WO2022018489A1 - Procedimiento para la lixiviación de elementos de valor a partir de residuos metalúrgicos - Google Patents

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Marcelo Gustavo ACUÑA GOYCOLEA
Ricardo Miguel PEZOA CONTE
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Ecometales Limited
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
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    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
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    • C22B13/08Separating metals from lead by precipitating, e.g. Parkes process
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    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the invention deals with a procedure for the leaching of elements of value from metallurgical waste, in particular, focused on the recovery of elements such as copper and lead, and which may optionally contemplate the leaching of elements such as iron, arsenic, antimony, bismuth, silver and germanium.
  • the invention relates to a process for leaching elements of metallurgical waste value to produce a final waste that is a stable waste, in accordance with the TCLP hazard tests (Total characteristic leaching procedure, Leaching procedure for characterization total in Spanish) and SPLP (Synthetic precipitation leaching procedure, Synthetic precipitation leaching procedure in Spanish).
  • a process for obtaining a lead concentrate from metallurgical waste is disclosed, which in an even more preferential aspect corresponds to lead carbonate.
  • metallurgical waste is dust that comes from a metal smelting process.
  • metallurgical residues are powders that come from a copper smelting process.
  • metallurgical residues contemplate materials that have already been subjected to leaching processes, such as sulfuric leaching.
  • the copper in the sludge is found mainly forming ferrite and/or spinel-type species of the CuFe 2 O 4 form, as well as zinc, ZnFe 2 O 4 and an important part of iron. FeFe 2 O 4.
  • the leaching of these species is a function of temperature, acid concentration, and residence time, as described in the study by BS Boyanov, et al. in World Academy of Science, Engineering and Technology, Vol 9, 2015, 1592-1598. who carried out a study on the leaching of synthetic zinc, copper and cadmium ferrites, evaluating the aforementioned variables. The results of this study show that ferrites dissolve better in HCl and H 2 SO 4 , at high temperatures and high acid concentrations.
  • copper leaching has an asymptotic behavior with respect to the leaching temperature, which, after a reaction time of 60 min in sulfuric medium, reaches copper leaching yields greater than 90% for the temperature range. temperatures between 85 and 90°C.
  • the hydrometallurgical lead recovery route allows working at reduced temperatures, reducing energy consumption, and in turn does not produce sulfur dioxide, which is characterized as a gas that is harmful to the environment.
  • the hydrometallurgical route makes use of desulfurization agents such as sodium carbonate, ammonium carbonate, sodium bicarbonate, ammonium bicarbonate, sodium hydroxide, sodium citrate, acetic acid, sodium acetate, among others.
  • desulfurization agents such as sodium carbonate, ammonium carbonate, sodium bicarbonate, ammonium bicarbonate, sodium hydroxide, sodium citrate, acetic acid, sodium acetate, among others.
  • the goal of these processes is to exchange the sulfate ion for other anions to form insoluble salts.
  • lead salts such as lead citrate can be calcined to produce lead oxide (Zárate-Gutiérrez and Lapidus, Hydrometallurgy 144 (2014): 124-128.).
  • the mixture of citric acid with sodium citrate is beneficial for the leaching of lead sulfate and subsequent crystallization of lead citrate.
  • the solubility product constant of anglesite at 20°C is 6.31 ⁇ 10 -7 , indicating that the solubility of PbSO 4 is very low.
  • lead forms a series of soluble complexes.
  • citrate complex species are present in solution over the pH range 4.6 to 11.5. At pH below 4.6 the presence of lead sulfate is predominant, while at pH above 11.5 the presence of lead hydroxide is dominant.
  • leaching is carried out with a molar ratio of citric acid to lead (II) and (IV) oxide of 1:1 and 4:1 to 20 °C between 15 and 60 min of reaction, reaching leaching efficiencies greater than 99% by weight, obtaining Pb(C 6 H 6 O 7 ) H 2 O as the main species (Sonmez and Kumar, Hydrometallurgy 95, no. 1 -2 (2009), 82-86.).
  • Pulp density is another important parameter for lead leaching with citrate solutions.
  • citrate solutions Within the range of 10 to 50 g/L of anglesite pulp, leached with a 1 M sodium citrate solution, pH 7 at 600 rpm and 25°C, the highest levels of Lead extraction of 90 to 94% was achieved with a pulp concentration of 10 g/L. The higher the concentration of the pulp, the lower the amount of lead extracted.
  • This technology basically comprises treating lead residues that comprise lead (II) oxide, lead (IV) oxide and lead sulfate with a citric acid solution, and which can alternatively be treated in combination with sodium citrate at pHs that vary within the range of 1.4 to 6. It is eventually possible to add hydrogen peroxide in a basic environment as a reducing agent to accelerate the leaching reaction of lead (IV) oxide to produce lead citrate (Sonmez and Kumar, Hydrometallurgy 95, no 1-2 (2009), 82-86.).
  • the present invention differs from application W02008056125 A1 in that the pH required for leaching varies between 5.33 and 8.8, where a pH equal to 7 is preferably used. Additionally, the present invention proposes recirculating the citrate solution obtained after a precipitation stage with sodium carbonate, in order to be able to leach metallurgical residue from the sulfuric leaching stage again.
  • Another strategy to improve lead citrate crystallization is to increase the molar ratio of citric acid to sodium citrate. For example, at an initial crystallization temperature of 35°C and a molar ratio of citric acid to sodium citrate of 0.92, only 0.42% of the lead was present in the filtrate, while the remaining fraction greater than 99% was crystallized.
  • the use of acetic acid to dissolve lead paste has been proposed. Consequently, it is observed that the cooling of the solution accompanied by an increase in the ratio of citric acid and sodium citrate (acidification) is effective in increasing the efficiency of crystallization and obtaining recoveries of lead citrate greater than 99% (US 8323373).
  • Patent application AU2009350377A1 discloses a method for recovering lead contained in electrolytic paste from lead batteries, by dissolving lead oxide in H 2 SO 4 in the presence of acetate salts, to obtain lead sulfate soluble in said salts, so as to subsequently add carbonate or hydroxide of the same cation to precipitate lead carbonate/oxycarbonate or lead oxide or hydroxide.
  • the process claims the recirculation of the solution containing the acetate salts obtained from the lead precipitation stage in order to dissolve new fresh electrolyte paste.
  • Sodium hydroxide precipitation was carried out at 83°C, however, there are no specific details of how to perform sodium carbonate precipitation.
  • the application differs from the invention in that citrate salts are used for lead leaching, and in that a sulfate removal stage is not required since the invention contemplates a purge that allows maintaining sulfate concentrations below of the saturation limit.
  • Patent US 8568670 discloses a method for producing lead carbonate from slag obtained from a bismuth refining process, where the slag is leached with sodium chloride to obtain lead chloride, which is filtered and neutralized to be added to a solution containing ammonium bicarbonate, under an addition of 2 to 3 times the stoichiometric requirement of the reaction, to precipitate lead carbonate by adjusting the pH between 8 to 11 for a period of between 1 to 2 h.
  • the present invention differs from the application in that no chloride salts are used for lead leaching. Additionally, precipitation is performed with sodium carbonate at a pH of between 7 and 8 which is added directly to the lead leaching solution, without requiring previous lead chloride precipitation steps.
  • US patent 5,545,805 claims a method of immobilizing lead from materials that contain elements that provide hardness such as calcium and magnesium, where the material that contains lead is contacted with a carbonate associated with alkali metal in a sufficient quantity so that the hardening metals react with the carbonate, and add a polyprotic acid oxyanion.
  • the carbonate salt is essentially sodium or potassium carbonate
  • the polyprotic acid oxyanion is selected from phosphate, borate, selenate, arsenate, chromate or sulfate, to precipitate lead as an oxosal of said oxyanions.
  • the method also discloses that the oxosal may be a carbonate salt, in which case lead carbonate would precipitate.
  • the pH of lead precipitation is high, around 12.3.
  • the patent application differs from the invention in that oxoanions of polyprotic acids are not required for the precipitation of lead.
  • Patent application W02005007904A1 discloses a method for desulfurizing a solid mixture resulting from the rupture of lead batteries containing residues of lead oxides, oxysulfates and sulfates, through contact with ammonium, sodium or potassium carbonate in a molar ratio of between 0.1 and 10% excess over the sulfate concentration, and contact with lanarkite solubilizing substances, among which citric acid and citrates are mentioned, in a molar ratio of carbonate to solvent between 1 and 2, 75.
  • the lead residues are desulfurized through the action of the aforementioned solubilizing substances, and later the lead is precipitated through the action of carbonates, where the operating temperature of the process is preferably between 60 and 100 ° C.
  • This application differs from the present invention in that the amount of lead carbonate added does not require an addition above the stoichiometric amount necessary to precipitate lead based on the sulfate content of the solution, since the considered purge maintains the levels of sulfate to such a level below saturation that it does not impact the precipitation of lead carbonate.
  • the invention object of the present application discloses a method to maximize the leaching of copper and lead that includes sulfuric and citric leaching stages in order to remove the Cu and Pb present in the sludge, to subsequently proceed to alkaline leaching.
  • the removal of Cu, Fe and Pb in early stages allows chemically modifying the fluff, leaving the silicon species more labile to leaching as shown in the results obtained in the present application.
  • Patent US7329396 describes a process for leaching a metal of value from oxidizing materials, such as a lateritic nickel ore, comprising the step of leaching the ore with a leachant comprising a cationic salt (eg magnesium chloride) and HCI.
  • a leachant comprising a cationic salt (eg magnesium chloride) and HCI.
  • An additional metal chloride or oxidizer (such as that resulting from the leaching operation) may be added.
  • the process comprises recovering a valuable metal from the ore comprising the steps of: leaching the ore with a leachant; separating a metal-rich leachate value from the ore in a first solid-liquid separation; oxidizing and neutralizing the value of the metal-rich leachate thus obtained; and separating a magnesium chloride solution from the leachate thus obtained in a second solid-liquid separation.
  • the leaching solution is regenerated from the magnesium chloride solution.
  • the regeneration of the leaching solution includes a step of producing magnesium oxide from the magnesium chloride solution.
  • a difference of the invention with patent US7329396 is that it is pointed out that a pH above 0.4 is preferred in order to precipitate hematite.
  • the precipitation of iron hydroxides is totally unfavorable in the present invention, since the concentration ratio between silver and iron amounts to 0.01 g Ag/g Fe, and, consequently, the precipitation of hydroxides of iron can drag the silver present in solution.
