obtiene una solución de sulfuro de zinc así como un efluente que contiene principalmente el hierro y azufre del concentrado, así como el plomo y los metales valiosos del mismo. Actualmente, la tendencia es cada vez mayor hacia los procesos en donde el concentrado o por lo menos parte del mismo se lixivia directamente, sin tostación.

La publicación de patente estadounidense 5,120,353 describe algunos métodos para recuperar metales preciosos en conexión con el proceso de zinc. De acuerdo con dicha publicación, la lixiviación con ácido fuerte se realiza en condiciones en donde el hierro está principalmente en una solución, y el precipitado creado contiene el azufre elemental, así como una pequeña cantidad de sulfuras que permanecen sin disolver. El precipitado puede ser conducido directamente al tratamiento pirometalúrgico, o se puede hacer flotar el azufre desde el precipitado, con lo cual el residuo no flotado que contiene sulfato de plomo y los metales preciosos pueden ser conducidos a un tratamiento pirometalúrgico.

La publicación de patente estadounidense 3,968,032 describe un método para recuperar plomo y zinc a partir de un residuo de proceso de zinc mediante flotación. En el residuo, el plomo se presenta principalmente en forma de sulfato, y la plata se presenta principalmente en forma de sulfuro. El método se basa en la selección de las condiciones de flotación de modo que el plomo y la plata floten. Si la cantidad de zinc y azufre elemental en el residuo es alta, la flotación se realiza en dos etapas, cuando se puede realizar normalmente en una única etapa. Cuando la flotación se realiza en dos etapas, el precipitado se suspende y se conduce primero a una flotación más desigual, cuando se añaden allí colectores. En una flotación más desigual, la plata, el azufre y el zinc se hacen flotar, pero el plomo no flota. El desbordamiento de la flotación se conduce a una flotación de barrido y una flotación más limpia, de modo que se obtiene un concentrado rico en plata. El pH de la etapa de flotación más limpia se regula para que esté dentro del rango de 2 -4.5. Después de la primera etapa de flotación, el residuo se conduce a una segunda etapa de flotación, dentro de la cual también se alimenta un agente de sulfidización, tal como sulfuro de sodio, para activar el sulfato de plomo, y los reactivos de flotación empleados son xantatos y/o ditiofosfatos para hacer flotar el plomo. Si tanto el plomo como la plata deben ser recuperados del residuo con un alto rendimiento, dicho plomo y plata tienen que hacerse flotar separadamente, de acuerdo con el método, es decir, el método requiere una flotación de dos etapas.

Incluso otro método para separar plomo, plata y oro a partir de residuos de un proceso de zinc se incluye en la publicación US 4,385,038. De acuerdo con el método descrito, el residuo de lixiviación ferrítica obtenido a partir de una etapa de lixiviación neutral se procesa conduciéndola a una etapa de sulfidización. Después que se han realizado las reacciones de sulfidización, la suspensión obtenida se conduce a una etapa de flotación, y los sulfuros se hacen flotar. En la etapa de flotación, la fase sulfídica, la fase férrica y la fase de la solución son separadas. El objetivo es obtener los sulfuros de plomo y plata en el concentrado de flotación de la manera más completa posible.

Hay algunas desventajas relacionadas con el método anteriormente descrito para separar los metales valiosos, por ejemplo el hecho de que la reoxidación dañina de los sulfuros metálicos se realiza durante la flotación. Esto significa que ya no se hacen flotar por ejemplo cuando el potencial de oxidación crece suficientemente alto en una celda de flotación fácilmente aireada. En ese caso, el resultado obtenido es por ejemplo sulfato de plomo. Un hecho bien conocido es que los fenómenos electroquímicos tienen una notable importancia en la flotación de los minerales de sulfuro. Si el potencial es demasiado negativo, los químicos colectores no pueden ser adheridos. Si, por otro lado, el espacio de oxidación es demasiado alto cuando el potencial es demasiado positivo, la flotación de minerales de sulfuro se debilita como resultado de la oxidación de los minerales. Particularmente en este caso, cuando los minerales de sulfuro de plomo y plata se hacen sintéticamente, la oxidación se realiza extremadamente rápido debido a su estructura y composición finamente dividida. Cuando se usa aire como un gas de flotación en un espacio electroquímicamente no controlado, las propiedades de flotación de los sulfuros de plomo y plata se debilitan rápidamente, y la flotación no puede realizarse. La flotación de un sulfato metálico, tal como sulfato de plomo, es sumamente dificultosa, lo cual hace incluso más difícil la recuperación de metales valiosos.

