WO2022018491A1 - Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos - Google Patents
Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos Download PDFInfo
- Publication number
- WO2022018491A1 WO2022018491A1 PCT/IB2020/056900 IB2020056900W WO2022018491A1 WO 2022018491 A1 WO2022018491 A1 WO 2022018491A1 IB 2020056900 W IB2020056900 W IB 2020056900W WO 2022018491 A1 WO2022018491 A1 WO 2022018491A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- leaching
- stage
- silver
- solution
- copper
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 103
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 76
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 76
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims abstract description 76
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 33
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 149
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims abstract description 68
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 65
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 64
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 63
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 62
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 42
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 14
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 8
- 150000001734 carboxylic acid salts Chemical class 0.000 claims abstract description 7
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- KRKNYBCHXYNGOX-UHFFFAOYSA-N citric acid Chemical compound OC(=O)CC(O)(C(O)=O)CC(O)=O KRKNYBCHXYNGOX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 39
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 32
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 24
- 239000001509 sodium citrate Substances 0.000 claims description 23
- NLJMYIDDQXHKNR-UHFFFAOYSA-K sodium citrate Chemical group O.O.[Na+].[Na+].[Na+].[O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O NLJMYIDDQXHKNR-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 23
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical compound [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 20
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 15
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 14
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 13
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 12
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 12
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 11
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 7
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052566 spinel group Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 claims description 6
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims description 6
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 6
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 6
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N lead oxide Chemical compound [O-2].[Pb+2] HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 4
- 229910052924 anglesite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 150000001732 carboxylic acid derivatives Chemical class 0.000 claims description 4
- -1 covelin Chemical compound 0.000 claims description 4
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052622 kaolinite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 4
- 238000010979 pH adjustment Methods 0.000 claims description 4
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M potassium hydroxide Substances [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 3
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 3
- YGANSGVIUGARFR-UHFFFAOYSA-N dipotassium dioxosilane oxo(oxoalumanyloxy)alumane oxygen(2-) Chemical compound [O--].[K+].[K+].O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O YGANSGVIUGARFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- UYZMAFWCKGTUMA-UHFFFAOYSA-K iron(3+);trioxido(oxo)-$l^{5}-arsane;dihydrate Chemical compound O.O.[Fe+3].[O-][As]([O-])([O-])=O UYZMAFWCKGTUMA-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 3
- ACNRWWUEFJNUDD-UHFFFAOYSA-N lead(2+);distiborate Chemical compound [Pb+2].[Pb+2].[Pb+2].[O-][Sb]([O-])([O-])=O.[O-][Sb]([O-])([O-])=O ACNRWWUEFJNUDD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L magnesium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Mg+2] VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 239000000347 magnesium hydroxide Substances 0.000 claims description 3
- 229910001862 magnesium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052627 muscovite Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims description 2
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 2
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 2
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 150000003841 chloride salts Chemical class 0.000 claims description 2
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 claims description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- BMWMWYBEJWFCJI-UHFFFAOYSA-K iron(3+);trioxido(oxo)-$l^{5}-arsane Chemical compound [Fe+3].[O-][As]([O-])([O-])=O BMWMWYBEJWFCJI-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 2
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 claims description 2
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 claims description 2
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 2
- 229910019440 Mg(OH) Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910052732 germanium Inorganic materials 0.000 claims 1
- GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N germanium atom Chemical compound [Ge] GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910000376 lead(II) sulfate Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 abstract 4
- RWMKRPGPZOVQPN-UHFFFAOYSA-N [Ag+6] Chemical compound [Ag+6] RWMKRPGPZOVQPN-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000002950 deficient Effects 0.000 abstract 1
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 abstract 1
- 229960002337 magnesium chloride Drugs 0.000 description 8
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 7
- 241000894007 species Species 0.000 description 7
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 7
- KRKNYBCHXYNGOX-UHFFFAOYSA-K Citrate Chemical compound [O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O KRKNYBCHXYNGOX-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 6
- HOQPTLCRWVZIQZ-UHFFFAOYSA-H bis[[2-(5-hydroxy-4,7-dioxo-1,3,2$l^{2}-dioxaplumbepan-5-yl)acetyl]oxy]lead Chemical compound [Pb+2].[Pb+2].[Pb+2].[O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O.[O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O HOQPTLCRWVZIQZ-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 6
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N dioxolead Chemical compound O=[Pb]=O YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N lead(II) oxide Inorganic materials [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N Acetic acid Chemical compound CC(O)=O QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 3