  • Patent application CA2820631A1 refers to processes that can be effective for treating various materials that comprise various different metals. These materials are they can be leached with HCl to obtain a leachate and a solid. They can then be separated from each other and a first metal can be isolated from the leachate. Then a second metal can be isolated from the leachate. The first and second metals can each be substantially isolated from the leachate. This can be done by controlling the temperature of the leachate, adjusting the pH, further reacting the leachate with HCl, etc. The metals that can be recovered in the form of metal chlorides can eventually be converted to the corresponding metal oxides, thus allowing HCl recovery.
  • the various metals can be chosen from aluminum, iron, zinc, copper, gold, silver, molybdenum, cobalt, magnesium, lithium, manganese, nickel, palladium, platinum, thorium, phosphorus, uranium, titanium, rare earth elements and rare metals. .
  • the present invention differs from patent application CA2820631A1 in that the former does not require temperatures above 90°C to efficiently carry out the leaching of metals, unlike the application that requires temperatures above 125°C. Furthermore, the leaching of the aluminum-containing material is carried out with an HCl concentration starting at 18% w/w, while the present invention requires HCl concentrations of less than 140 g/L (or less than 11% w/w). ).
  • Figure I shows the process diagram of the method disclosed by the present invention.
  • Figure II shows the X-ray diffraction spectrum of the lead concentrate obtained in the application examples.
  • Figure III shows the Raman spectrum of the lead concentrate obtained in the application examples.
  • the invention describes a process for the leaching of copper and lead, from metallurgical residues of foundry powders that have been subjected to a copper leaching process and that comprise copper, iron, lead, and silicon, and optionally arsenic, antimony and bismuth which maximizes the recovery of copper and lead.
  • the invention describes a process for the leaching of copper and lead from metallurgical waste foundry powders that have been subjected to a copper leaching process that includes copper, iron, lead, and silicon, and optionally arsenic, antimony, bismuth, silver, and germanium, and that leaves a final residue that is mainly composed of aluminosilicates and that passes the hazard tests according to with the TCLP assay.
  • the invention describes a process for obtaining a lead concentrate from metallurgical waste foundry powders that have been subjected to a copper leaching process and that comprise copper, iron, lead, and silicon, and optionally arsenic, antimony, bismuth, silver and germanium.
  • the process of the present invention comprises the following stages: a stage (i) of copper leaching from the metallurgical residue (1), where a first acid leaching solution (2) is used to obtain a first copper-rich leaching solution and iron, and optionally arsenic, antimony and bismuth (3) and a first leached fluff having a reduced content of copper and iron, and optionally reduced in arsenic and enriched in lead and silicon (4), a leaching step (ii) of the first leached fluff (4) where said first leached fluff (4) is processed with a first solution of a salt of a carboxylic acid (5), to obtain a second leached fluff depleted in lead (6) and a second solution of lead-enriched leaching (7), a precipitation stage (iii) where a first base (8) is added to the second lead-enriched leaching solution (7) to obtain a first lead concentrate (9), and a first a lead-depleted precipitation solution (10), a stage (iv
  • the metallurgical residue to be processed is powder obtained through a metal smelting process.
  • said powder obtained by means of a copper smelting process is foundry powder.
  • the metallurgical waste has been subjected to a copper leaching process.
  • said metallurgical residue was subjected to leaching with H 2 SO 4 .
  • the metallurgical residue to be processed comprises the mineralogical species anglesite, coveline, copper spinels in the form CuOFe 2 O 3 , zinc spinels in the form ZnOFe 2 O 3 , magnetite, iron oxide(lll), pyrite , scorodite, mucovite, kaolinite and lead(ll) sulfate.
  • the copper contained in the metallurgical residue is present as copper sulfate, chalcocite, covelin and copper spinels in the CuOFe 2 O 3 form .
  • the copper contained in the metallurgical residue is present in at least 50% in the form of copper spinel in the CuOFe 2 O 3 form .
  • the silicon contained in the metallurgical residue is present as muscovite and kaolinite.
  • the lead contained in the metallurgical residue is present as lead(ll) sulfate, galena or lead(ll) oxide.
  • the lead is at least 95% as lead(ll) sulfate.
  • the first acid leach solution comprises H 2 SO 4 and/or a refinery effluent.
  • step (i) is carried out at a concentration of H 2 SO 4 between 150 and 300 g/L, more preferably at a concentration of H 2 SO 4 of 250 g/L.
  • step (i) is carried out at a temperature between 50 and 130°C, more preferably at a temperature of 85°C.
  • step (i) is carried out for a time between 3 and 12 hours, more preferably at a residence time of 6 hours.
  • step (i) is carried out at a solids concentration of between 5 and 20% w/w, more preferably at a solids concentration of 15% w/w.
  • the carboxylic acid salt is sodium citrate.
  • the sodium citrate solution has a molar concentration of sodium citrate between 0.5 and 1 M.
  • stage (ii) the first leached fluff is fed to the sodium citrate solution in a mass ratio of 1:9.
  • step (ii) is carried out at a temperature between 20°C and 60°C, more preferably at 40°C.
  • step (ii) is carried out for a residence time of between 1 and 23 h.
  • step (ii) is carried out at a pH between 5.3 and 8.8, more preferably at a pH of 7.0.
  • step (ii) the corresponding acid of the carboxylic acid salt is added for pH adjustment.
  • step (ii) citric acid is added for pH adjustment.
  • the first base added to step (iii) is a carbonate salt, selected from one of sodium carbonate, sodium bicarbonate or magnesium carbonate. In an even more preferred option, the first base added to step (iii) is sodium carbonate.
  • the sodium carbonate that is added to stage (iii) is carried out in a 1:1 stoichiometric ratio with respect to the lead concentration in the third leaching solution.
  • step (iii) the precipitation reaction is carried out at a temperature between 20 and 90°C, more preferably at 70°C.
  • step (iii) the precipitation reaction is carried out for a time of 0.5 and 6 h.
  • step (iii) the precipitation reaction is carried out at a pH between 6 and 9, more preferably at a pH of 7.5.
  • stage (iii) the pH adjustment is carried out with a neutralizer such as sodium hydroxide without considering neutralizers that provide hardness to the solution based on calcium and/or magnesium.
  • a neutralizer such as sodium hydroxide
  • the first precipitation solution from stage (iii) is recycled to stage (ii) to leach the first leached fluff from stage (i).
  • a part of the first lead concentrate is recycled to stage (iii) to act as seed.
  • the part of the first lead concentrate that is recirculated corresponds to 30% of the total of said first precipitated solid.
  • the recycling ratio of the first lead-depleted precipitation solution to stage (iii) is 90%.
  • the first lead-depleted precipitation solution recirculated to step (ii) requires a replacement of sodium citrate.
  • the replacement of sodium citrate is a solution that contains sodium citrate in a mass ratio of 0.35:1 with respect to the water used to prepare said solution and is added in such a way as to obtain a pulp that has 10% w/w of solids with respect to the second leached fluff.
  • the first lead-depleted precipitation solution recycled to step (ii) requires a pH adjustment to 7.0.
  • the pH adjustment in stage (ii) is carried out with a citric acid solution of between 600 and 900 g/L.
  • the first lead-depleted precipitation solution obtained from step (iii) does not require a sodium sulfate removal step.
  • the first lead concentrate consists of lead carbonate.
  • the second base used in the leaching of step (iv) is selected from among Mg(OH) 2 , KOH or NaOH.
  • the second base that is added in stage (iv) is added in a ratio of between 5 and 10% w/w with respect to the total mass of the alkaline leaching solution, more preferably in a ratio of 6 .0% w/w.
  • the leaching reaction of stage (iv) is carried out at a temperature between 70 and 150°C, more preferably at a temperature of 130°C.
  • the leaching reaction of stage (iv) is carried out for a residence time of between 1 to 12 hours, more preferably at a residence time of 3 hours.
  • the acid used in the leaching of step (v) is HCl.
  • step (v) the HCl is supplied in a concentration that varies between 50 and 140 g/L.
  • step (v) a chloride salt is added.
  • step (v) the chloride environment is increased by adding magnesium chloride.
  • step (v) the chloride salt is supplied in such a way that the chloride concentration is between 140 and 240 g/L.
  • step (v) is carried out at a pH between -1.5 and -0.25, preferably within the range -0.73 and -0.65. In a preferred option, step (v) is carried out at a temperature in the range of 40 to 95°C.
  • the neutralizing slurry of metal precipitation stage (vi) is selected from those between calcium hydroxide, calcium oxide, calcium carbonate, limestone, dolomitic limestone, magnesium carbonate, magnesium hydroxide or magnesium oxide. magnesium.
  • the neutralizer slurry of metal precipitation step (vi) is a magnesium oxide slurry.
  • step (vi) is carried out at a temperature between 50 and 95°C.
  • the neutralizer slurry added in step (vi) is supplied until a pH of between 3 and 7 is reached.
  • step (vi) has a residence time of between 0.5 and 3 hours.
  • the fifth solution rich in chloride from step (vi) is sent to a magnesium chloride crystallization process.
  • the fifth solution rich in chloride from stage (vi) is recirculated to the fourth silver precipitation stage.
  • the sulfuric acid solution of step (vii) has a sulfuric acid concentration of between 60 and 275 g/L.
  • the sulfuric acid solution of step (vii) is a sulfuric leaching solution of foundry powders.
  • the sulfuric acid solution from stage (vii) is the first leaching solution rich in copper and iron, and optionally arsenic and bismuth from stage (i) whose acidity has been adjusted to between 60 and 275g/L.
  • stage (vii) of leaching of the first precipitated solid rich in iron, copper and lead, and optionally arsenic is carried out at a temperature between 50 and 95°C.
  • the second lead concentrate is recycled to stage (ii).
  • the first leaching solution rich in copper, iron and optionally arsenic is sent to a process for leaching copper from foundry powders.
  • the first leaching solution rich in copper, iron and optionally arsenic is sent to an arsenic abatement process.
  • the sixth leaching solution rich in copper, iron and optionally arsenic is sent to a process for leaching copper from foundry powders.
  • the sixth leaching solution rich in copper, iron and optionally arsenic is sent to an arsenic abatement process.
  • the arsenic abatement process is selected from those that contemplate the production of ferric arsenate.
  • the arsenic abatement process is a scorodite production process.
  • Example 11 A refinery effluent solution was prepared (table 4) to which the concentration of H 2 SO 4 was adjusted to 250 g/L, which was placed in a 5 L glass reactor, where 450 g of fluff that was previously subjected to a copper leaching process to form a pulp with 15% p/p solids. The reactor was stirred at 300 rpm for 6 hours at 85°C. Once the reaction time was over, the pulp was filtered in a kitasate system. The results showed Cu leaching yield of 72.0%, Fe leaching yield of 62.0%, As leaching yield of 71.5%, Zn leaching yield of 57.0%. and a mass loss of 38.5%.