Objetivo de la Invención El objetivo de la invención es introducir una forma nueva y más eficiente para separar metales valiosos, tales como oro, plomo y plata, a partir del residuo de lixiviación de zinc.

Compendio de la Invención Por medio de un método de acuerdo con la invención, es posible para maximizar la recuperación de metales valiosos, tales como oro, plata y plomo, a partir del residuo de un proceso electrolítico de zinc, tal como lixiviación con ácido fuerte y lixiviación neutral. Las ventajas producidas por el método son notables, y se puede conseguir un aumento de más de 50% en el rendimiento, dependiendo del metal valioso que se va a separar. Se consigue una ventaja particularmente notable con el plomo, el sulfuro finamente dividido que es fácilmente oxidado en una suspensión de flotación aireada, pero con la plata también se consigue un aumento notable en el rendimiento.

Los rasgos característicos esenciales de la invención son aparentes a partir de las reivindicaciones que se acompañan.

El método de acuerdo con la invención se refiere a la recuperación de metales valiosos, tales como el plomo, la plata y el oro a partir del residuo de un proceso electrolítico de zinc, de modo que el residuo del proceso de zinc se suspende y se sulfidiza para convertir los compuestos de plomo y plata en una forma sulfídica, y luego hacerlos flotar para crear un concentrado de flotación que contiene metales valiosos, en cuyo caso los procesos de sulfídización y flotación se controlan electroquímicamente, de modo que el contenido de los iones de sulfuro que se van a alimentar a la etapa de sulfídización es por medio del potencial redox regulado para que esté en un nivel en donde el tamaño del grano de los sulfuras de metales valiosos creados es suficiente para hacerlos flotar, y el potencial redox de la etapa de flotación se regula para estar dentro de un rango en donde el químico colector se adhiere al mineral que se va a hacer flotar, pero los sulfuras no son oxidados. Por medio del concepto de regulación electroquímica de acuerdo con la invención, es posible crear óptimas condiciones de flotación para los minerales de sulfuro, en cuyo colector se adhieren los productos químicos a las superficies deseadas de mineral, pero no se realiza la oxidación dañina de los minerales de sulfuro.

De acuerdo con una modalidad de la invención, el potencial redox del proceso se mide y regula en el agente de sulfídización, en por lo menos una etapa. De acuerdo con la invención, el potencial redox se mide y regula en la etapa de flotación, en por lo menos una etapa. El potencial redox de la suspensión se mide mediante electrodos de metales preciosos, o mediante electrodos metálicos, de carbón vitrificado o de minerales, o mediante combinaciones de los mismos.

De acuerdo con una modalidad de la invención, un químico de reducción apropiado se añade en la suspensión en la etapa de flotación para regular el potencial redox a un nivel deseado. De acuerdo con otra modalidad de la invención, se alimenta gas inerte en la etapa de flotación para regular el potencial redox a un nivel deseado. Como una alternativa, de acuerdo con la invención se alimenta una mezcla de gas en la etapa de flotación, conteniendo dicha mezcla de gas parcialmente gas inerte y parcialmente aire.

De acuerdo con una modalidad de la invención, por lo menos parte del gas que se va a remover de la etapa de flotación se recircula de vuelta a la flotación. De este modo el gas que se va a remover se hace uso en la regulación de la flotación.

De acuerdo con una modalidad de la invención, por lo menos parte del concentrado de flotación que contiene metal creado en la etapa de flotación, por ejemplo 10-30% del mismo, se devuelve a la sulfidización. De acuerdo con una modalidad preferida de la invención, la flotación de metales valiosos se realiza en una etapa.

De acuerdo con la invención, la cantidad de ión de sulfuro que se va a alimentar en la etapa de sulfidización es estequiométrica con respecto a la cantidad de plata y plomo contenida en la suspensión. Los iones de sulfuro son conducidos a la solución usando por lo menos un producto químico de los siguientes grupos: Na2S, NaHS, Ca(HS)2 y ¾S.

De acuerdo con una modalidad de la invención, el pH se regula para que esté dentro del rango 1-4. De acuerdo con una modalidad de la invención, cuando se usa químicos colectores de mineral de sulfuro que son típicos en la flotación, el potencial redox se regula para que esté dentro del rango de -50 - +350 mV vs. SHE. De acuerdo con la invención, en la sulfidización el potencial redox se regula para que esté dentro del rango de -250 - -0 mV vs. SHE. En las condiciones anteriormente descritas, se obtiene un rendimiento ventajoso de metales valiosos.