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 3
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 3
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 241000207199 Citrus Species 0.000 description 2
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 2
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 2
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 150000001860 citric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 235000020971 citrus fruits Nutrition 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 2
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910021514 lead(II) hydroxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 2
- 229940091250 magnesium supplement Drugs 0.000 description 2
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 2
- GMPMGSCJCDAUMP-UHFFFAOYSA-H 2-hydroxypropane-1,2,3-tricarboxylate;lead(2+);trihydrate Chemical compound O.O.O.[Pb+2].[Pb+2].[Pb+2].[O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O.[O-]C(=O)CC(O)(CC([O-])=O)C([O-])=O GMPMGSCJCDAUMP-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 1
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- 229910000013 Ammonium bicarbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910002548 FeFe Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VMHLLURERBWHNL-UHFFFAOYSA-M Sodium acetate Chemical compound [Na+].CC([O-])=O VMHLLURERBWHNL-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M Sodium bicarbonate-14C Chemical compound [Na+].O[14C]([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M 0.000 description 1
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011054 acetic acid Nutrition 0.000 description 1
- 230000006978 adaptation Effects 0.000 description 1
- 235000012538 ammonium bicarbonate Nutrition 0.000 description 1
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 125000002091 cationic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000002817 coal dust Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940050906 magnesium chloride hexahydrate Drugs 0.000 description 1
- DHRRIBDTHFBPNG-UHFFFAOYSA-L magnesium dichloride hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.[Mg+2].[Cl-].[Cl-] DHRRIBDTHFBPNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 239000001632 sodium acetate Substances 0.000 description 1
- 235000017281 sodium acetate Nutrition 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 235000011083 sodium citrates Nutrition 0.000 description 1
- ZNCPFRVNHGOPAG-UHFFFAOYSA-L sodium oxalate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C(=O)C([O-])=O ZNCPFRVNHGOPAG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229940039790 sodium oxalate Drugs 0.000 description 1
- 229910052596 spinel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011029 spinel Substances 0.000 description 1
- 238000013112 stability test Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N uranium Chemical compound [U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U] DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Definitions
- the invention relates to a process for the production of silver concentrate from metallurgical waste, in particular from waste containing copper, iron, lead, silicon and silver, and which may optionally contain elements such as arsenic, antimony and the bismuth.
- 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 sediment is found mainly forming ferrite-type species and/or spinels of the CuFe 2 CO 4 form, as well as zinc, ZnFe 2 CO 4 and an important part of the iron FeFe 2 CO 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.
- 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 lead extraction levels of 90 to 94% were reached. with a pulp concentration of 10 g/L. The higher the concentration of the pulp, the lower the amount of lead extracted.
- the technology based on the recovery of lead from lead waste using citric acid has been developed by Cambridge Enterprise Limited W02008056125A1, and basically includes treating lead waste comprising lead(II) oxide, lead(IV) oxide and sulfate of lead with a solution of citric acid, and which can alternatively be treated in combination with sodium citrate at a pH that varies 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 patent W02008056125A1 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 to a precipitation stage with sodium carbonate, in order to be able to leach metallurgical residue from the sulfuric leaching stage again. alkaline leaching
- 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 US 7329396 describes a process for leaching a valuable metal from oxidizing materials, such as a lateritic nickel ore, comprising the step of leaching the ore with a leachant comprising a cationic salt (for example, magnesium chloride) and hydrochloric acid.
- a leachant comprising a cationic salt (for example, magnesium chloride) and hydrochloric acid.
- 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 application 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 rises at 0.01 g Ag/g Fe, and consequently, the precipitation of iron hydroxides can carry away the silver present in solution.
- Patent application CA 2820631 A1 refers to processes that can be effective for treating various materials comprising various different metals. These materials 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 CA2820631 A1 in that the former does not require temperatures above 90°C to efficiently carry out silver leaching, unlike the application that requires temperatures above 125°C. Furthermore, the leaching of the aluminum-containing material is carried out with a hydrochloric acid concentration starting at 18%, while the present invention requires hydrochloric acid 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.
- the invention describes a process for the production of silver concentrate from metallurgical waste, in particular, from waste containing copper, iron, lead, silicon, antimony and silver, and which may optionally contain elements such as arsenic and bismuth, which comprises: a copper leaching stage (I) from the metallurgical residue (1), where a first acid leaching solution (2) is used to obtain a first leaching solution rich in copper and iron, and optionally arsenic and bismuth (3) and a first leached fluff that has a reduced content of copper and iron, and optionally reduced in arsenic and enriched in lead and silicon (4), a stage (II) of leaching 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 sludge depleted in lead (6) and a second leaching solution enriched in lead (7), a stage (III) of al
- 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 sulfuric acid.
- 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(lll) oxide, 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 sulfuric acid and/or a refinery effluent.