  • a solution was prepared with 40 L of water to which 14 kg of sodium citrate were added and the pH was adjusted to 7.0 with a 800 g/L citric acid solution. Once the reagents had dissolved, 6 kg of leached fluff were added according to example 3. The top fluff had a Pb content of 15.4%.
  • the leaching was carried out at 20°C and stirred at 1,000 rpm for a period of 9 h. A Pb leaching efficiency of 94% was obtained, obtaining a leached sludge that reduced its mass by 24% with a Pb content of 1.19%.
  • a solution was prepared with 2 L of water with a concentration between 323 and 368 g/L of sodium citrate at a pH between 5.3 and 8.8. The pH was adjusted with a 800 g/L citric acid solution. Once the reagents had dissolved, the fluff processed according to example 3 was added in a ratio of between 1.2 and 2.3 g of sodium citrate/g of fluff. The top lint had a Pb content between 15.0 and 15.1%. The leaching was carried out at between 30 and 60°C and agitated between 500 and 700 rpm for a period of between 2 and 4 h. The results are shown in Table 5.
  • a solution was prepared with 4.7 L of water to which 1,633 g of sodium citrate were added, adjusting the pH to 7.0 with a 800 g/L citric acid solution. Once the reagents had dissolved, 700 g of leached fluff were added according to example 3. The top fluff had a Pb content of 17.4%. The leaching was carried out at 40°C and stirred at 700 rpm for a period of 3 h. Subsequently, the pulp was filtered, and the filtered solution used to carry out a lead carbonate precipitation. The pH of the solution was adjusted to 7.5 with a 400 g/L NaOH solution, and then an amount equimolar sodium carbonate.
  • Precipitation was carried out for 1 h, and subsequently the pulp was filtered, while 90% of the filtered solution from the precipitation stage was used to leach fresh sludge.
  • a sodium citrate solution was added in a ratio of sodium citrate: water equal to 0.35:1 fresh to adjust the solids content of the pulp to 10% p/p with respect to the content of erases
  • the pH of the solution was adjusted to 7.0 with a citric acid solution of 800 g/L.
  • the recirculation of the filtration solution from the precipitation stage was repeated until completing a total of 15 cycles.
  • a precipitated solid of lead carbonate was used as seed in the precipitation stage.
  • the average leaching efficiency was 94%, with a leached solid with a Pb content of 1.33% on average.
  • a Pb precipitate with a Pb content of 76% was obtained.
  • the sulfate content reached a maximum value of 96 g/L, which remained constant during the last five cycles of the test.
  • Other analytes that were concentrated in the execution of the different leaching cycles were Fe, reaching 4 g/L, B ⁇ reaching 1.5 g/L and K reaching 1.5 g/L.
  • a pulp was prepared with a sodium hydroxide solution with a concentration between 5.4 and 8.7% p/p and leached lees subjected to consecutive processes of sulfuric and citric leaching with a solids content between 5.0 and 7.0 %p/p.
  • the pulp was placed in a 4 L autoclave and heated at a temperature between 100 and 140°C for a time between 1 and 6 hours at 600 rpm. Once the leaching time was over, the pulp was cooled and filtered in a kitasato system. The results are shown in Table 7.
  • a pulp was prepared with 6,230 mL of water to which 420 g of sodium hydroxide and 350 g of leached fluff were added, subjected to consecutive copper and lead leaching processes, to obtain a concentration of 6.0% p/p. NaOH and 5.0% p/p solids.
  • the pulp was placed in a 10 L glass reactor and heated at 90°C between 1 and 6 hours and stirred at 900 rpm. Once the leaching time was over, the pulp was cooled and filtered in a kitasato system.
  • a solution with an HCl concentration between 54 and 160 g/L and a chloride concentration between 140 and 237 g/L was prepared.
  • the chloride concentration was increased by addition of magnesium chloride hexahydrate.
  • 180 g of pulp subjected to sulfuric and citric leaching processes were added, and on the other hand, pulp subjected to sulfuric, citric and alkaline leaching processes, such as those described in experiments 1 to 37.
  • the pulp was fed to a 5 L glass reactor, heated to 90°C and kept under constant stirring for 6 hours. Once the test was finished, the pulp was filtered in a kitasato system. The results of these tests are presented in Table 9.
  • Examples 46 to 52 450 g of PLS obtained from hydrochloric leaching tests were placed in a 600 mL beaker and heated to 25 to 80°C. Neutralization of the hydrochloric leaching solution was carried out using magnesium oxide slurry at 15% by volume until reaching a pH within the range between 3 and 6. Subsequently, the pulp was filtered with 45 ⁇ m filter paper. Table 10. Results examples 46 to 52
  • the lead concentrate was recirculated to the citrus leach stage.
  • 120 g of lead concentrate obtained from the metal precipitate leaching tests and a sodium citrate solution between 0.5 and 1 M at pH 7 adjusted with citric acid were placed in a 5 L glass reactor.
  • the pulp was kept between 20 and 70°C and stirred at 700 rpm for 3 h.
  • Lead leaching yield varied between 80 and 82% Table 13. Results examples 58 to 61

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Abstract

Un procedimiento para la lixiviación de cobre y plomo, de residuos metalúrgicos de polvos de fundición que han sido sometidos a un proceso de lixiviación de cobre y que comprenden cobre, fierro, plomo, silicio, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto, que, comprende: (i) lixiviación de cobre con una primera solución ácida del residuo metalúrgico, para obtener una primera solución de lixiviación rica en cobre y fierro, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto y una primera borra lixiviada que tiene un contenido reducido de cobre y fierro, y opcionalmente reducido arsénico y enriquecido en plomo y silicio, (ii) lixiviación de la primera borra lixiviada con una primera solución de una sal de un ácido carboxílico, para obtener una segunda borra lixiviada empobrecida en plomo y una segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo, (iii) precipitación en donde se adiciona una primera base a la segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo para obtener un primer concentrado de plomo, y una primera solución de precipitación empobrecida en plomo, (iv) lixiviación alcalina de la segunda borra lixiviada, en donde se adiciona una segunda base para formar una solución de lixiviación alcalina, para obtener una tercera borra lixiviada que tiene un contenido reducido en silicio, y una tercera solución de lixiviación rica en silicio, y opcionalmente arsénico, (v) lixiviación clorhídrica de la tercera borra lixiviada, en donde se utiliza una solución ácida en ambiente de cloruro, para obtener una cuarta borra lixiviada para disposición final y una cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y fierro, y opcionalmente arsénico, (vi), (vii) precipitación metálica desde la cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y hierro, y opcionalmente arsénico con una lechada de neutralizante, para producir una quinta solución rica en cloruro y un primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico, y ( viii) lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico con una solución de ácido sulfúrico, para producir una sexta solución de lixiviación rica en cobre, hierro y opcionalmente arsénico, y un segundo concentrado plomo.

Description

Título de la invención
Procedimiento para la lixiviación de elementos de valor a partir de residuos metalúrgicos
Campo de la invención
La invención versa sobre un procedimiento para la lixiviación de elementos de valor a partir de residuos metalúrgicos, en particular, enfocados en la recuperación de elementos tales como el cobre y plomo, y que opcionalmente pueden contemplar la lixiviación de elementos tales como el hierro, el arsénico, el antimonio, el bismuto, la plata y el germanio.
En un aspecto más específico, la invención versa sobre un procedimiento de lixiviación de elementos de valor de residuo metalúrgico para producir un residuo final que es un residuo estable, conforme a los ensayos de peligrosidad TCLP ( Total characteristic leaching procedure, Procedimiento de lixiviación para caracterización total en castellano) y SPLP (Syntetic precipitation leaching procedure , Procedimiento de lixivación de precipitación sintética en español).
En otra variante de la invención, se divulga un procedimiento para la obtención de un concentrado de plomo a partir de residuos metalúrgicos, el cual en un aspecto aún más preferencial corresponde a carbonato de plomo.
En un aspecto más específico, los residuos metalúrgicos son polvos que provienen de un proceso de fundición de metales.
En un aspecto aún más específico, los residuos metalúrgicos son polvos que provienen de un proceso de fundición de cobre.
En un aspecto aún más específico, los residuos metalúrgicos, o en particular los polvos de fundición contemplan materiales que ya han sido sometidos a procesos de lixiviación, tales como lixiviación sulfúrica.
Dentro de esta descripción se tratará como borras a todo residuo metalúrgico que haya sido sometido a procesos previos de lixiviación.
Estado de la técnica Lixiviación de cobre
El cobre en la borra se encuentra formando principalmente especies tipo ferritas y/o espineles de la forma CuFe2O4 al igual que el cinc, ZnFe2O4 y parte importante del hierro FeFe2O4. La lixiviación de estas especies es función de la temperatura, concentración de ácido y tiempo de residencia, tal como se describe en el estudio de B. S. Boyanov, et al. en World Academy of Science, Engineering and Technology, Vol 9, 2015, 1592-1598. quienes realizaron un estudio de lixiviación de ferritas sintéticas de cinc, cobre y cadmio, evaluando las variables anteriormente mencionadas. Los resultados de este estudio demuestran que las ferritas se disuelven mejor en HCI y H2SO4, a temperaturas elevadas y altas concentraciones de ácido.
A elevadas concentraciones de ácido se observa que la lixiviación de cobre tiene un comportamiento asintótico respecto de la temperatura de lixiviación, la cual transcurrido un tiempo de reacción de 60 min en medio sulfúrico alcanza rendimientos de lixiviación de cobre superiores al 90% para el rango de temperaturas entre 85 y 90°C.
Lixiviación y precipitación de plomo
El consumo mundial de plomo durante el año 2011 superó los 10 millones de toneladas, dentro de los cuales alrededor de un 80% de dicho plomo fue destinado a la fabricación de baterías de plomo y ácido. Estas baterías contienen cantidades de plomo en forma de Pb, PbO2 y PbSO4. La forma más tradicional para recuperar el plomo es la ruta pirometalúrgica, la cual se caracteriza por la adición de un agente reductor, tal como polvo de carbón, chatarra de fierro y oxalato de sodio. La operación se lleva a cabo en hornos a temperaturas superiores a 1000°C, lo que resulta en un proceso de demanda energética elevada He et al., Minerals 7, no. 6 (2017): 93.
Por otro lado, la ruta hidrometalúrgica de recuperación de plomo permite trabajar a temperaturas reducidas, reduciendo los consumos de energía, y a su vez no se produce dióxido de azufre, el que se caracteriza por ser un gas perjudicial para el medio ambiente. La ruta hidrometalúrgica hace uso de agentes de desulfurización tales como carbonato de sodio, carbonato de amonio, bicarbonato de sodio, bicarbonato de amonio, hidróxido de sodio, citrato de sodio, ácido acético, acetato de sodio, entre otros. El objetivo de estos procesos es intercambiar el ion sulfato por otros aniones para formar sales insolubles. Una vez recuperadas, las sales de plomo tales como el citrato de plomo pueden ser calcinadas para producir óxido de plomo (Zárate-Gutiérrez y Lapidus, Hydrometallurgy 144 (2014): 124-128.). Desulfurización con citrato
En el caso particular del uso de citratos, la mezcla de ácido cítrico con citrato de sodio es beneficiosa para la lixiviación de sulfato de plomo y posterior cristalización de citrato de plomo.