Breve Descripción de los Dibujos Una disposición de acuerdo con la invención se describe más detalladamente con referencia al dibujo que se acompaña, en donde: La Figura 1 es un diagrama de bloque que ilustra un método de acuerdo con la invención.

Descripción Detallada de Modalidades Preferidas de la Invención La Figura 1 ilustra un método de acuerdo con la invención para recuperar metales valiosos a partir del residuo de lixiviación obtenido de la producción electrolítica de zinc utilizando un método de sulfidización-flotación. Típicamente, el método de aplica al residuo desde la denominada lixiviación con ácido fuerte, siendo la mayor parte del hierro disuelta en las etapas del proceso precedente, pero el método también se puede aplicar a otros residuos del proceso de zinc, o a productos intermedios, tales como el residuo de la lixiviación neutral. En estos residuos, el plomo está por lo general presente en forma de sulfato, plata en sulfato o compuestos de cloruro y oro principalmente en forma elemental. De acuerdo con la invención, los compuestos de plomo y plata se convierten a los correspondientes sulfuros en un reactor cerrado, usando una cantidad estequiométrica de sulfuro con respecto al plomo y la plata. El sulfuro puede estar por ejemplo en una de las siguientes formas: Na2S, NaHS Ca(HS)2 o H2S. Las reacciones que se llevan a cabo en la sulfidización son las siguientes: PbS04(S) + Na2S(ac) = PbS(s) + Na2S04(ac) 2 AgCl(s) + Na2S(s) = Ag2S(s) + 2NaCl(ac) A partir de la etapa de sulfidización, la suspensión sólida se conduce a una etapa de flotación, en donde la flotación se realiza en las celdas de flotación usando típicos productos químicos colectores para minerales de sulfuro, agentes espumantes y, cuando sea necesario, también reactivos de depresión. Entre los productos químicos colectores apropiados para dichas etapas están por ejemplo los xantatos, ditiofosfatos y ditiofosfinatos. En el proceso de flotación, controlando el pH y el estado de oxidación-reducción, de la suspensión se separan el PbS y Ag2S, que forman el correspondiente concentrado Pb-Ag. La mayor parte del oro también es concentrada a este respecto. Por lo general, la etapa de flotación incluye flotación desigual, flotación de barrido y flotación más limpia, por medio de las cuales el objetivo es maximizar tanto el rendimiento como el contenido del producto. La flotación de los metales valiosos que se van a recuperar se realiza por lo general en una única etapa, mientras que el método referido en conexión con la técnica anterior requiere dos etapas separadas para recuperar plata y plomo.

El concepto de regulación electroquímica de acuerdo con la invención hace posible crear óptimas condiciones de flotación para los minerales de sulfuro, en donde los productos químicos colectores son adheridos a las superficies minerales deseadas, pero no se presenta oxidación dañina de los minerales de sulfuro. Los sulfuros formados en la sulfidización, tales como sulfuros de plomo, plata y posiblemente zinc se denominan sulfuros sintéticos, y minerales no naturales. Los sulfuros sintéticos se forman en conexión con la precipitación, y son sumamente divididos en forma fina y por lo tanto fácilmente reoxidados. Por lo tanto, es importante que en la etapa de sulfidización y flotación, el potencial redox se regule para que esté dentro del rango correcto. El potencial redox correcto depende de varios factores diferentes, tales como el colector usado en la flotación, la concentración de los metales valiosos que se van a recuperar, y el pH de la suspensión.

Los métodos de regulación del proceso de acuerdo con la invención que se van a usar en la flotación se describen a continuación. Para controlar el estado de oxidación-reducción de la suspensión, se usa un gas inerte, tal como nitrógeno, o una mezcla de aire y un gas inerte. La regulación también se puede realizar alimentando en los productos químicos de la suspensión que afectan el estado de oxidación-reducción, tal como sulfuro de sodio, sulfuro de hidrógeno de sodio o dióxido de azufre. Las condiciones apropiadas también se pueden conseguir haciendo recircular el gas de flotación, típicamente aire, de modo que se reduce la participación del oxígeno en el gas. En ese caso, el efecto de regulación se consigue por ejemplo añadiendo una cantidad apropiada de aire fresco en la mezcla del gas de circulación. En la etapa de flotación desigual preliminar a la propia flotación, los productos químicos de la flotación, tales como los colectores y los agentes espumantes, se mezclan en la suspensión, y el pH y el potencial de redox de la suspensión se regulan para que sean correctos para la flotación. En la etapa de flotación desigual y la propia flotación, el potencial de redox se mantiene dentro de un rango en donde el sulfuro de plomo y el sulfuro de plata formados por la sulfidización no son oxidados, y al mismo tiempo las condiciones electroquímicas son favorables para los productos químicos colectores que se van adherir a las superficies de los minerales creados y el oro. En el típico rango de operación del método, con un pH de 2-4, el potencial medido por un electrodo de platino está dentro del rango de -50-350 mV vs. SHE. Sin embargo, se señala que además el tipo de producto químico colector en el proceso de flotación, así como su contenido en la solución, afecta el potencial redox.