- step (i) is carried out at a sulfuric acid concentration of between 150 and 300 g/L, more preferably at a sulfuric acid concentration 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 solid concentration of between 5 and 20% w/w, more preferably at a solid 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 a temperature of 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 pH adjustment in step (ii) is carried out with a 600 to 900 g/L citric acid solution.
- the base used in the leaching of step (iii) can be selected from potassium hydroxide, magnesium hydroxide or sodium hydroxide.
- the base that is added in stage (iii) 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 with respect to the total mass of the alkaline leaching solution.
- the leaching reaction of stage (iii) is carried out at a temperature between 70 and 150°C, more preferably at a temperature of 130°C.
- the leaching reaction of stage (iii) is carried out for a residence time of between 1 to 12 hours, more preferably for a residence time of 3 hours.
- the acid used in the leaching of step (iv) is hydrochloric acid.
- the hydrochloric acid is supplied in a concentration that varies between 50 and 140 g/L.
- step (iv) the chloride environment is increased by addition of a chloride salt.
- step (iv) the chloride environment is increased by adding magnesium chloride.
- the chloride in stage (iv) is supplied in a concentration between 140 and 240 g/L.
- step (iv) is carried out at a pH between -1.5 and 0, preferably within the range -0.73 and -0.65.
- step (iv) is carried out at a temperature between 40 and 95°C.
- the neutralizing slurry of stage (v) of silver precipitation is selected from those between calcium hydroxide, calcium oxide, calcium carbonate, limestone, dolomitic limestone, magnesium carbonate, magnesium hydroxide or oxide of magnesium.
- the neutralizer slurry of silver precipitation stage (v) is a magnesium oxide slurry.
- step (v) is carried out at a temperature between 50 and 95°C.
- the neutralizer slurry added in stage (v) is supplied until a pH of between 3 and 7 is reached.
- stage (v) has a residence time of between 0.5 and 3 hours.
- the fifth solution rich in chloride from step (v) is sent to a magnesium chloride crystallization process.
- the fifth solution rich in chloride from stage (v) is recirculated to stage (iv) for silver precipitation.
- the sulfuric acid solution of step (vi) has a sulfuric acid concentration of between 60 and 275 g/L.
- the sulfuric acid solution of step (vi) is a sulfuric leaching solution for foundry powders.
- the sulfuric acid solution from stage (vi) 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.
- step (vi) of leaching of the silver precipitate is carried out at a temperature between 50 and 95°C.
- the carboxylic acid salt of step (vii) of leaching the first silver concentrate is preferably sodium citrate.
- the concentration of sodium citrate is between 0.5 and 1 M.
- stage (vii) of leaching the first silver concentrate is carried out at a temperature between 25°C and 90°C.
- stage (vii) of leaching the first silver concentrate is carried out at a solids content of between 5 and 10%.
- stage (vii) of leaching of the first silver concentrate is carried out for a period of 1 to 6 hours.
- the seventh leach solution is recycled to the leach stage (ii).
- the silver concentrate is composed of silver antimonate.
- the silver concentrate is composed of silver antimonate and lead antimonate.
- the first copper-rich leach solution is sent to a process for leaching copper from smelter dusts.
- the sixth leaching solution rich in copper, iron and optionally arsenic is sent to a process for leaching copper from foundry powders.
- the first copper-rich leach solution is sent to an arsenic abatement process.
- 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.
- Examples 8 to 10 2,550 g of a solution of 250 g/L of H 2 SO 4 were prepared, which were placed in a 4 L autoclave, where fluff was added that was previously subjected to a copper leaching process at a solids content of 15% p/p. The reactor was stirred at 300 rpm for 1 to 6 hours at 130°C. Once the reaction time was over, the pulp was filtered in a kitasate system. The results are presented in Table 3. Table 3. Results of sulfuric leaching examples 8 to 10
- a refinery effluent solution was prepared to which the concentration of sulfuric acid was adjusted to 250 g/L, which was placed in a 5 L glass reactor, where 450 g of sludge were added, which was previously subjected to a copper leaching process.
- 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%.
- Example 12 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 were 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 head fluff had a Pb content of 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. Table 5. Citrus Leaching Results Examples 13 to 19
- a pulp was prepared with a sodium hydroxide solution with a concentration between 5.4 and 8.7% p/p and leached sludge subjected to consecutive copper and lead leaching processes with a solid content between 5.0 and 7. 0% w/w.
- the pulp was placed in a 4 L autoclave and heated at a temperature between 100 and 140°C for 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 6. Table 6. Results examples 20 to 28
- 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 processes of copper and lead leaching, to obtain a concentration of 6.0% w/w. NaOH and 5.0% w/w 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 was prepared with an HCl concentration between 54 and 160 g/L and a chloride concentration between 140 and 237 g/L.