Lixiviación del plomo en soluciones de citrato
La constante de producto de solubilidad de la anglesita a 20°C es 6,31 ·10-7, lo que indica que la solubilidad de PbSO4 es muy reducida. No obstante, en presencia de soluciones concentradas de citrato, el plomo forma una serie de complejos solubles. En soluciones que contienen 0,12 M Pb2+, una gran variedad de especies de complejos de citrato están presentes en solución entre el rango de pH de 4,6 a 11,5. A pH inferior a 4,6 la presencia de sulfato de plomo es mayoritaria, mientras que a pH superiores a 11,5 la presencia es hidróxido de plomo es dominante.
He et al., Minerals 7, no. 6 (2017): 93, estudiaron la lixiviación de plomo de una pasta con una relación en peso de sulfato de plomo y agua de 1 :10, mediante la adición de 650 g/L de citrato de sodio a 35°C. Estas condiciones permitieron convertir más del 99% del sulfato de plomo a citrato de plomo transcurrido 60 min de reacción. El aumento de la temperatura hasta 95°C, a una concentración de citrato de sodio de 300 g/L permitió obtener una eficiencia cercana al 99% transcurrido 60 min de reacción. No obstante, al introducir ácido cítrico a la mezcla se observó una disminución en la producción de citrato de plomo. El pH óptimo para la producción de citrato de plomo fue dentro del rango de 6 a 7. A un pH de 5,5 utilizando ácido cítrico y agentes de amonio también se obtienen elevadas eficiencias de lixiviación de plomo de baterías de plomo y ácido. Dentro del rango de pH 5,2 a 5,5 se ha reportado la presencia de citrato de plomo trihidratado ([Pb3(C6H5O7)2] [3H2O]) como la principal especie. A pH superiores dentro del rango 8 a 10 la recuperación de plomo como sal de citrato es inferior, por la formación de hidróxido de plomo. Cuando los residuos de plomo son ricos en óxidos del tipo PbO y PbO2, la lixiviación se lleva a cabo con una relación molar de ácido cítrico a óxido de plomo (II) y (IV) de 1 :1 y 4:1 a 20°C entre 15 y 60 min de reacción, alcanzado eficiencias de lixiviación superiores al 99% en peso, obteniendo Pb(C6H6O7)· H2O como la principal especie (Sonmez y Kumar, Hydrometallurgy 95, no. 1-2 (2009), 82-86.).
La densidad de la pulpa es otro parámetro importante para la lixiviación de plomo con soluciones de citrato. Dentro del rango de 10 a 50 g/L de pulpa de anglesita, lixiviados con una solución de citrato de sodio 1 M, pH 7 a 600 rpm y 25°C, los mayores niveles de extracción de plomo de 90 a 94% se alcanzaron con una concentración de pulpa de 10 g/L. A mayor concentración de la pulpa, menor fue la cantidad de plomo extraída.
De lo anterior subyace que los procesos de desulfurización hidrometalúrgica se ven afectadas por la difusión de los iones citrato en la pasta de plomo dentro del reactor, debido a la elevada densidad de la pasta de plomo. En este contexto es fundamental el diseño de reactores que maximicen la transferencia de masa en el sistema.
La tecnología que se basa en la recuperación de plomo desde desechos de plomo empleando ácido cítrico ha sido desarrollada por Cambridge Enterprise Limited (W02008056125A1). Esta tecnología comprende básicamente tratar residuos de plomo que comprenden óxido de plomo (II), óxido de plomo (IV) y sulfato de plomo con una solución de ácido cítrico, y que alternativamente puede ser tratada en combinación con citrato de sodio a pH que varían dentro del rango de 1 ,4 a 6. Eventualmente es posible adicionar peróxido de hidrógeno en ambiente básico como agente reductor para acelerar la reacción de lixiviación del óxido de plomo (IV) para producir citrato de plomo (Sonmez y Kumar, Hydrometallurgy 95, no. 1-2 (2009), 82-86.).
La presente invención se diferencia de la solicitud W02008056125 A1 en que el pH requerido para la lixiviación varía entre 5,33 y 8,8, donde preferentemente se utiliza un pH igual a 7. Adicionalmente, la presente invención plantea recircular la solución de citrato obtenida posterior a una etapa de precipitación con carbonato de sodio, de modo de poder lixiviar nuevamente residuo metalúrgico de salida de la etapa de lixiviación sulfúrica.
Cristalización de citrato de plomo
Por otro lado, a la hora de cristalizar el citrato de plomo, tanto la variación de la temperatura como la alteración de la relación molar de ácido cítrico y citrato de sodio son alternativas efectivas. A temperaturas superiores a 75°C cuando la relación molar de ácido cítrico y citrato de sodio es igual a cero, se observó una menor cantidad de plomo en el filtrado, lo que sugiere una mayor precipitación del citrato de plomo. A su vez, a temperaturas iniciales inferiores a 75°C se observó una mayor cantidad de plomo en el filtrado, lo que sugiere que una fracción menor de plomo fue cristalizada. En efecto, una elevada diferencia de temperatura por sobre los 75°C favorece la cristalización del citrato de plomo (US 8323373).
Otra estrategia para mejorar la cristalización del citrato de plomo es aumentar la relación molar entre ácido cítrico y citrato de sodio. Por ejemplo, a una temperatura inicial de cristalización de 35°C y una relación molar de ácido cítrico y citrato de sodio de 0,92, sólo un 0,42% del plomo se encontró presente en el filtrado, mientras que la fracción restante superior al 99% fue cristalizada. Utilizando una relación molar de 1,7:1 de ácido cítrico a citrato de sodio a 20°C, con una relación de pasta de batería de plomo y ácido de 1:5 y un tiempo de reacción de 8 h, permite convertir un 98% del plomo en citrato de plomo. Con el objeto de reducir los costos y mejorar la eficiencia en la etapa de lixiviación, se ha propuesto el uso de ácido acético para disolver la pasta de plomo. En consecuencia, se observa que el enfriamiento de la solución acompañado de un aumento de la razón de ácido cítrico y citrato de sodio (acidificación) es efectivo para aumentar la eficiencia de la cristalización y obtener recuperaciones de citrato de plomo superiores a 99% (US 8323373).
Precipitación con carbonato de sodio
La mayoría de los procesos de precipitación con carbonato de sodio reportados en la literatura están basados en el procesamiento de baterías de plomo.
La solicitud de patente AU2009350377A1 divulga un método para recuperar el plomo contenido en pasta electrolíticas de baterías de plomo, mediante la disolución del óxido de plomo en H2SO4 en presencia de sales de acetato, para obtener sulfato de plomo soluble en dichas sales, de modo tal de posteriormente adicionar carbonato o hidróxido del mismo catión para precipitar carbonato/oxycarbonato de plomo u óxido o hidróxido de plomo. El proceso reivindica la recirculación de la solución que contiene las sales de acetato obtenidas de la etapa de precipitación de plomo de modo de disolver nueva pasta electrolítica fresca. La precipitación con hidróxido de sodio se llevó a cabo a 83°C, sin embargo, no hay detalles específicos de cómo realizar la precipitación con carbonato de sodio. La solicitud se diferencia de la invención en que se utilizan sales de citrato para la lixiviación de plomo, y en que no se requiere de una etapa de remoción de sulfato toda vez que la invención contempla una purga que permite mantener las concentraciones de sulfato por debajo del límite de saturación.
La patente US 8568670 divulga un método para producir carbonato de plomo a partir de escorias obtenidas de un proceso de refinamiento de bismuto, en donde la escoria es lixiviada con cloruro de sodio para obtener cloruro de plomo, el cual es filtrado y neutralizado para ser adicionado a una solución que contiene bicarbonato de amonio, bajo una adición de 2 a 3 veces el requerimiento estequiométrico de la reacción, para precipitar carbonato de plomo mediante el ajuste del pH entre 8 a 11 por un período de entre 1 a 2 h. La presente invención se diferencia de la solicitud en que no se utilizan sales de cloruro para la lixiviación de plomo. Adicionalmente, la precipitación se realiza con carbonato de sodio a un pH de entre 7 y 8 el cual es agregado directamente a la solución de lixiviación de plomo, sin requerir pasos de precipitación previa de cloruro de plomo.
La patente US 5.545.805 reivindica un método de inmovilización de plomo de materiales que contienen elementos que aportan dureza tales como calcio y magnesio, en donde el material que contiene plomo es contactado con un carbonato asociado con metal alcalino en una cantidad suficiente para que los metales que aportan dureza reaccionen con el carbonato, y añadir un oxianión de ácido poliprótico. La sal de carbonato es esencialmente carbonato de sodio o potasio, mientras que el oxianión de ácido poliprótico se selecciona de fosfato, borato, selenato, arsenato, cromato o sulfato, para precipitar el plomo como una oxosal de dichos oxianiones. En particular, el método también describe que la oxosal puede ser una sal de carbonato, en cuyo caso precipitaría carbonato de plomo. En los ejemplos de aplicación se observa que el pH de precipitación de plomo es elevado en torno a 12,3. La solicitud de patente se diferencia de la invención en que no se requieren oxoaniones de ácidos polipróticos para la precipitación del plomo.
La solicitud de patente W02005007904A1 divulga un método para la desulfurar una mezcla sólida resultante de la ruptura de baterías de plomo que contienen residuos de óxidos, oxisulfatos y sulfatos de plomo, mediante el contacto con carbonato de amonio, sodio o potasio en una relación molar de entre un 0,1 y 10% de exceso por sobre la concentración de sulfato, y el contacto con sustancia solubilizantes de lanarkita dentro de las que se menciona ácido cítrico y citratos, en una razón molar de carbonato a solvente de entre 1 a 2,75. En el proceso los residuos de plomo son desulfurados mediante la acción de las sustancias solubilizantes anteriormente mencionadas, y posteriormente el plomo es precipitado mediante la acción de carbonatos, en donde la temperatura de operación del proceso se realiza de preferencia entre 60 y 100°C. Esta solicitud se diferencia de la presente invención en que la cantidad de carbonato de plomo añadido no requiere de una adición por sobre la cantidad estequiométrica necesaria para precipitar plomo en función del contenido de sulfato de la solución, toda vez que la purga considerada mantiene los niveles de sulfato a un nivel tal bajo la saturación que no impacta la precipitación del carbonato de plomo.