El método de regulación electroquímica se utiliza en la etapa de sulfidización utilizando un nivel óptimo de sulfuro en la solución. De la solución, se mide el potencial redox, que se correlaciona con el contenido activo de sulfuro-ion de la solución. Si el contendido de sulfuro en la etapa de sulfidización es alto, esto se indica con mucha certeza mediante un potencial negativo. Sí, por otro lado, el nivel de sulfuro es bajo, el valor potencial obtiene lecturas más positivas. Con respecto a la velocidad de precipitación, es ventajoso usar un alto contenido de ion de sulfuro en la solución, pero la desventaja es que el precipitado de sulfuro creado es demasiado dividido en forma fina para la flotación. Estás condiciones favorecen la condición de nuevos núcleos, y en menor medida el desarrollo de cristales. Sí, por otro lado, el nivel de sulfuro es demasiado bajo, las condiciones para el desarrollo del cristal son mejores, pero el proceso de sulfidización se torna demasiado lento. Debido a estos factores, la regulación electroquímica produce cristales de sulfuro que son suficientemente graneados gruesos para el proceso de flotación, a una velocidad que es suficientemente rápida para todo el proceso. A parte de proporcionar condiciones apropiadas, el desarrollo del cristal también es mejorado añadiendo en el proceso de flotación sulfuro de plomo y sulfuro de plata como núcleos cristalinos, por ejemplo, haciendo recircular parte del concentrado de flotación a la precipitación, por ejemplo 10-30% del concentrado de flotación.

Ejemplos Ejemplo 1 Después de una lixiviación con ácido fuerte, la sulfidización y la flotación del residuo fue estudiada por medio de pruebas de laboratorio. La composición del material de suministro, con respecto a los componentes principales, fue la siguiente: Pb 19.3%, Ag 720 g/t, Au 2.3 g/t. Además, el material estaba principalmente compuesto de compuestos de zinc y hierro, yeso y minerales de silicato.

Después de la lixiviación con ácido fuerte, la sulfidización del residuo se realizo en un reactor cerrado, a la temperatura de 50° C, con un pH de 1.5-3, usando una cantidad estequiométrica de sulfuro con respecto al plomo, cuyo sulfuro fue alimentado en la suspensión durante 3 horas en forma de 2.5 M de solución.

Después de la sulfidización, la suspensión fue sometida a flotación para concentrar el plomo, la plata y el oro. El proceso de flotación consistió de una etapa de flotación desigual y cuatro etapas de flotación más limpia. En el Experimento 1 , la regulación electroquímica no se aplicó en la flotación, pero se realizó normalmente, con aire como el gas de flotación. En el experimento, el pH de la suspensión fue regulado para que sea 2.0, y el reactivo colector empleado fue 450 g/t de Aerophine 3418A (derivado de tiofosfato), y el agente espumante empleado fue 60 g/t de Dowfroth 250. La etapa de flotación desigual duró 16 minutos, y las etapas de flotación más limpias duraron 5-10 minutos. Al principio del proceso de flotación, el potencial redox medido por un electrodo de platino fue 120 mV vs. SHE, pero cuando comenzó la aireación, se elevó rápidamente al nivel +450-600 mV vs. SHE. En este caso, el rendimiento del plomo en el cuarto concentrado más limpio fue 41.0%, y el contenido en el concentrado fue 24.7%. La producción de plata fue 77.3% y su contenido en el concentrado fue 1740 g/t. El rendimiento del oro fue 66.7%, y su contenido en el concentrado fue 4.8 g/t.