- 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 it 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 8.
- a silver precipitation solution with a concentration of 300 g/L of magnesium chloride was subjected to an evaporation process until said broth was concentrated at 500 g/L of magnesium chloride.
- a volume of 358 mL of said evaporation solution, 385 mL of concentrated hydrochloric acid and 94 mL of water were added to 274 g of sludge subjected to the sequential leaching processes described in examples 1 to 28 in a 5 L reactor.
- the reactor was heated to 90°C and kept under agitation. constant for 6 hours.
- the pulp was filtered in a kitasato system.
- the results showed a silver leaching yield of 86%, an iron leaching yield of 95% and a copper leaching yield of 94%. At least 98% of the leached iron was ferric ion.
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Procedimiento para la producción de concentrados de plata a partir de residuos metalúrgicos que contienen cobre, hierro, plomo, silicio, plata y antimonio; (i) lixiviación de cobre con una solución ácida del residuo metalúrgico, que produce una primera borra lixiviada; (ii) lixiviación de la primera borra con una primera solución de una sal de un ácido carboxílico para obtener una segunda borra empobrecida en plomo; (iii) lixiviación alcalina de la segunda borra para obtener una tercera borra que tiene un contenido reducido en silicio; (iv) lixiviación clorhídrica de la tercera borra para obtener una cuarta borra; (v) precipitación de plata a partir de la cuarta solución de lixiviación rica en plata para producir un primer precipitado rico en hierro, cobre, plomo y plata; (vi) lixiviación del primer precipitado con una solución de ácido sulfúrico para producir un primer concentrado de plata y plomo, y (viii) lixiviación del primer concentrado de plata con una segunda solución de una sal de ácido carboxílico para producir un segundo concentrado de plata.
Description
Título de la invención
Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos
Campo de la invención
La invención versa sobre un procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos, en particular, desde residuos que contienen cobre, hierro, plomo, silicio y plata, y que opcionalmente pueden contener elementos tales como el arsénico, el antimonio y el bismuto.
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 CuFe2CO4 al igual que el cinc, ZnFe2CO4 y parte importante del hierro FeFe2CO4. 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, Pb02 y PbS04. 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 hierro 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 etal., 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 , y 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 patente W02008056125A1 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.
Lixiviación alcalina
Mufakhir et al., IOP Conf. Seríes: Materials Science and Engineering 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 de patente US 7329396 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 ácido clorhídrico. 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 solicitud de 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 hierro es del todo desfavorable en la presente invención, toda vez que la razón de concentración entre la plata y el hierro asciende
a 0,01 g Ag/g Fe, y en consecuencia, la precipitación de hidróxidos de hierro puede arrastrar la plata presente en solución.
La solicitud de patente CA 2820631 A1 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 metales 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 CA2820631 A1 en que la primera no requiere temperaturas superiores a 90°C para llevar a cabo eficientemente la lixiviación de plata, 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 ácido clorhídrico que parte en 18%, mientras que la presente invención requiere concentraciones de ácido clorhídrico 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.
Descripción de la invención
En un aspecto amplio, la invención describe un procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos, en particular, desde residuos que contienen cobre, hierro, plomo, silicio, antimonio y plata, y que opcionalmente pueden contener elementos tales como arsénico y bismuto, el cual comprende: 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 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 lixiviación alcalina de la segunda borra lixiviada (6), en donde se adiciona una base para formar una primera solución de lixiviación alcalina (8), para obtener una tercera borra lixiviada que tiene un contenido reducido en silicio (9), y una tercera solución de lixiviación rica en silicio, y opcionalmente arsénico (10), una etapa (iv) de lixiviación de plata de la tercera borra lixiviada (9), en donde se utiliza una solución ácida en ambiente de cloruro (11), para obtener una cuarta borra lixiviada para disposición final (12) y una cuarta solución de lixiviación rica en plata, cobre, hierro, plomo, y opcionalmente arsénico (13), una etapa (v) de precipitación de plata desde la cuarta solución de lixiviación rica en plata, cobre y hierro, y opcionalmente arsénico (13) con una lechada de neutralizante (14), para producir una quinta solución rica en cloruro (15) y un primer sólido precipitado rico en hierro, cobre, plomo y plata, y opcionalmente arsénico (16), una etapa (vi) de lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre, plomo y plata, y opcionalmente arsénico (16) con una solución de ácido sulfúrico (17), para producir una sexta solución de lixiviación rica en cobre, hierro y opcionalmente arsénico (18), y un primer concentrado de plata y plomo (19), una etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata (19) con una segunda solución de una sal de un ácido carboxílico (20), para producir una séptima solución de lixiviación (21), y un segundo concentrado de plata (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 ácido sulfúrico.