Lixiviación alcalina
Mufakhir et al., IOP Conf. Seríes: Materials Science and Engineeríng 285 (2017) 012003 estudiaron la lixiviación de silicio en presencia de hidróxido de sodio a partir de escorias de un proceso de obtención de ferroníquel. La lixiviación alcalina de la escoria fue evaluada a concentraciones de NaOH de entre 6 y 14 mol/L, contenido de sólidos entre 5 y 25 %p/p y temperatura entre 25 y 110°C. Los resultados mostraron un rendimiento máximo de 31% de lixiviación de silicio. En invención objeto de la presente solicitud se divulga un método para maximizar la lixiviación de cobre y plomo que incluye etapas de lixiviación sulfúrica y cítrica con el objeto de remover el Cu y Pb presente en la borra, para posteriormente proceder a la lixiviación alcalina. La remoción de Cu, Fe y Pb en etapas tempranas permite modificar químicamente la borra, dejando a las especies de silicio más lábiles a la lixiviación como se muestran en los resultados obtenidos en la presente solicitud.
Lixiviación clorhídrica
La patente US7329396 describe un proceso para lixiviar un metal de valor de materiales oxidantes, como un mineral de níquel laterítico, que comprende la etapa de lixiviar el mineral con un lixiviante que comprende una sal catiónica (por ejemplo, cloruro de magnesio) y HCI. Se puede agregar un oxidante o cloruro de metal adicional (como el que resulta de la operación de lixiviación). En una modalidad, el proceso comprende la recuperación de un metal de valor del mineral que comprende las etapas de: lixiviar el mineral con un lixiviante; separando un valor de lixiviado rico en metales del mineral en una primera separación sólido-líquido; oxidando y neutralizando el valor del lixiviado rico en metales así obtenido; y separar una solución de cloruro de magnesio del lixiviado así obtenido en una segunda separación sólido-líquido. En otra modalidad, la solución lixiviante se regenera a partir de la solución de cloruro de magnesio. En una modalidad adicional, la regeneración de la solución lixiviante incluye una etapa de producción de óxido de magnesio a partir de la solución de cloruro de magnesio.
Una diferencia de la invención con la patente US7329396 es que se señala que se prefiere un pH por sobre 0,4 con el objeto de precipitar hematita. En el caso de la presente invención, es conveniente trabajar a pH bajo, preferentemente bajo pH -0,25, con el objeto de obtener ion férrico en solución que es favorable para la utilización de la solución lixiviante en otros procesos de lixiviación, como aquellos de lixiviación de polvos de fundición. Adicionalmente, la precipitación de hidróxidos de fierro es del todo desfavorable en la presente invención, toda vez que la razón de concentración entre la plata y el fierro asciende a 0,01 g Ag/g Fe, y, en consecuencia, la precipitación de hidróxidos de fierro puede arrastrar la plata presente en solución.
La solicitud de patente CA2820631A1 se refiere a procesos que pueden ser eficaces para tratar diversos materiales que comprenden varios metales diferentes. Estos materiales se pueden lixiviar con HCI para obtener un lixiviado y un sólido. Luego, se pueden separar entre sí y se puede aislar un primer metal del lixiviado. Luego, un segundo metal puede ser aislado del lixiviado. El primer y segundo metal pueden aislarse cada uno sustancialmente de los lixiviados. Esto se puede hacer controlando la temperatura del lixiviado, ajustando el pH, haciendo reaccionar aún más el lixiviado con HCI, etc. Los metales que pueden recuperarse en forma de cloruros metálicos pueden eventualmente convertirse en los óxidos metálicos correspondientes, permitiendo así la recuperación HCI. Los diversos metales se pueden elegir entre aluminio, hierro, zinc, cobre, oro, plata, molibdeno, cobalto, magnesio, litio, manganeso, níquel, paladio, platino, torio, fósforo, uranio, titanio, elementos de tierras raras y metales raros.
La presente invención se diferencia de la solicitud de patente CA2820631A1 en que la primera no requiere temperaturas superiores a 90°C para llevar a cabo eficientemente la lixiviación de metales, a diferencia de la solicitud que requiere temperaturas por sobre 125°C. Más aún, la lixiviación del material que contiene aluminio se realiza con una concentración de HCI que parte en 18 % p/p, mientras que la presente invención requiere concentraciones de HCI inferiores a 140 g/L (o inferiores a 11 %p/p).
Descripción de las figuras
La Figura I muestra el diagrama de proceso del procedimiento divulgado por la presente invención.
La Figura II muestra el espectro de difracción por rayos X del concentrado de plomo obtenido en los ejemplos de aplicación.
La Figura III muestra el espectro Raman del concentrado de plomo obtenido en los ejemplos de aplicación.
Descripción de la invención
En un aspecto amplio, la invención describe un procedimiento para la lixiviación de cobre y plomo, de residuos metalúrgicos de polvos de fundición que han sido sometidos a un proceso de lixiviación de cobre y que comprenden cobre, fierro, plomo, y silicio, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto que maximiza la recuperación de cobre y plomo.
En otra opción preferencial, la invención describe un procedimiento para la lixiviación de cobre y plomo de residuos metalúrgicos de polvos de fundición que han sido sometidos a un proceso de lixiviación de cobre y que comprenden cobre, fierro, plomo, y silicio, y opcionalmente arsénico, antimonio, bismuto, plata y germanio y que deja un residuo final que está principalmente compuesto por aluminosilicatos y que pasa los ensayos de peligrosidad de acuerdo con el ensayo TCLP.
En otra opción preferencial, la invención describe un procedimiento para la obtención de un concentrado de plomo de residuos metalúrgicos de polvos de fundición que han sido sometidos a un proceso de lixiviación de cobre y que comprenden cobre, fierro, plomo, y silicio, y opcionalmente arsénico, antimonio, bismuto, plata y germanio.
El procedimiento de la presente invención comprende las siguientes etapas: una etapa (i) de lixiviación de cobre del residuo metalúrgico (1), en donde se utiliza una primera solución de lixiviación ácida (2) para obtener una primera solución de lixiviación rica en cobre y hierro, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto (3) y una primera borra lixiviada que tiene un contenido reducido de cobre y hierro, y opcionalmente reducido en arsénico y enriquecido en plomo y silicio (4), una etapa (ii) de lixiviación de la primera borra lixiviada (4) en donde dicha primera borra lixiviada (4) es procesada con una primera solución de una sal de un ácido carboxílico (5), para obtener una segunda borra lixiviada empobrecida en plomo (6) y una segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo (7), una etapa (iii) de precipitación en donde se adiciona una primera base (8) a la segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo (7) para obtener un primer concentrado de plomo (9), y una primera solución de precipitación empobrecida en plomo (10), una etapa (iv) de lixiviación alcalina de la segunda borra lixiviada (6), en donde se adiciona una segunda base (11) para formar una solución de lixiviación alcalina, para obtener una tercera borra lixiviada que tiene un contenido reducido en silicio (12), y una tercera solución de lixiviación rica en silicio, y opcionalmente arsénico (13), una etapa (v) de lixiviación clorhídrica de la tercera borra lixiviada (12), en donde se utiliza una solución ácida en ambiente de cloruro (14), para obtener una cuarta borra lixiviada para disposición final (15) y una cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y fierro, y opcionalmente arsénico (16), una etapa (vi) de precipitación metálica desde la cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y hierro, y opcionalmente arsénico (16) con una lechada de neutralizante (17), para producir una quinta solución rica en cloruro (18) y un primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico (19), y una etapa (vii) de lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico (19) con una solución de ácido sulfúrico (20), para producir una sexta solución de lixiviación rica en cobre, hierro y opcionalmente arsénico (21), y un segundo concentrado plomo (22).
En una opción preferencial, el residuo metalúrgico a procesar es polvo obtenido por medio de un proceso de fundición de metales.
En una opción más preferencial, dicho polvo obtenido por medio de un proceso de fundición de cobre es polvo de fundición.
En una opción aún más preferencial, el residuo metalúrgico ha sido sometido a un proceso de lixiviación de cobre.
En una opción aún más preferencial, dicho residuo metalúrgico fue sometido a una lixiviación con H2SO4.
En una opción preferencial, el residuo metalúrgico a procesar comprende las especies mineralógicas anglesita, covelina, espineles de cobre de la forma CuOFe2O3, espineles de cinc de la forma ZnOFe2O3, magnetita, óxido de fierro(lll), pirita, escorodita, mucovita, caolinita y sulfato de plomo(ll).
En una opción aún más preferencial, el cobre contenido en el residuo metalúrgico está presente como sulfato de cobre, calcosina, covelina y espineles de cobre de la forma CuOFe2O3.
En una opción aún más preferencial, el cobre contenido en el residuo metalúrgico está presente en al menos un 50% en la forma de espinel de cobre de la forma CuOFe2O3.
En una opción preferencial, el silicio contenido en el residuo metalúrgico está presente como muscovita y caolinita.
En otra opción preferencial, el plomo contenido en el residuo metalúrgico está presente como sulfato de plomo(ll), galena u óxido de plomo(ll).
En una opción aún más preferencial, el plomo está en al menos un 95% como sulfato de plomo(ll). En una opción preferencial, la primera solución de lixiviación ácida comprende H2SO4 y/o un efluente de refinería.
En una opción preferencial, la etapa (i) se realiza a una concentración de H2SO4 de entre 150 y 300 g/L, más preferentemente a una concentración de H2SO4 de 250 g/L.
En una opción preferencial, la etapa (i) se realiza a una temperatura de entre 50 y 130°C, más preferentemente a una temperatura de 85°C.
En una opción preferencial, la etapa (i) se realiza durante un tiempo de entre 3 y 12 horas, más preferentemente a un tiempo de residencia de 6 horas.
En una opción preferencial, la etapa (i) se realiza a una concentración de sólidos de entre 5 y 20 %p/p, más preferentemente a una concentración de sólidos de 15%p/p.
En una opción preferencial, en la etapa (ii) de lixiviación la sal de ácido carboxílico es citrato de sodio.
En una opción preferencial, en la etapa (ii) la solución de citrato de sodio tiene una concentración molar de citrato de sodio de entre 0,5 y 1 M.
En una opción preferencial, en la etapa (ii) la primera borra lixiviada se alimenta a la solución de citrato de sodio en una relación másica de 1 :9.
En una opción preferencial, la etapa (ii) se lleva a cabo a una temperatura de entre 20°C y 60°C, más preferentemente a 40°C.
En una opción preferencial, la etapa (ii) se lleva a cabo por un tiempo de residencia de entre 1 y 23 h.