Ejemplo 2 En el Experimento 2, la flotación se realizó por otra parte de la misma forma que en el Ejemplo 1, pero en la etapa de flotación, el potencial se reguló, por medio de la composición del gas de flotación y añadiendo una solución de NaHS, al valor de +200 mV vs. SHE.

Luego el rendimiento del plomo en el cuarto concentrado más limpio fue 87.9%, y el contenido en el concentrado fue 56.2%. Para la plata, las correspondientes lecturas fueron: rendimiento 90.6% y 2160 g/t. El rendimiento del oro fue 77.5%, y su contenido en el concentrado fue 5.8 g/t.

Los ejemplos muestran que regulando el potencial de suspensión en la etapa de flotación a un rango apropiado, la oxidación dañina de los minerales de sulfuro podría prevenirse, al mismo tiempo, sin embargo, manteniendo dichas condiciones electroquímicas que fueron favorables para la flotación. Dependiendo del producto químico colector y su contenido, el potencial redox apropiado para el rango de pH 2-4 está típicamente dentro del rango de -50 - +350 mV vs. SHE.

Para un experto en la técnica, es obvio que conjuntamente con el desarrollo de la tecnología, la idea principal de la invención puede realizarse de muchas maneras diferentes. De este modo, la invención y sus modalidades no están restringidas a los ejemplos anteriormente descritos, sino que pueden variar dentro del ámbito de las reivindicaciones que se acompañan.

Claims

Reivindicaciones

1. Un método para recuperar metales valiosos, tales como plomo, plata y oro a partir del residuo de un proceso electrolítico de zinc, en donde el residuo del proceso de zinc se suspende y sulfura para convertir los compuestos de plomo y plata en una forma sulfídica, y que luego se someten a flotación para formar un concentrado de flotación que contiene metales valiosos, caracterizado porque los procesos de sulfídización y flotación se controlan electroquímicamente, de modo que el contenido de los iones de sulfuro alimentados en la etapa de sulfídización se regula por medio del potencial redox a un nivel en donde el tamaño del grano de los sulfuros de metales valiosos creados es suficiente para hacerlos flotar, y porque el potencial redox en la etapa de flotación se regula para que esté dentro del rango en donde el producto químico colector se adhiere al mineral que se va a hacer flotar, pero los sulfuros no se oxidan.

2. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque en la etapa de sulfídización, el potencial redox del proceso se mide y regula a por lo menos en una etapa.

3. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque en la etapa de flotación, el potencial redox se mide y regula en por lo menos una etapa.

4. El método de acuerdo con la reivindicación 1 , 2 o 3, caracterizado porque el potencial redox de la suspensión se mide mediante electrodos de metal valioso o de metal, electrodos de carbón vitrificado o de minerales, o mediante combinaciones de los mismos.

5. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque en la etapa de flotación, un producto químico de reducción apropiado se añade en la suspensión para regular el potencial redox a un nivel deseado.

6. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque el gas inerte es alimentado en la etapa de flotación para regular el potencial redox a un nivel deseado.

7. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque en la etapa de flotación, se alimenta una mezcla de gas que contiene parcialmente gas inerte y parcialmente aire.

8. El método de acuerdo con la reivindicación 1 , caracterizado porque por lo menos parte del gas que se va a remover de la etapa de flotación se hace recircular de vuelta a la flotación.

9. El método de acuerdo con la reivindicación 1 , caracterizado porque por lo menos parte del concentrado de flotación metálico creado en la etapa de flotación se devuelve a la sulfidización.

10. El método de acuerdo con la reivindicación 9, caracterizado porque 10 -30% del concentrado de flotación metálico creado en la etapa de flotación se devuelve a la etapa de sulfidización.

11. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque la flotación de los minerales valiosos se realiza en una única etapa.

12. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque la cantidad de iones de sulfuro que se va a alimentar en la etapa de sulfidización es estequiométrica con respecto a la cantidad de la plata y el plomo contenidos en la suspensión.

13. El método de acuerdo con la reivindicación 1 o 12, caracterizado porque los iones de sulfuro son conducidos en la solución usando por lo menos un producto químico del siguiente grupo: Na2S, NaHS, Ca(HS)2 y H2S.

14. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque el pH se regula para que esté dentro del rango de 1-4.

15. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque cuando se usa los típicos productos químicos colectores de minerales de sulfuro, el potencial redox se regula para que esté dentro del rango de -50 - +350 mV vs. SHE.

16. El método de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque en la sulfidización, el potencial redox se regula para que esté dentro del rango de -250 - -0 mV vs. SHE.