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 hierro(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 ácido sulfúrico y/o un efluente de refinería.
En una opción preferencial, la etapa (i) se realiza a una concentración de ácido sulfúrico de entre 150 y 300 g/L, más preferentemente a una concentración de ácido sulfúrico 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 una temperatura de 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, en 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 aún más preferencial, el ajuste de pH en la etapa (ii) se realiza con una solución de ácido cítrico de 600 a 900 g/L.
En una opción preferencial, la base utilizada en la lixiviación de la etapa (iii) se puede seleccionar entre hidróxido de potasio, hidróxido de magnesio o hidróxido de sodio.
En una opción preferencial, la base que se adiciona en la etapa (iii) 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 respecto de la masa total de la solución de lixiviación alcalina.
En una opción preferencial, la reacción de lixiviación de la etapa (iii) 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 (iii) se realiza durante un tiempo de residencia de entre 1 a 12 horas, más preferentemente durante un tiempo de residencia de 3 horas.
En una opción preferencial, el ácido utilizado en la lixiviación de la etapa (iv) es ácido clorhídrico.
En una opción preferencial, en la etapa (iv) el ácido clorhídrico se suministra en una concentración que varía entre 50 y 140 g/L.
En una opción preferencial, en la etapa (iv) el ambiente cloruro es incrementado por adición de una sal de cloruro.
En una opción aún más preferencial, en la etapa (iv) el ambiente cloruro es incrementado por adición de cloruro de magnesio.
En una opción preferencial, en la etapa (iv) el cloruro es suministrado en una concentración de entre 140 y 240 g/L.
En una opción preferencial, la etapa (iv) se lleva a cabo a un pH de entre -1 ,5 y 0, preferentemente dentro del rango -0,73 y -0,65.
En una opción preferencial, la etapa (iv) se lleva a cabo a una temperatura de entre 40 y 95°C.
En una opción preferencial, la lechada de neutralizante de la etapa (v) de precipitación de plata 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 (v) de precipitación de plata es una lechada de óxido de magnesio.
En otra opción preferencial, la etapa (v) 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 (v) se suministra hasta alcanzar un pH de entre 3 y 7.
En otra opción preferencial, la etapa (v) 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 (v) es enviada a un proceso de cristalización de cloruro de magnesio.
En otra opción preferencial, la quinta solución rica en cloruro de la etapa (v) es recirculada a la etapa (iv) de precipitación de plata.
En otra opción preferencial, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vi) 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 (vi) es una solución de lixiviación sulfúrica de polvos de fundición.
En otra opción preferencial, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vi) 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.
En una opción preferencial, la etapa (vi) de lixiviación del precipitado de plata se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
En una opción preferencial, la sal de ácido carboxílico de la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata es preferentemente citrato de sodio.
En una opción aún más preferencial, la concentración de citrato de sodio es entre 0,5 y 1 M.
En una opción preferencial, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo a una temperatura de entre 25°C y 90°C.
En una opción preferencial, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo a un contenido de sólidos de entre 5 y 10%.
En una opción preferencial, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo por un tiempo de 1 a 6 h.
En una opción preferencial, la séptima solución de lixiviación se recircula a la etapa (ii) de lixiviación.
En una opción preferencial, el concentrado de plata está compuesto por antimonato de plata.
En una opción aún más preferencial, el concentrado de plata está compuesto por antimonato de plata y antimonato de plomo.
En una opción preferencial, la primera solución de lixiviación rica en cobre 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, hierro 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 es enviada a un proceso de abatimiento de arsénico.
En otra opción preferencial, la sexta solución de lixiviación rica en cobre, hierro 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
Tabla 2. Resultados de lixiviación sulfúrica ejemplos 1 a 7
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
Ejemplo 11
Se preparó una disolución de efluente de refinería a la cual se le ajustó la concentración de ácido sulfúrico 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.
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
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
Lixiviación alcalina
Ejemplos 20 a 28
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 de cobre y plomo 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 6. Tabla 6. Resultados ejemplos 20 a 28
Ejemplos 29 y 30
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 7. Resultados ejemplos 29 y 30
Lixiviación clorhídrica
Ejemplos 31 a 38
Se preparó una solución 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 8.