En una opción preferencial, la etapa (ii) se lleva a cabo a un pH de entre 5,3 y 8,8, más preferentemente a un pH de 7,0.
En una opción preferencial, en la etapa (ii) se adiciona el ácido correspondiente de la sal de ácido carboxílico para el ajuste de pH.
En una opción aún más preferencial, en la etapa (ii) se adiciona ácido cítrico para el ajuste de pH.
En una opción preferencial, la primera base que se adiciona a la etapa (iii) es una sal de carbonato, seleccionada de una de carbonato de sodio, bicarbonato de sodio o carbonato de magnesio. En una opción aún más preferencial, la primera base que se adiciona a la etapa (iii) es carbonato de sodio.
En una opción preferencial, el carbonato de sodio que se adiciona a la etapa (iii) se realiza en relación estequiométrica 1:1 respecto de la concentración de plomo en la tercera solución de lixiviación.
En una opción preferencial, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo a una temperatura de entre 20 y 90°C, más preferentemente a 70°C.
En una opción preferencial, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo por un tiempo de 0,5 y 6 h.
En una opción preferencial, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo a un pH de entre 6 y 9, más preferentemente a un pH de 7,5.
En una opción preferencial, en la etapa (iii) el ajuste de pH se realiza con un neutralizante tal como hidróxido de sodio sin considerar neutralizantes que aportan dureza a la solución a base de calcio y/o magnesio.
En una opción preferencial, la primera solución de precipitación de la etapa (iii) es recirculada a la etapa (ii) para lixiviar la primera borra lixiviada de la etapa (i).
En una opción preferencial, una parte del primer concentrado de plomo es recirculado a la etapa (iii) para actuar como semilla.
En una opción aún más preferencial, la parte del primer concentrado de plomo que se recircula corresponde a un 30% del total de dicho primer sólido precipitado.
En una opción preferencial, la razón de reciclo de la primera solución de precipitación empobrecida en plomo a la etapa (iii) es de un 90%.
En una opción preferencial, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo recirculada a la etapa (ii) requiere una restitución de citrato de sodio.
En una opción preferencial, la restitución de citrato de sodio es una solución que contiene citrato de sodio en una relación en masa de 0,35:1 respecto del agua utilizada para preparar dicha solución y se adiciona de forma tal de obtener un pulpa que tenga un 10%p/p de sólidos respecto de la segunda borra lixiviada. En una opción preferencial, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo recirculada a la etapa (ii) requiere un ajuste de pH a 7,0.
En una opción aún más preferencial, el ajuste de pH en la etapa (ii) se realiza con una solución de ácido cítrico de entre 600 y 900 g/L.
En una opción preferencial, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo obtenida de la etapa (iii) no requiere de una etapa de remoción de sulfato de sodio.
En una opción preferencial, el primer concentrado de plomo consiste en carbonato de plomo.
En una opción preferencial, la segunda base utilizada en la lixiviación de la etapa (iv) se selecciona de entre Mg(OH)2, KOH o NaOH.
En una opción preferencial, la segunda base que se adiciona en la etapa (iv) se agrega en una razón de entre 5 y 10 %p/p respecto de la masa total de la solución de lixiviación alcalina, más preferentemente en una razón de 6,0 %p/p.
En una opción preferencial, la reacción de lixiviación de la etapa (iv) se realiza a una temperatura entre 70 y 150°C, más preferentemente a una temperatura de 130°C.
En una opción preferencial, la reacción de lixiviación de la etapa (iv) se realiza durante un tiempo de residencia de entre 1 a 12 horas, más preferentemente a tiempo de residencia de 3 horas.
En una opción preferencial, el ácido utilizado en la lixiviación de la etapa (v) es HCI.
En una opción preferencial, en la etapa (v) el HCI se suministra en una concentración que varía entre 50 y 140 g/L.
En una opción preferencial, en la etapa (v) se agrega una sal de cloruro.
En una opción aún más preferencial, en la etapa (v) el ambiente cloruro es incrementado por adición de cloruro de magnesio.
En una opción preferencial, en la etapa (v) la sal de cloruro se suministra de tal forma que la concentración de cloruro está entre 140 y 240 g/L.
En una opción preferencial, la etapa (v) se lleva a cabo a un pH de entre -1 ,5 y -0,25, preferentemente dentro del rango -0,73 y -0,65. En una opción preferencial, la etapa (v) se lleva a cabo a una temperatura en un rango de 40 a 95°C.
En una opción preferencial, la lechada de neutralizante de la etapa (vi) de precipitación metálica se selecciona de aquellas entre hidróxido de calcio, óxido de calcio, carbonato de calcio, caliza, caliza dolomítica, carbonato de magnesio, hidróxido de magnesio u óxido de magnesio.
En una opción aún más preferencial, la lechada de neutralizante de la etapa (vi) de precipitación metálica es una lechada de óxido de magnesio.
En otra opción preferencial, la etapa (vi) se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
En una opción preferencial, la lechada de neutralizante adicionada en la etapa (vi) se suministra hasta alcanzar un pH de entre 3 y 7.
En otra opción preferencial, la etapa (vi) tiene un tiempo de residencia de entre 0,5 y 3 horas.
En una opción preferencial, la quinta solución rica en cloruro de la etapa (vi) es enviada a un proceso de cristalización de cloruro de magnesio.
En otra opción preferencial, la quinta solución rica en cloruro de la etapa (vi) es recirculada a la cuarta etapa de precipitación de plata.
En otra opción preferencial, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) tiene una concentración de ácido sulfúrico de entre 60 y 275 g/L.
En otra opción preferencial, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) es una solución de lixiviación sulfúrica de polvos de fundición.
En otra opción preferencial, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) es la primera solución de lixiviación rica en cobre y hierro, y opcionalmente arsénico y bismuto de la etapa (i) la cual se le ha ajustado la acidez a entre 60 y 275 g/L.
En una opción preferencial, la etapa (vii) de lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
En una opción preferencial, el segundo concentrado de plomo es recirculado a la etapa (ii). En una opción preferencial, la primera solución de lixiviación rica en cobre, fierro y opcionalmente arsénico es enviada a un proceso de lixiviación de cobre de polvos de fundición.
En una opción preferencial, la primera solución de lixiviación rica en cobre, fierro y opcionalmente arsénico es enviada a un proceso de abatimiento de arsénico.
En una opción preferencial, la sexta solución de lixiviación rica en cobre, fierro y opcionalmente arsénico es enviada a un proceso de lixiviación de cobre de polvos de fundición.
En una opción preferencial, la sexta solución de lixiviación rica en cobre, fierro y opcionalmente arsénico es enviada a un proceso de abatimiento de arsénico.
En una opción preferencial, el proceso de abatimiento de arsénico se selecciona de aquellos que contemplan la producción de arseniato férrico.
En una opción aún más preferencial, el proceso de abatimiento de arsénico es un proceso de producción de escorodita.
Ejemplos de aplicación
Los siguientes ejemplos deben ser considerados como modalidades de la presente invención, y en ningún caso deben ser consideradas como limitantes de ésta, ya que las distintas adaptaciones que puedan realizarse del mismo estarán cubiertas dentro de la materia reivindicada por esta invención.
Lixiviación sulfúrica
Ejemplos 1 a 7
Se prepararon entre 2.550 y 2.850 g de una solución de ácido sulfúrico con una concentración entre 150 y 250 g/L de H2SO4, la cual se dispuso en un reactor vidriado de 5 L, en donde se agregó borra que fue previamente sometida a un proceso de lixiviación de cobre con un contenido de sólidos entre 5 y 10%p/p. La mineralogía de dichas borras se presenta en la Tabla 1. El reactor fue agitado a 300 rpm por un tiempo de 3 a 6 horas a 85°C. Una vez terminado el tiempo de reacción, la pulpa fue filtrada en sistema kitasato. Los resultados se presentan en la Tabla 2. Tabla 1. Mineralogía de las borras
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Tabla 2. Resultados de lixiviación sulfúrica ejemplos 1 a 7
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Ejemplos 8 a 10
Se prepararon 2.550 g de una solución de 250 g/L de H2SO4, las cuales se dispusieron en una autoclave de 4 L, en donde se agregó borra que fue previamente sometida a un proceso de lixiviación de cobre a un contenido de sólidos de 15%p/p. El reactor fue agitado a 300 rpm por un tiempo de 1 a 6 horas a 130°C. Una vez terminado el tiempo de reacción, la pulpa fue filtrada en sistema kitasato. Los resultados se presentan en la Tabla 3.
Tabla 3. Resultados de lixiviación sulfúrica ejemplos 8 a 10
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Ejemplo 11 Se preparó una disolución de efluente de refinería (tabla 4) a la cual se le ajustó la concentración de H2SO4 a 250 g/L, la cual se dispuso en un reactor vidriado de 5 L, en donde se agregaron 450 g de borra que fue previamente sometida a un proceso de lixiviación de cobre para conformar una pulpa con un 15%p/p de sólidos. El reactor fue agitado a 300 rpm por un tiempo de 6 horas a 85°C. Una vez terminado el tiempo de reacción, la pulpa fue filtrada en sistema kitasato. Los resultados mostraron un rendimiento de lixiviación de Cu de 72,0%, un rendimiento de lixiviación de Fe de 62,0%, un rendimiento de lixiviación de As de 71 ,5%, un rendimiento de lixiviación de Zn de 57,0% y una pérdida de masa del 38,5%.
Tabla 4. Composición efluente de refinería
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Lixiviación cítrica Ejemplo 12
Se preparó una solución con 40 L de agua a la cual se le agregaron 14 kg de citrato de sodio y se ajustó pH a 7,0 con una solución de ácido cítrico de 800 g/L. Una vez disueltos los reactivos se adicionaron 6 kg de borra lixiviada conforme al ejemplo 3. La borra de cabeza tenía un contenido de Pb de 15,4%. La lixiviación se llevó a cabo a 20°C y agitada a 1.000 rpm por un período de 9 h. Se obtuvo una eficiencia de lixiviación de Pb de 94%, obteniendo una borra lixiviada que redujo su masa en un 24% con un contenido de Pb de 1,19%.
Ejemplos 13 a 19
Se preparó una solución con 2 L de agua con una concentración de entre 323 y 368 g/L de citrato de sodio a un pH entre 5,3 y 8,8. El pH fue ajustado con una solución de ácido cítrico de 800 g/L. Una vez disueltos los reactivos se adicionó la borra procesada conforme al ejemplo 3 en una relación de entre 1,2 y 2,3 g de citrato de sodio/g de borra. La borra de cabeza tenía un contenido de Pb de entre 15,0 y 15,1%. La lixiviación se llevó a cabo a entre 30 y 60°C y agitada entre 500 y 700 rpm por un período de entre 2 y 4 h. Los resultados se muestran en la Tabla 5.
Tabla 5. Resultados de lixiviación cítrica ejemplos 13 a 19
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Precipitación de plomo
Ejemplos 20 a 25
Se tomaron 447 mL de una solución de lixiviación de plomo con una concentración de Pb de 15,8 g/L. El pH fue ajustado a un rango entre 7,0 y 8,0 adicionando una solución de NaOH de 400 g/L. Se adicionó una cantidad carbonato de sodio equimolar a la cantidad de Pb presente en la solución de lixiviación. La precipitación se llevó a cabo durante 1 h a una temperatura entre 40 y 70°C.
Tabla 6. Resultados de precipitación de plomo ejemplos 20 a 25
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Ejemplo 26
Se preparó una solución con 4,7 L de agua a la cual se le agregaron 1.633 g de citrato de sodio ajustando el pH a 7,0 con una solución de ácido cítrico de 800 g/L. Una vez disueltos los reactivos se adicionaron 700 g de borra lixiviada conforme al ejemplo 3. La borra de cabeza tenía un contenido de Pb de 17,4%. La lixiviación se llevó a cabo a 40°C y agitada a 700 rpm por un período de 3 h. Posteriormente la pulpa fue filtrada, y la solución filtrada utilizada para realizar una precipitación de carbonato de plomo. El pH de la solución fue ajustado a 7,5 con una solución de NaOH de 400 g/L, y luego se adicionó una cantidad equimolar de carbonato de sodio. La precipitación se llevó a cabo por 1 h, y posteriormente la pulpa fue filtrada, mientras que el 90% de la solución filtrada de la etapa de precipitación fue utilizada para lixiviar borra fresca. Para dicho segundo ciclo de lixiviación, se adicionó una solución de citrato de sodio en una relación de citrato de sodio: agua igual a 0,35:1 fresca para ajustar el contenido de sólidos de la pulpa a 10%p/p respecto del contenido de borra. Adicionalmente, el pH de la solución fue ajustado a 7,0 con una solución de ácido cítrico de 800 g/L. Una vez ajustado el pH de la lixiviación, se realizó el segundo ciclo de lixiviación de Pb, y posteriormente un segundo ciclo de precipitación de Pb, siguiendo las mismas condiciones de precipitación descritas al inicio del ejemplo 18. La recirculación de solución de filtración de la etapa de precipitación fue repetida hasta completar un total de 15 ciclos. Para los últimos 5 ciclos se utilizó como semilla sólido precipitado de carbonato de plomo en la etapa de precipitación. La eficiencia de lixiviación promedio fue de un 94%, con un sólido lixiviado con un contenido de Pb de 1 ,33% en promedio. En la etapa de precipitación se obtuvo un precipitado de Pb con un contenido de Pb de 76%. El contenido de sulfatos llegó a un valor máximo de 96 g/L, el cual se mantuvo constante durante los cinco últimos ciclos de la prueba. Otros analitos que se concentraron en la ejecución de los distintos ciclos de lixiviación fueron el Fe, alcanzando los 4 g/L, el B¡ alcanzado los 1 ,5 g/L y el K alcanzando los 1 ,5 g/L. El elemento que se lixivió de forma más importante en las pruebas fue el Bi, con una lixiviación promedio del 66%. Tanto el Cu, como el Fe, Ag, Ge, Sb, As, Si, Al y K tuvieron eficiencias de lixiviación despreciables. En este contexto, la prueba semi-contínua no requirió de una etapa de remoción de sulfato de sodio, toda vez que la concentración obtenida no afectó la lixiviación.
Se realizó análisis DRX de los sólidos precipitados, mostrando presencia de carbonato de plomo asociado a hidróxido de sodio (NaPb2(CO3)2OH). A su vez, se realizó análisis Raman el cual mostró dos picos a los 635,6 cm-1 y a los 1.011 ,9 cm-1 los cuales corresponden a carbonato de plomo.
Lixiviación alcalina
Ejemplos 27 a 35
Se preparó una pulpa con una solución de hidróxido de sodio con una concentración entre 5,4 y 8,7%p/p y borra lixiviada sometida a procesos consecutivos de lixiviación sulfúrica y cítrica con un contenido de sólidos entre 5,0 y 7,0 %p/p. La pulpa fue dispuesta en una autoclave de 4 L y calentada a una temperatura entre 100 y 140°C por un tiempo entre 1 y 6 horas a 600 rpm. Una vez cumplido el tiempo de lixiviación, la pulpa fue enfriada y filtrada en sistema kitasato. Los resultados se muestran en la Tabla 7.
Tabla 7. Resultados ejemplos 27 a 35
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Ejemplos 36 a 37
Se preparó una pulpa con 6.230 mL de agua a la cual se le adicionaron 420 g de hidróxido de sodio y 350 g de borra lixiviada sometida a procesos consecutivos de lixiviación de cobre y plomo, para tener una concentración de 6,0%p/p de NaOH y 5,0%p/p de sólidos. La pulpa fue dispuesta en un reactor vidriado de 10 L y calentado a 90°C entre 1 y 6 horas y agitado a 900 rpm. Una vez cumplido el tiempo de lixiviación, la pulpa fue enfriada y filtrada en sistema kitasato.
Tabla 8. Resultados ejemplos 36 y 37
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Lixiviación clorhídrica
Ejemplos 38 a 45
Se preparó una solución con una concentración de HCI entre 54 y 160 g/L y con una concentración de cloruro de 140 a 237 g/L. La concentración de cloruro se incrementó mediante adición de cloruro de magnesio hexahidratado. A dicha solución se agregaron 180 g de borra sometida a procesos de lixiviación sulfúrica y cítrica, y por otro lado borras sometidas a procesos de lixiviación sulfúrica, cítrica y alcalina, como los descritos en los experimentos 1 a 37. La pulpa se alimentó a un reactor de vidrio de 5 L, se calentó a 90°C y se mantuvo en agitación constante durante 6 horas. Una vez concluida la prueba la pulpa fue filtrada en sistema kitasato. Los resultados de estas pruebas se presentan en la tabla 9.
Tabla 9. Resultados ejemplos 38 y 45
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Los resultados muestran una evidente contribución en la lixiviación de cobre incluyendo la etapa de lixiviación alcalina, la cual permite aumentar el rendimiento de lixiviación de cobre del proceso global. Esta observación se ve explicada por la existencia de crisocolas en la matriz de las borras que salen de la etapa ii, las cuales son efectivamente modificadas en la etapa iii por la acción de la base en la remoción de silicio, dejando el cobre más lábil para el ataque alcalino de la etapa (v), tal como se aprecia en los resultados aquí expuestos. El residuo final de las pruebas de lixiviación clorhídrica fue sometido a test de estabilidad conforme al protocolo TCLP y SPLP, obteniéndose valores de cadmio, arsénico y plomo liberados por debajo de los valores permitidos por la norma.
Precipitación metálica
Ejemplos 46 a 52 Se colocaron 450 g de PLS obtenido de pruebas de lixiviación clorhídrica en un vaso de precipitado de 600 mL y se calentaron entre 25 y 80°C. Se realizó neutralización de la solución de lixiviación clorhídrica utilizando lechada de óxido de magnesio al 15% en volumen hasta llegar a un pH dentro del rango entre 3 y 6. Posteriormente, la pulpa fue filtrada con papel filtro de 45 μm. Tabla 10. Resultados ejemplos 46 a 52
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Concentrado de plomo
Ejemplos 53 a 55
Se colocaron 50 g de precipitado metálico con un contenido de 17,1% Fe, 1 ,3% Cu y 0,44% Pb en un vaso de precipitado de 600 mL y se adicionó ácido sulfúrico para conseguir una concentración entre 60 y 257 g/L de H2SO4. La pulpa se agitó con barra magnética y se llevó a una temperatura de 60°C por 5 h, y una vez cumplido el tiempo de lixiviación la pulpa se filtró con papel de 45 pm. Tabla 11. Resultados ejemplos 53 a 55
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Ejemplos 56 a 57
Se colocaron 1.700 g de precipitado metálico con un contenido de 17,1% Fe, 1,3% Cu y 0,44% Pb en un reactor vidriado de 20 L, al que se le adicionaron 15.300 g de una solución de 275 g/L de H2SO4. La pulpa se mantuvo entre 25 y 80°C y con agitación mecánica a 450 rpm durante 5 h, y una vez cumplido el tiempo de lixiviación la pulpa se filtró en papel filtro N°42.
Tabla 12. Resultados ejemplos 56 a 57
Figure imgf000026_0002
Lixiviación cítrica del concentrado de plomo
Ejemplos 58 a 61
El concentrado de plomo se recirculó a la etapa de lixiviación cítrica. En un reactor vidriado de 5 L se colocaron 120 g de concentrado de plomo obtenido de las pruebas de lixiviación de precipitado metálico y una solución de citrato de sodio entre 0,5 y 1 M a pH 7 ajustado con ácido cítrico. La pulpa se mantuvo entre 20 y 70°C y agitada a 700 rpm durante 3 h. El rendimiento de lixiviación de plomo varió entre 80 y 82% Tabla 13. Resultados ejemplos 58 a 61
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Claims

Reivindicaciones
1. Un procedimiento para la lixiviación de cobre y plomo, de residuos metalúrgicos de polvos de fundición que han sido sometidos a un proceso de lixiviación de cobre y que comprenden cobre, fierro, plomo, silicio, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto, CARACTERIZADO porque, comprende: i. lixiviación de cobre con una primera solución ácida del residuo metalúrgico, para obtener una primera solución de lixiviación rica en cobre y fierro, y opcionalmente arsénico, antimonio y bismuto y una primera borra lixiviada que tiene un contenido reducido de cobre y fierro, y opcionalmente reducido arsénico y enriquecido en plomo y silicio, ii. lixiviación de la primera borra lixiviada en donde dicha primera borra lixiviada es procesada con una primera solución de una sal de un ácido carboxílico, para obtener una segunda borra lixiviada empobrecida en plomo y una segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo, m. precipitación en donde se adiciona una primera base a la segunda solución de lixiviación enriquecida en plomo para obtener un primer concentrado de plomo, y una primera solución de precipitación empobrecida en plomo, iv. lixiviación alcalina de la segunda borra lixiviada, en donde se adiciona una segunda base para formar una solución de lixiviación alcalina, para obtener una tercera borra lixiviada que tiene un contenido reducido en silicio, y una tercera solución de lixiviación rica en silicio, y opcionalmente arsénico, v. lixiviación clorhídrica de la tercera borra lixiviada, en donde se utiliza una solución ácida en ambiente de cloruro, para obtener una cuarta borra lixiviada para disposición final y una cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y fierro, y opcionalmente arsénico, vi. precipitación metálica desde la cuarta solución de lixiviación rica en cobre, plomo y hierro, y opcionalmente arsénico con una lechada de neutralizante, para producir una quinta solución rica en cloruro y un primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico, y vii. lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico con una solución de ácido sulfúrico, para producir una sexta solución de lixiviación rica en cobre, hierro y opcionalmente arsénico, y un segundo concentrado plomo.
2. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 1, CARACTERIZADO porque, el residuo metalúrgico a procesar es polvo obtenido por medio de un proceso de fundición de metales.
3. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 2, CARACTERIZADO porque, dicho polvo obtenido por medio de un proceso de fundición de cobre es polvo de fundición.
4. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 , 2 o 3, CARACTERIZADO porque, el residuo metalúrgico ha sido sometido a un proceso de lixiviación de cobre.
5. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 4, CARACTERIZADO porque, dicho residuo metalúrgico fue sometido a una lixiviación con H2SO4.
6. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 3, CARACTERIZADO porque, el residuo metalúrgico a procesar comprende las especies mineralógicas anglesita, covelina, espineles de cobre de la forma CuOFe2O3, espineles de cinc de la forma Zn0Fe2O3, magnetita, óxido de fierro(lll), pirita, escorodita, mucovita, caolinita y sulfato de plomo(ll).
7. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 6, CARACTERIZADO porque, el cobre contenido en el residuo metalúrgico está presente como sulfato de cobre, calcosina, covelina y espineles de cobre de la forma CuOFe2O3.
8. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 7, CARACTERIZADO porque, el silicio contenido en el residuo metalúrgico está presente como muscovita y caolinita.
9. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 7 o 1 a 8, CARACTERIZADO porque, el plomo contenido en el residuo metalúrgico está presente como sulfato de plomo(ll), galena u óxido de plomo(ll).
10. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 9, CARACTERIZADO porque, el plomo está en al menos un 95% como sulfato de plomo(ll).
11. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 10, CARACTERIZADO porque, la primera solución de H2SO4 pueden comprender H2SO4 y/o un efluente de refinería.
12. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 11 , CARACTERIZADO porque, la etapa (i) se realiza a una concentración de H2SO4 de entre 150 y 300 g/L.
13. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 12, CARACTERIZADO porque, la etapa (i) se realiza a una temperatura de entre 50 y 130°C.
14. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 13, CARACTERIZADO porque, la etapa (i) se realiza durante un tiempo de entre 3 y 12 horas.
15. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 14, CARACTERIZADO porque, la etapa (i) se realiza a una concentración de sólidos de entre 5 y 20%p/p.
16. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 15, CARACTERIZADO porque, en la etapa (ii) de lixiviación la sal de ácido carboxílico es citrato de sodio.
17. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 16, CARACTERIZADO porque, en la etapa (ii) la solución de citrato de sodio tiene una concentración molar de citrato de sodio entre 0,5 y 1 M.
18. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 17, CARACTERIZADO porque, en la etapa (ii) la primera borra lixiviada se alimenta a la solución de citrato de sodio en una relación másica de 1:9.
19. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 18, CARACTERIZADO porque, la etapa (ii) se lleva a cabo a una temperatura de entre 20°C y 60°C.
20. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 19, CARACTERIZADO porque, la etapa (ii) se lleva a cabo por un tiempo de residencia de entre 1 y 23 h.
21. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 20, CARACTERIZADO porque, en la etapa (ii) se lleva a cabo a un pH de entre 5,3 y 8,8.
22. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 21 , CARACTERIZADO porque, en la etapa (ii) se adiciona ácido cítrico para el ajuste de pH.
23. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 22, CARACTERIZADO porque, el ajuste de pH en la etapa (ii) se realiza con una solución de ácido cítrico de 600 y 900 g/L.
24. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 23, CARACTERIZADO porque, la primera base que se adiciona a la etapa (iii) es una sal de carbonato, seleccionada de una de carbonato de sodio, bicarbonato de sodio o carbonato de magnesio.
25. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 24, CARACTERIZADO porque, la primera base que se adiciona a la etapa (iii) es carbonato de sodio.
26. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 25, CARACTERIZADO porque, el carbonato de sodio que se adiciona a la etapa (iii) se realiza en relación estequiométrica 1:1 respecto de la concentración de plomo en la tercera solución de lixiviación.
27. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 26, CARACTERIZADO porque, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo a una temperatura de entre 20 y 90°C.
28. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 27, CARACTERIZADO porque, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo por un tiempo de 0,5 a 1 hora.
29. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 28, CARACTERIZADO porque, en la etapa (iii) la reacción de precipitación se lleva a cabo a un pH de entre 6 y 9.
30. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 29, CARACTERIZADO porque, en la etapa (iii) el ajuste de pH se realiza con un neutralizante tal como hidróxido de sodio.
31. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 30, CARACTERIZADO porque, la primera solución de precipitación de la etapa (iii) es recirculada a la etapa (ii) para lixiviar la primera borra lixiviada de la etapa (i).
32. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 31 , CARACTERIZADO porque, una parte del primer concentrado de plomo es recirculado a la etapa (iii) para actuar como semilla.
33. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 32, CARACTERIZADO porque, la parte del primer concentrado de plomo que se recircula corresponde a un 30% del total de dicho primer sólido precipitado.
34. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 33, CARACTERIZADO porque, la razón de reciclo de la primera solución de precipitación empobrecida en plomo a la etapa (iii) es de un 90%.
35. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 34, CARACTERIZADO porque, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo recirculada a la etapa (ii) requiere la adición de un aporte adicional de citrato de sodio.
36. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 35, CARACTERIZADO porque, el aporte adicional de citrato de sodio es una solución que contiene citrato de sodio en una relación en masa de 0,35:1 respecto del agua utilizada para preparar dicha solución y se ajusta para que el contenido de sólidos de la pulpa es de un 10%p/p respecto de la cantidad de segunda borra lixiviada.
37. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 35 a 36, CARACTERIZADO porque, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo recirculada a la etapa (ii) requiere un ajuste de pH a 7,0.
38. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 37, CARACTERIZADO porque, el ajuste de pH en la etapa (ii) se realiza con una solución de ácido cítrico de 600 a 900 g/L.
39. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 35 a 37, CARACTERIZADO porque, la primera solución de precipitación empobrecida en plomo obtenida de la etapa (iii) no requiere de una etapa de remoción de sulfato de sodio.
40. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 39, CARACTERIZADO porque, el primer concentrado de plomo es carbonato de plomo.
41. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 40, CARACTERIZADO porque, la segunda base utilizada en la lixiviación de la etapa (iv) se selecciona entre Mg(OH)2, KOH o NaOH.
42. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 41 , CARACTERIZADO porque, la segunda base que se adiciona en la etapa (iv) se agrega en una razón de entre 5 y 10%p/p respecto de la masa total de la solución de lixiviación alcalina.
43. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 42, CARACTERIZADO porque, la segunda base que se adiciona en la etapa (iv) se agrega en una razón de 6,0%p/p respecto de la masa total de la solución de lixiviación alcalina.
44. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 43, CARACTERIZADO porque, la reacción de lixiviación de la etapa (iv) se realiza a una temperatura entre 90 y 140°C.
45. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 44, CARACTERIZADO porque, la reacción de lixiviación de la etapa (iv) se realiza durante un tiempo de residencia de entre 1 a 6 horas.
46. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 45, CARACTERIZADO porque, el ácido utilizado en la lixiviación de la etapa (v) es HCI.
47. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 46, CARACTERIZADO porque, en la etapa (v) el HCI se suministra en una concentración que varía entre 50 y 140 g/L.
48. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 47, CARACTERIZADO porque, en la etapa (v) el ambiente cloruro es incrementado por adición de una sal de cloruro.
49. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación a 48, CARACTERIZADO porque, en la etapa (v) el ambiente cloruro es incrementado por adición de cloruro de magnesio.
50. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 48 a 49, CARACTERIZADO porque, en la etapa (v) el cloruro es suministrado en una concentración de entre 140 y 240 g/L.
51. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 50, CARACTERIZADO porque, la etapa (v) se lleva a cabo a un pH de entre -1,5 y - 0,25, preferentemente dentro del rango -0,75 y -0,65.
52. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 51 , CARACTERIZADO porque, la etapa (v) se lleva a cabo a una temperatura entre 40 a 95°C.
53. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 52, CARACTERIZADO porque, la lechada de neutralizante de la etapa (vi) de precipitación metálica se selecciona de aquellas entre hidróxido de calcio, óxido de caldo, carbonato de calcio, caliza, caliza dolomítica, carbonato de magnesio, hidróxido de magnesio u óxido de magnesio.
54. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 53, CARACTERIZADO porque la etapa (vi) se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
55. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 53, CARACTERIZADO porque la lechada de neutralizante adicionada en la etapa (vi) se suministra hasta alcanzar un pH de entre 3 y 7.
56. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 55, CARACTERIZADO porque la etapa (vi) tiene un tiempo de residencia de entre 0,5 y 3 horas.
57. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 56, CARACTERIZADO porque la quinta solución rica en cloruro de la etapa (vi) es enviada a un proceso de cristalización de cloruro de magnesio.
58. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 57, CARACTERIZADO porque la quinta solución rica en cloruro de la etapa (vi) es recirculada a la cuarta etapa de precipitación de plata.
59. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 58, CARACTERIZADO porque la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) tiene una concentración de ácido sulfúrico de entre 60 y 275 g/L.
60. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 59, CARACTERIZADO porque, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) es la primera solución de lixiviación rica en cobre y hierro, y opcionalmente arsénico y bismuto de la etapa (i) a la cual se le ha ajustado la acidez a entre 60 y 275 g/L.
61. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 60, CARACTERIZADO porque la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) es una solución de lixiviación sulfúrica de polvos de fundición.
62. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 61 , CARACTERIZADO porque la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vii) es la primera solución de lixiviación rica en cobre y hierro, y opcionalmente arsénico y bismuto de la etapa (i).
63. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 62, CARACTERIZADO porque la etapa (vii) de lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre y plomo, y opcionalmente arsénico se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
64. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 63, CARACTERIZADO porque el segundo concentrado plomo es recirculado a la etapa (ii).
65. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 64, CARACTERIZADO porque, la primera solución de lixiviación rica en cobre es enviada a un proceso de lixiviación de cobre de polvos de fundición.
66. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 65, CARACTERIZADO porque, la primera solución de lixiviación rica en cobre es enviada a un proceso de abatimiento de arsénico.
67. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 66, CARACTERIZADO porque, el proceso de abatimiento de arsénico se selecciona de aquellos que contemplan la producción de arseniato férrico.
68. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 67, CARACTERIZADO porque, el proceso de abatimiento de arsénico es un proceso de producción de escorodita.
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