Tabla 8. Resultados ejemplos 31 y 38
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 4, 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. Ejemplo 39
Una solución de precipitación de plata con una concentración de 300 g/L de cloruro de magnesio fue sometida a un proceso de evaporación hasta concentrar dicho caldo a 500 g/L de cloruro de magnesio. Un volumen de 358 mL de dicha solución de evaporación, 385 mL
de ácido clorhídrico concentrado y 94 mL de agua se adicionaron a 274 g de borras sometidas a los procesos de lixiviación secuenciales descritos en los ejemplos 1 a 28 en un reactor de 5 L. El reactor 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 mostraron un rendimiento de lixiviación de plata de 86%, un rendimiento de lixiviación de hierro de 95% y de cobre de 94%. Al menos un 98% del hierro lixiviado fue ion férrico.
Precipitado de plata
Ejemplos 40 a 46
Se colocaron 450 g de PLS obtenido de pruebas de lixiviación clorhídrica con 508 mg/L de Ag en un vaso de precipitado de 600 mL y se calentaron entre 25 y 80°C. Se realizó neutralización de la solución de lixiviación de plata 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 pm.
Tabla 9. Resultados ejemplos 40 a 46
Concentrado de plata
Ejemplos 47 a 49
Se colocaron 50 g de precipitado de plata con un contenido de 3.950 g/ton de Ag 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 10. Resultados ejemplos 47 a 49
Ejemplos 50 a 51
Se colocaron 1 .700 g de precipitado de plata con un contenido de 4.598 g/ton 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 11. Resultados ejemplos 50 a 51
Limpieza del concentrado de plata Ejemplos 52 a 55
Debido a la elevada presencia de plomo en el concentrado de plata, se realizaron pruebas de lixiviación del concentrado de plata con citrato de sodio. En un reactor vidriado de 5 L se colocaron 120 g de concentrado de plata obtenido de las pruebas de lixiviación de precipitado de plata 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. Los resultados mostraron que no hubo lixiviación de plata en esta etapa, mientras que el rendimiento de lixiviación de Sb varió entre 7 y 10%.
Tabla 12. Resultados ejemplos 52 a 55
El análisis Quemscan conducido a los concentrados de plata producidos en los ejemplos de la presente invención revelaron la presencia de compuestos tales como antimonato de plata y antimonato de plomo.
Claims
1. Un procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos, en particular, desde residuos que contienen cobre, hierro, plomo, silicio, plata y antimonio, y que opcionalmente pueden contener elementos tales como arsénico 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 hierro, y opcionalmente arsénico, y una primera borra lixiviada que tiene un contenido reducido de cobre y hierro, y opcionalmente reducido en arsénico y enriquecido en plomo, germanio, plata 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, iii. lixiviación alcalina de la segunda borra lixiviada, en donde se adiciona una 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, iv. 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 plata, cobre, plomo y hierro, y opcionalmente arsénico, v. precipitación de plata desde la cuarta solución de lixiviación rica en plata, cobre 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, plomo y plata, y opcionalmente arsénico, vi. lixiviación del primer sólido precipitado rico en hierro, cobre, plomo y plata, 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 primer concentrado de plata y plomo, y
vii. lixiviación del primer concentrado de plata con una segunda solución de una sal de un ácido carboxílico, para producir una séptima solución de lixiviación, y un segundo concentrado de plata.
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 ácido sulfúrico.
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 ZnOFe2O3, magnetita, óxido de hierro (III), pirita, escorodita, muscovita, caolinita y sulfato de plomo (II).
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 (II), galena u óxido de plomo (II).
10. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 9, CARACTERIZADO porque, el plomo está en al menos un 95% como sulfato de plomo (II).
11. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 10,
CARACTERIZADO porque, la primera solución de ácido sulfúrico puede comprender ácido sulfúrico 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 ácido sulfúrico 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 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, 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 base utilizada en la lixiviación de la etapa (iii) se selecciona entre Mg(OH)2, KOH o NaOH .
25. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 24,
CARACTERIZADO porque, la base que se adiciona en la etapa (iii) se agrega en una razón de entre 5 y 10%p/p respecto de la masa total de la solución de lixiviación alcalina.
26. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 25,
CARACTERIZADO porque, la reacción de lixiviación de la etapa (iii) se realiza a una temperatura entre 90 y 140°C.
27. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 26,
CARACTERIZADO porque, la reacción de lixiviación de la etapa (iii) se realiza durante un tiempo de residencia de entre 1 a 6 horas.
28. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 27,
CARACTERIZADO porque, el ácido utilizado en la lixiviación de la etapa (iv) es ácido clorhídrico.
29. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 28,
CARACTERIZADO porque, en la etapa (iv) el ácido clorhídrico se suministra en una concentración que varía entre 50 y 140 g/L.
30. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 29,
CARACTERIZADO porque, en la etapa (iv) el ambiente cloruro es incrementado por adición de una sal de cloruro.
31. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 30,
CARACTERIZADO porque, en la etapa (iv) el ambiente cloruro es incrementado por adición de cloruro de magnesio.
32. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 31 ,
CARACTERIZADO porque, en la etapa (iv) el cloruro es suministrado en una concentración de entre 140 y 240 g/L.
33. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 32,
CARACTERIZADO porque, la etapa (iv) se lleva a cabo a un pH de entre -1 ,5 y -0,25, preferentemente dentro del rango -0,75 y -0,65.
34. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 33,
CARACTERIZADO porque, la etapa (iv) se lleva a cabo a una temperatura de entre 40 y 95°C.
35. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 34,
CARACTERIZADO porque, la lechada de neutralizante de la etapa (v) de precipitación de plata 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.
36. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 35, CARACTERIZADO porque, la lechada de neutralizante de la etapa (v) de precipitación de plata es una lechada de óxido de magnesio.
37. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 36,
CARACTERIZADO porque, la etapa (v) se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
38. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 37,
CARACTERIZADO porque, la lechada de neutralizante adicionada en la etapa (v) se suministra hasta alcanzar un pH de entre 3 y 7.
39. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 38,
CARACTERIZADO porque, la etapa (v) tiene un tiempo de residencia de entre 0,5 y 3 horas.
40. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 39,
CARACTERIZADO porque, la quinta solución rica en cloruro de la etapa (v) es enviada a un proceso de cristalización de cloruro de magnesio.
41. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 40,
CARACTERIZADO porque, la quinta solución rica en cloruro de la etapa (v) es recirculada a la etapa (iv) de precipitación de plata.
42. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 41 ,
CARACTERIZADO porque, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vi) tiene una concentración de ácido sulfúrico de entre 60 y 275 g/L.
43. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 42,
CARACTERIZADO porque, la solución de ácido sulfúrico de la etapa (vi) 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.
44. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 43,
CARACTERIZADO porque, la etapa (vi) de lixiviación del precipitado de plata se lleva a cabo a una temperatura de entre 50 y 95°C.
45. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 44,
CARACTERIZADO porque, la sal de ácido carboxílico de la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata es preferentemente citrato de sodio.
46. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 45,
CARACTERIZADO porque, la concentración de citrato de sodio en la etapa (vii) es entre 0,5 y 1 M.
47. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 46,
CARACTERIZADO porque, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo a una temperatura de entre 25°C y 70°C.
48. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 47,
CARACTERIZADO porque, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo a un contenido de sólidos de entre 5 y 10%.
49. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 48, CARACTERIZADO porque, la etapa (vii) de lixiviación del primer concentrado de plata se lleva a cabo por un tiempo de 1 a 6 h.
50. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 49, CARACTERIZADO porque, la séptima solución de lixiviación de la etapa (vii) se recircula a la etapa (ii) de lixiviación.
51. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 50,
CARACTERIZADO porque, el segundo concentrado de plata está compuesto por antimonato de plata.
52. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 51 ,
CARACTERIZADO porque, el segundo concentrado de plata está compuesto por antimonato de plata y antimonato de plomo.
53. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 52,
CARACTERIZADO porque, la primera solución de lixiviación rica en cobre es enviada a un proceso de lixiviación de cobre de polvos de fundición.
54. El procedimiento de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 53,
CARACTERIZADO porque, la primera solución de lixiviación rica en cobre es enviada a un proceso de abatimiento de arsénico.
55. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 54, CARACTERIZADO porque, el proceso de abatimiento de arsénico se selecciona de aquellos que contemplan la producción de arseniato férrico.
56. El procedimiento de acuerdo con la reivindicación 54 y/o 55, CARACTERIZADO porque, el proceso de abatimiento de arsénico es un proceso de producción de escorad ita.
Priority Applications (5)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CA3143370A CA3143370A1 (en) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | Procedure for producing silver concentrate from metallurgical residues |
| PE2021002211A PE20220266A1 (es) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | Procedimiento para la produccion de concentrado de plata a partir de residuos metalurgicos |
| JP2022509099A JP7607948B2 (ja) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | 冶金残留物から銀濃縮物を生成するための方法 |
| CN202080053499.6A CN114341374A (zh) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | 从冶金残余物生产银浓缩物的方法 |
| PCT/IB2020/056900 WO2022018491A1 (es) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/IB2020/056900 WO2022018491A1 (es) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2022018491A1 true WO2022018491A1 (es) | 2022-01-27 |
Family
ID=79728556
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/IB2020/056900 WO2022018491A1 (es) | 2020-07-22 | 2020-07-22 | Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos |
Country Status (5)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP7607948B2 (es) |
| CN (1) | CN114341374A (es) |
| CA (1) | CA3143370A1 (es) |
| PE (1) | PE20220266A1 (es) |
| WO (1) | WO2022018491A1 (es) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN115747500A (zh) * | 2022-11-14 | 2023-03-07 | 郴州金铖环保科技有限公司 | 一种高砷含银冶炼渣协同脱除强酸性砷溶液中氯的方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4094668A (en) * | 1977-05-19 | 1978-06-13 | Newmont Exploration Limited | Treatment of copper refinery slimes |
| US4244735A (en) * | 1979-07-27 | 1981-01-13 | Hazen Research, Inc. | Chloride leach process for recovering metal values in the presence of arsenic |
| US4666514A (en) * | 1985-01-25 | 1987-05-19 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgical process for recovering silver from copper-electrolysis anode sludge |
-
2020
- 2020-07-22 WO PCT/IB2020/056900 patent/WO2022018491A1/es active Application Filing
- 2020-07-22 CN CN202080053499.6A patent/CN114341374A/zh active Pending
- 2020-07-22 PE PE2021002211A patent/PE20220266A1/es unknown
- 2020-07-22 JP JP2022509099A patent/JP7607948B2/ja active Active
- 2020-07-22 CA CA3143370A patent/CA3143370A1/en active Pending
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4094668A (en) * | 1977-05-19 | 1978-06-13 | Newmont Exploration Limited | Treatment of copper refinery slimes |
| US4244735A (en) * | 1979-07-27 | 1981-01-13 | Hazen Research, Inc. | Chloride leach process for recovering metal values in the presence of arsenic |
| US4666514A (en) * | 1985-01-25 | 1987-05-19 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgical process for recovering silver from copper-electrolysis anode sludge |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN114341374A (zh) | 2022-04-12 |
| PE20220266A1 (es) | 2022-02-23 |
| CA3143370A1 (en) | 2022-01-20 |
| JP2023542441A (ja) | 2023-10-10 |
| JP7607948B2 (ja) | 2025-01-06 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Jha et al. | Review of hydrometallurgical recovery of zinc from industrial wastes | |
| Zhang et al. | Manganese metallurgy review. Part I: Leaching of ores/secondary materials and recovery of electrolytic/chemical manganese dioxide | |
| US20160304988A1 (en) | Copper processing method | |
| WO2012068668A1 (en) | Treatment of indium gallium alloys and recovery of indium and gallium | |
| CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
| WO1998036102A1 (en) | Refining zinc sulphide ores | |
| AU2013220926B2 (en) | Process for zinc oxide production from ore | |
| CN103266225A (zh) | 铅阳极泥侧吹炉还原熔炼技术 | |
| WO2015143574A1 (es) | Proceso para recuperar cobre, molibdeno y otros metales desde escorias de fundición | |
| US3529957A (en) | Production of elemental sulphur and iron from iron sulphides | |
| US4464344A (en) | Process for recovering non-ferrous metal values from ores, concentrates, oxidic roasting products or slags | |
| US4260588A (en) | Production of sulphidic copper concentrates | |
| WO2022018491A1 (es) | Procedimiento para la producción de concentrado de plata a partir de residuos metalúrgicos | |
| Chenglong et al. | Leaching of zinc sulfide in alkaline solution via chemical conversion with lead carbonate | |
| Mukherjee et al. | Base metal resource processing by chlorination | |
| WO2022018489A1 (es) | Procedimiento para la lixiviación de elementos de valor a partir de residuos metalúrgicos | |
| AU747980B2 (en) | Melt and melt coating sulphation process | |
| WO2001021846A1 (en) | Recovery of metallic lead and salt value from lead ores or from spent lead-acid storage batteries with acetic acid lixiviant | |
| WO2022018490A1 (es) | Procedimiento para la producción de concentrado de germanio a partir de residuos | |
| Ferron et al. | The recovery of copper and zinc from a sulphide concentrate using sulphate roasting, acid leaching and solution purification | |
| WO1988001654A1 (en) | Process for the treatment of lead-zinc ores, concentrates or residues | |
| US4906293A (en) | Hydrometallurgical process for extracting metals from ocean-mined ferromanganese nodules | |
| RU2308495C1 (ru) | Способ переработки концентратов, содержащих благородные металлы и сульфиды | |
| ES2715297T3 (es) | Tratamiento de materiales sulfídicos | |
| RU2233343C2 (ru) | Способ гидрометаллургической переработки свинецсодержащих концентратов |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 3143370 Country of ref document: CA |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 2022509099 Country of ref document: JP Kind code of ref document: A |
|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 20945803 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 20945803 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |