BE1007417A3 - Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. - Google Patents

Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. Download PDF

Info

Publication number
BE1007417A3
BE1007417A3 BE9300882A BE9300882A BE1007417A3 BE 1007417 A3 BE1007417 A3 BE 1007417A3 BE 9300882 A BE9300882 A BE 9300882A BE 9300882 A BE9300882 A BE 9300882A BE 1007417 A3 BE1007417 A3 BE 1007417A3
Authority
BE
Belgium
Prior art keywords
leaching
zinc
sep
solution
rich
Prior art date
Application number
BE9300882A
Other languages
English (en)
Inventor
Put John Willem Van
Nys Thierry Stefaan Andre De
Francois Marie Irma Terwinghe
Original Assignee
Union Miniere Sa
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority to BE9300882A priority Critical patent/BE1007417A3/fr
Application filed by Union Miniere Sa filed Critical Union Miniere Sa
Priority to CA002167729A priority patent/CA2167729C/fr
Priority to BR9407223A priority patent/BR9407223A/pt
Priority to CN94193408A priority patent/CN1040133C/zh
Priority to PCT/EP1994/002794 priority patent/WO1995006140A1/fr
Priority to KR1019960701078A priority patent/KR100317430B1/ko
Priority to ES94926871T priority patent/ES2103134T3/es
Priority to AU76547/94A priority patent/AU683085B2/en
Priority to US08/591,660 priority patent/US5858315A/en
Priority to DE69402881T priority patent/DE69402881T2/de
Priority to JP50734695A priority patent/JP3713579B2/ja
Priority to PL94313134A priority patent/PL313134A1/xx
Priority to EP94926871A priority patent/EP0719347B1/fr
Priority to PE1994251636A priority patent/PE28795A1/es
Application granted granted Critical
Publication of BE1007417A3 publication Critical patent/BE1007417A3/fr
Priority to NO19960771A priority patent/NO311368B1/no
Priority to FI960883A priority patent/FI106130B/fi
Priority to AU52933/98A priority patent/AU713328B2/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/02Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Le procédé comporte deux étapes de lixiviation en des conditions atmosphériques. Dans la première étape de lixiviation on traite le ferrite de zinc et un résidu de lixiviation riche en zinc, produite dans la seconde étape de lixiviation, avec de l'acide sulfurique en présence d'oxygène de manière à produire une solution de lixiviation primaire et un résidu de lixiviation pauvre en zinc. Dans la seconde étape de lixiviation on traite le concentré sulfuré de zinc avec la solution de lixiviation primaire en présence d'oxygène de manière à oxyder 40-50% du soufre réactif contenu dans le concentré et à produire ainsi une solution de lixiviation riche en zinc et du résidu de lixiviation riche en zinc.

Description


   <Desc/Clms Page number 1> 
 



   PROCÉDÉ DE LIXIVIATION DE CONCENTRÉ SULFURÉ DE ZINC
ET DE FERRITE DE ZINC La présente invention se rapporte à un procédé pour lixivier du concentré sulfuré de zinc et du ferrite de zinc avec de l'acide sulfurique à 60-95 C en des conditions atmosphériques, suivant lequel on traite dans une première étape de lixiviation le ferrite de zinc et un résidu de lixiviation riche en zinc, produit dans une seconde étape de lixiviation, avec une solution d'acide sulfurique de retour d'électrolyse de manière à produire une solution de lixiviation primaire et un résidu de lixiviation pauvre en zinc, que l'on sépare, et on traite dans la seconde étape de lixiviation le concentré sulfuré de zinc avec la solution de lixiviation primaire, produite dans la première étape de lixiviation,

   en présence d'oxygène finement dispersé de manière à produire une solution de lixiviation riche en zinc et du résidu de lixiviation riche en zinc, que l'on sépare. 



    1/faut   entendre ici sous   -"concentré sulfuré   de   zinc" :   un concentré contenant à l'état de sulfures principalement du zinc et du fer et en moindres proportions du cuivre, de l'argent et/ou du plomb ; -"ferrite de   zinc" : le   résidu de la lixiviation de calcine, c'est-à-dire de concentré sulfuré de zinc grillé, par une solution d'acide sulfurique de retour d'électrolyse, ce résidu étant sous la forme soit de gâteau de filtration soit de courant de fond d'un épaississeur ; -"en des conditions atmosphériques" : en des conditions qui ne requièrent pas la mise en oeuvre d'autoclaves, c'est-à-dire sous une pression égale à ou s'écartant moins de 20kPa de la pression atmosphérique ; et -"soufre réactif (expression utilisée plus loin) :

   le soufre présent à   l'état   de sulfure dans le concentré sulfuré de zinc et dans le résidu de lixiviation riche en zinc et qui peut être oxydé par le sulfate ferrique selon la réaction :
Fe2   (So)   3+MeS=MeSO4 +2FeSO4 +S  (I) dans laquelle Me représente Zn, Fe, Cu, Pb ou Ag. 



   (le soufre réactif est en général constitué par la totalité du soufre présent à l'état de sulfure moins le soufre de pyrite) 
Par le procédé de l'invention on obtient donc d'une part une solution de lixiviation riche en zinc et d'autre part un résidu de lixiviation pauvre en zinc. 



   La solution de lixiviation riche en zinc, qui contient des quantités substantielles de sulfate ferreux, peut être épurée et ensuite électrolysée pour en extraire le zinc. 

 <Desc/Clms Page number 2> 

 



  Le résidu de lixiviation pauvre en zinc, qui contient du soufre, des sulfates de plomb, des composés d'argent, des sulfures non-dissous (pyrite) et du stérile, peut être soumis à un traitement approprié pour en extraire le soufre et les métaux de valeur. 



  Un procédé tel que défini ci-dessus est décrit dans le document EP-A-0451456. Dans ce procédé connu on n'utilise pas d'oxygène dans la première étape de lixiviation, ceci pour pouvoir mettre en oeuvre dans cette étape des types de réacteurs plus simples que dans la seconde étape, et on travaille avec un rapport concentré :

   ferrite tel qu'environ 15 à 20% du fer trivalent, requis pour l'oxydation selon la réaction (1) du soufre réactif présent dans le concentré proviennent de la lixiviation du ferrite de zinc suivant la réaction 
 EMI2.1 
 Il s'ensuit que, lorsqu'on vise un rendement de lixiviation du zinc de près de 100%, on est obligé d'oxyder environ 80 à 85% du soufre réactif dans la seconde étape de lixiviation par du fer trivalent obtenu par la réaction 
 EMI2.2 
 Or, la demanderesse a trouvé que dans ces conditions la seconde étape de lixiviation se déroule très lentement, ce qui constitue évidemment un grave inconvénient. 



  Un autre inconvénient de ce procédé connu réside dans le fait que son exécution n'est pas facile à contrôler, parce que le rendement de lixiviation est déterminé uniquement par le rapport entre le soufre réactif et le ferrite de zinc introduits dans la première étape de lixiviation et que le système réagit très lentement sur des corrections apportées à ce rapport. 



  Le but de la présente invention est de procurer un procédé tel que défini ci-dessus, qui évite les inconvénients du procédé connu. 



  A cet effet, selon l'invention on effectue la seconde étape de lixiviation de manière à oxyder moins de 60 %, de préférence moins de 50 %, du soufre réactif et à produire un résidu de lixiviation riche en zinc, dont la teneur en soufre réactif est sensiblement supérieure à celle qui peut être oxydée dans la première étape de lixiviation par le fer présent dans le ferrite de zinc et on utilise dans la première étape de lixiviation également de l'oxygène finement dispersé de manière à oxyder en substance la totalité du soufre réactif introduit dans cette étape. 



  En effet, en agissant ainsi on raccourcit sensiblement la durée globale de lixiviation, comme il sera démontré plus loin, et on obtient grâce à l'utilisation d'oxygène dans la première étape de lixiviation un moyen efficace de contrôle, étant donné que le rendement de lixiviation est déterminé maintenant par la quantité d'oxygène mise en oeuvre et que le système réagit promptement sur des corrections apportées à ce paramètre. 

 <Desc/Clms Page number 3> 

 



  Les quantités d'acide sulfurique de retour d'électrolyse, de concentré sulfuré de zinc et de ferrite de zinc mises en oeuvre seront avantageusement telles que le rapport molaire entre le fer contenu dans le ferrite et le soufre réactif contenu dans le concentré soit de 0,2-0, 6, de préférence de 0,3-0, 4, et que la solution de lixiviation riche en zinc ait une teneur en acide sulfurique de 5-35   g/ !,   de préférence de 10-25   girl.   



  En effet, si le rapport susdit est inférieur à 0, 2, la vitesse de lixiviation devient faible, et s'il est supérieur à 0,6, la proportion entre d'une part la quantité de concentré, qu'on doit griller pour arriver au ferrite, et d'autre part la quantité de concentré qu'on peut lixivier directement, peut devenir moins intéressante d'un point de vue économique. 



  Lorsque la solution de lixiviation riche en zinc a une teneur en acide de plus de 35   g/l,   la purification ultérieure de cette solution exigera une quantité substantielle de neutralisant, et lorsqu'on termine la seconde étape de lixiviation avec moins de 5   g/l   de   HSO, ta   durée de cette étape sera sensiblement prolongée. 



  Il est également avantageux d'oxyder au moins 30 %, de préférence au moins 40 %, du soufre réactif dans la seconde étape de lixiviation. Si on oxyde moins de 30 % de ce soufre dans la seconde étape, on risque de consommer trop d'acide dans la première étape de lixiviation et de former ainsi des jarosites de plomb et d'argent, qui non seulement gênent la lixiviation ellemême, mais qui peuvent en outre nuire ultérieurement à la récupération des métaux de valeur à partir du résidu de lixiviation pauvre en zinc. 



  Il est particulièrement utile d'effectuer la première étape de lixiviation de manière à ce que la concentration en fer trivalent de la solution, qui sera forcément faible pendant la phase initiale de cette étape, atteigne une valeur de 2-10   girl,   de préférence de 3-7   g/t,   dans la phase finale de cette étape. C'est en effet dans ces conditions que la vitesse et le rendement de lixiviation deviennent optimaux. 



  Il importe en outre de   veil 11er   à ce que la concentration en fer trivalent ne descende pas endessous de 0,1   g/t,   de préférence ne pas en-dessous 0,2   g/t,   au cours de la dite phase initiale, parce qu'autrement on risque non seulement d'avoir des problèmes de corrosion, notamment avec les aciers couramment utilisés pour la construction d'appareils de lixiviation, mais également de voir disparaître le cuivre de la solution, cuivre qui catalyse la réaction   (m).   



  Il importe donc de contrôler rigoureusement, notamment par des mesures de potentiel, la concentration en fer trivalent de la solution dans les diverses phases de la première étape de lixiviation et d'ajuster au besoin cette concentration en modifiant le débit d'oxygène et/ou la température, une réduction de la température rendant le soufre réactif moins réducteur et donc moins avide de fer trivalent. 

 <Desc/Clms Page number 4> 

 



  Comme il a déjà été signalé plus haut, il n'est pas indiqué de consommer trop d'acide dans la première étape de lixiviation. En fait, il convient de terminer cette étape à une concentration d'acide de 40-70   g/l,   de préférence de 55-65 g/l. Il importe donc de veiller à ce que les quantités d'acide, de ferrite et de soufre réactif (sous la forme de résidu de lixiviation riche en zinc) introduites dans la première étape de lixiviation soient telles que la solution de lixiviation primaire ait une teneur en acide sulfurique de 55-65   g/l.   



  La seconde étape de lixiviation est avantageusement effectuée de manière à maintenir la concentration en fer trivalent de la solution constamment à un niveau de 0,1-2   g/l,   de préférence de 0,5-1   g/l.   Si on descend en dessous de 0,1   g/l   de   Fe3+,   c'est-à-dire si on rend le mélange réactionnel trop réducteur, on risque d'avoir les problèmes susmentionnés : corrosion et disparition du cuivre de la solution. Par contre, si on monte au-dessus de 2   g/l   de Fe3+, on court le risque de former des jarosites de plomb et d'argent, ce qui rend la séparation du résidu riche en zinc de la solution de lixiviation riche en zinc beaucoup plus difficile. 



  D'autres détails et particularités de l'invention ressortiront de la description d'un mode de réalisation du procédé de l'invention, donnée ci-après à titre d'exemple non-limitatif et avec référence aux dessins ci-joints Dans ces dessins - la figure 1 montre un schéma d'une usine à zinc utilisant un mode de réalisation du procédé de l'invention ; - la figure 2 montre schématiquement l'installation utilisée dans ce mode de réalisation ; - et la figure 3 représente à plus grande échelle et de manière plus détaillée une cuve de l'installation de la figure 2. 



  Dans ces figures les mêmes chiffres de référence désignent des éléments identiques. 



  L'usine montrée à la figure 1 reçoit comme alimentation un concentré sulfuré de zinc 1. Une partie   1 a   de ce concentré est grillée en 2 et une partie 3a de la calcine ainsi produite est soumise en 4 à une lixiviation neutre avec de l'acide sulfurique de retour d'électrolyse, le reste de la calcine étant utilisé ultérieurement comme neutralisant dans des opérations de neutralisation et d'hydrolyse. La solution 5 sortant de 4 est épurée en 6 et électrolysée en 7. 



  Le résidu 8 de la lixiviation neutre, qui est constitué essentiellement de ferrite de zinc et de stérile, est introduit dans la première étape de lixiviation 9 du procédé de l'invention ensemble avec de l'acide de retour et le résidu de lixiviation riche en zinc 10 sortant de la seconde étape de lixiviation 11. Cette seconde étape de lixiviation reçoit comme alimentation le reste 1 b du concentré sulfuré de zinc, la solution de lixiviation primaire 12 sortant de la première étape de 

 <Desc/Clms Page number 5> 

 lixiviation et une partie 3b de la calcine, cette calcine étant ajoutée à la fin pour neutraliser partiellement l'acide encore présent. 



  Le résidu de lixiviation pauvre en zinc 13 sortant de la première étape de lixiviation est traité en 14 pour en extraire le soufre élémentaire   50 et les   métaux de valeur 15. 



  La solution de lixiviation riche en zinc 16 partiellement neutralisée sortant de la seconde étape de lixiviation est traitée en 17 pour en séparer le fer, par exemple sous la forme 18 de goethite ou d'hématite, et ensuite envoyée à la lixiviation neutre 4. 



  L'installation montrée à la figure 2 comporte une première série de quatre cuves de   Iixiviation19a, 19b, 19c   et 19d placées en cascade et suivies d'un séparateur solide-liquide 20 et une seconde série de trois cuves de lixiviation 21 a, 21 b et 21 c également placées en cascade et suivie d'une cuve de neutralisation 21 d et d'un séparateur solide-liquide 22. 



  Chaque cuve déborde dans la cuve suivante, sauf les cuves 19d et 21 d qui débordent respectivement dans les séparateurs 20 et 22. Le séparateur 20 est constitué d'un épaississeur et d'un appareil de filtration, et le séparateur 22 d'un appareil de filtration. 



  Les cuves de lixiviation sont fermées et munies, comme montré à la figure 3, d'une entrée 23 pour l'alimentation, d'une entrée 24 pour l'oxygéne, d'un déversoir 25 et d'un agitateur autoaspirant 26, par exemple un agitateur auto-aspirant à arbre creux ou à turbine hélicoïdale avec manchon d'aspiration. Cet agitateur a une triple fonction : maintenir les solides en suspension, aspirer et disperser l'oxygène dans le mélange réactionnel et assurer en permanence le recyclage de l'oxygène. Les cuves de lixiviation sont également équipées de dispositifs de mesure et de réglage non représentés pour mesurer le potentiel au sein et la pression audessus du mélange réactionnel ainsi que pour régler le débit d'oxygène en fonction de la pression et la vitesse de l'agitateur en fonction du potentiel ou vice versa.

   Ces cuves sont en outre munies d'un dispositif non représenté pour contrôler la température et d'un clapet de sûreté. 



  Au lieu d'être munies d'un seul agitateur à fonctions multiples, les cuves de lixiviation peuvent êtres équipées de deux agitateurs : un agitateur-mélangeur à vitesse constante placé axialement et servant à maintenir les solides en suspension et à disperser l'oxygène et un agitateur auto-aspirant à vitesse variable placé excentriquement et servant à recycler l'oxygène qui n'a pas réagi. Avec ce montage, il serait indiqué de régler le débit d'oxygène en fonction du potentiel et la vitesse de l'agitateur auto-aspirant en fonction de la pression. 



  La cuve de neutralisation 21d est munie d'une entrée pour l'alimentation, d'un déversoir, de moyens pour règler le débit de calcine en fonction de l'acidité et d'un dispositif pour contrôler la température. 

 <Desc/Clms Page number 6> 

 



  Dans l'installation décrite ci-dessus on effectue la première étape de lixiviation 9 dans la première série de cuves et la seconde étape 11 dans la seconde série de cuves. 



  La cuve 19a est alimentée en contenu d'un courant d'acide de retour, du courant de fond 8 d'un épaississeur non représenté qui sépare les produits de la lixiviation neutre 4, et du filtrat 10 sortant de l'appareil de filtration 22 qui sépare les produits de la seconde étape de lixiviation 11 ; le courant 8 contient donc du ferrite de zinc et le courant 10 le résidu de lixiviation riche en zinc, ce résidu contenant également du ferrite de zinc, notamment le ferrite provenant de la calcine mise en oeuvre dans la cuve de neutralisation 21 d. 



  Les produits de la première étape de lixiviation qui sortent de la cuve 19d sont séparés dans le séparateur 20 et le courant 12 de solution de lixiviation primaire ainsi obtenu est introduit en continu ensemble avec le courant 1 b de concentré sulfuré de zinc dans la cuve 21 a. 



  Les débits du courant d'acide de retour et des courants 1 b, 3b et 8 sont tels que le rapport molaire entre le fer contenu dans les courants 8 et 10 et le soufre réactif contenu dans le courant 1 b est d'environ 0,3 et que la teneur en acide sulfurique du courant sortant de la cuve 21 c est d'environ 20 g/l. 



  La pulpe sortant de la cuve de neutralisation 21d a une teneur en acide sulfurique d'environ 5   g/t.   



  Les volumes des cuves sont tels que le temps de séjour du mélange réactionnel est d'environ 6 heures dans la première série de cuves et d'environ 5 heures dans la seconde série de cuves. 



  Dans chaque cuve de lixiviation, le potentiel de la solution est maintenu à un niveau approprié, notamment à 560-610 mV (NHE) dans 19a, à 590-630 mV dans19b, à 610-650 mV dans 19c, à 640-660 mV dans   19d,   et à 560-620 mV dans 21 a, 21 b et 21 c. Le contrôle du potentiel et, partant, de la teneur en fer trivalent de la solution est réalisé par les dispositifs de mesure et de réglage précités. 



  Dans chaque cuve de lixiviation, la température est maintenue à environ   900C   et la surpression y reste à un niveau très bas, par exemple à 5-20 cm d'eau, voire moins, grâce à l'action de l'agitateur auto-aspirant. 



  L'action des dispositifs de mesure et de réglage précités suffira normalement pour maintenir le potentiel au niveau voulu. Si toutefois ces dispositifs s'avéraient pour une raison quelconque incapables de maintenir à eux seuls le potentiel au niveau voulu, on pourrait encore intervenir en faisant varier la température. 



  En travaillant comme décrit ci-dessus, on oxyde environ 45 % du soufre réactif dans la seconde étape de lixiviation et on atteint un rendement de lixiviation du zinc d'environ   98 %,   ceci donc avec une durée de lixiviation totale d'environ 11 heures. Le cuivre présent dans le concentré 1b se retrouve presqu'entièrement dans la solution de lixiviation 16, d'où il sera séparé ultérieurement, et le plomb et l'argent du concentré se retrouvent dans le résidu de lixiviation 14, d'où ils peuvent être facilement séparés par flottation du fait que ce résidu est pratiquement exempt de jarosites. 

 <Desc/Clms Page number 7> 

 



  Les courants 1 a et 1 b peuvent évidemment avoir la même composition ou une composition différente. 



  Le nombre de cuves peut varier. En effet, le rendement de lixiviation augmente jusqu'à un certain point avec le nombre de cuves, parce qu'avec un nombre grandissant de cuves on peut affiner favorablement le profil de potentiel que l'on désire imposer à la première étape de lixiviation et on augmente en même temps la probabilité que toutes les particules de minerai subissent la lixiviation durant le temps requis. Inutile de dire toutefois que le prix de l'installation augmente également avec le nombre de cuves. Le choix de ce nombre sera donc régi par des considérations d'ordre technique et économique. 



   Exemple 1 Cet exemple décrit un essai de lixiviation en batch d'un concentré sulfuré de zinc et d'un résidu de ferrite de zinc selon le procédé de l'invention. 



    Matières de départ utilisées.   



   (a) 2 kg d'une blende ayant la composition suivante, en % en poids :
53,9 Zn, 56 Fe, 2,32 Pb, 30,5   Stol,   29,0   S--réactif   (= St t moins S pyritique), 0,02 Cu ; cette blende a une grosseur de grain de 90 % inférieurs à 44 mm ; (b) 937 g d'un ferrite de zinc ayant la composition suivante, en % en poids :
20,9 Zn, 30,4 Fe et 5, 78 Pb ; (c) 14,   81   d'un acide de retour cellule à 189   g/t   de H2S04 ;

   (d) 1429 g d'un résidu de lixiviation riche en zinc ayant la composition suivante, en % en poids :
42,4 Zn, 4,5 Fe, 3,18 Pb, 42,9   Stout,   21,5 S-réactif, 18,8   SO,   0,05 Cu ; ce résidu a été obtenu au cours d'une opération antérieure qui était sensiblement identique à la seconde étape de lixiviation qui sera décrite ci-après, ce qui veut dire qu'on va oxyder 47,0% du soufre réactif contenu dans (a) dans cette seconde étape de lixiviation. 



   Le rapport molaire entre le fer contenu dans (b) et le soufre réactif contenu dans (a) est donc de 0,28, tandis que le rapport molaire entre le fer contenu dans (b) et le soufre réactif contenu dans (d) est de 0,53. 

 <Desc/Clms Page number 8> 

 



  Appareillage utilisé : 
Une cuve fermée d'un contenu de   20 1   équipée d'une entrée pour l'alimentation, d'une entrée pour l'oxygène, d'un agitateur, d'une sonde potentiomètrique et de moyens pour contrôler la température. 
 EMI8.1 
 



  Première étape de lixiviation : --------------------------------------- On ajoute d'abord (d) à (c) en 30 minutes et ensuite (b) en 60 minutes en augmentant durant la première heure de cette opération de chargement la température progressivement de 75 à   900C.   On n'insuffle de l'oxygène durant le chargement que lorsque le potentiel de la pulpe descend en-dessous de 560 mV. En ajoutant d'abord (d) à (c) on abaisse le potentiel de la solution jusqu'au niveau de 560-610 mV, où-comme l'a constaté la demanderesse-le ferrite de zinc se dissout le plus vite. (L'acide de retour cellule (c) a un potentiel sensiblement supérieur à 610 mV. Dans une lixiviation en batch il importe donc de prendre des mesures pour que le potentiel de l'acide soit rapidement ramené au niveau de 560-610 mV.

   De telles mesures ne s'imposent généralement pas dans une lixiviation en continu, parce que la pulpe à laquelle on ajoute dans ce cas l'acide de retour cellule, le ferrite de zinc et le résidu de lixiviation riche en zinc, aura presque toujours un potentiel inférieur à 610 mV.) Une fois le chargement terminé, on commence à introduire de l'oxygène dans la cuve et on fait s'accroître le potentiel de la solution graduellement en augmentant le débit d'oxygène de manière à obtenir une valeur de 630-650 mV après 6h de lixiviation. 



  Le tableau 1 ci-dessous donne l'évolution des principaux paramètres au cours de cette première étape de lixiviation. 



   Tableau 1 
 EMI8.2 
 
<tb> 
<tb> Temps <SEP> 90 <SEP> T <SEP> Fe++ <SEP> Fe"-'HSO
<tb> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l)
<tb> 1h <SEP> 571 <SEP> 90 <SEP> 5 <SEP> 0,15 <SEP> 157
<tb> 2h <SEP> 568 <SEP> 90 <SEP> 15,5 <SEP> 0,8 <SEP> 91
<tb> 3h <SEP> 588 <SEP> 90
<tb> 4h <SEP> 601 <SEP> 90 <SEP> 16,8 <SEP> 2,3 <SEP> 68
<tb> 5h <SEP> 621 <SEP> 90
<tb> 6h <SEP> 638 <SEP> 90 <SEP> 12,5 <SEP> 6,1 <SEP> 56
<tb> 
 

 <Desc/Clms Page number 9> 

 
On filtre la pulpe et on obtient une solution de lixiviation primaire et 974   9   de résidu pauvre en zinc (poids sec). 



   La solution de lixiviation primaire (e) contient, en   g/l   : 12,5   Fe++,   6,1 Fe+++, et 56   H2S04.   



   Le résidu pauvre en zinc contient à l'état sec, en % en poids : 3,2 Zn, 1,45 Fe, 9,2 Pb, 58   Stol,  
55   SO,   0,03 Cu. 



  Seconde étape de lixiviation 
On ajoute la blende (a) en continu à la solution de lixiviation primaire (e) dans un intervalle de temps de 60 minutes en faisant monter en même temps la température de   65  C   à 85    C.   On règle le débit d'oxygène de manière à maintenir le potentiel de la solution entre 560 et 590 mV. On arrête la lixiviation après 5h. 



   Le tableau 2 ci-dessous donne l'évolution des principaux paramètres au cours de cette seconde étape de lixiviation. 



   Tableau 2 
 EMI9.1 
 
<tb> 
<tb> Temps <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe++ <SEP> Fe+++ <SEP> H2SO4
<tb> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l)
<tb> 30'75
<tb> 1h <SEP> 561 <SEP> 85 <SEP> 16,5 <SEP> 0,6 <SEP> 52
<tb> 2h <SEP> 570 <SEP> 85 <SEP> 16,8 <SEP> 1,1 <SEP> 40
<tb> 3h <SEP> 578 <SEP> 85 <SEP> 16,9 <SEP> 0,9 <SEP> 30
<tb> 4h <SEP> 580 <SEP> 85 <SEP> 17,1 <SEP> 1,1 <SEP> 22
<tb> 5h <SEP> 574 <SEP> 85 <SEP> 17,2 <SEP> 1, <SEP> 0 <SEP> 17
<tb> 
 
Après filtration de la pulpe on obtient une solution de lixiviation riche en zinc et le résidu de lixiviation riche en zinc (d). 



   La solution de lixiviation riche en zinc contient, en g/l : 17,2 Fe++, 1,0   Fe+++   et 17   H2S04o   
Le rendement de lixiviation du zinc est de 98 %, ceci donc après une durée de lixiviation de
11 heures. 



   Exemple 2 Cet exemple comparatif décrit un essai de lixiviation en batch du concentré sulfuré de zinc et du résidu de ferrite de zinc de l'exemple 1 selon le procédé de l'art antérieur discuté plus haut. 

 <Desc/Clms Page number 10> 

 



  Matières de départ utilisées : (a) comme dans l'exemple 1 ; (b') 1215 g d'un ferrite de zinc ayant la même composition que celui de l'exemple 1 ;   (c')   16,6 1 d'un acide de retour cellule ayant la même composition que celui de l'exemple 1 ; (d') 1008 g d'un résidu de lixiviation riche en zinc ayant la composition suivante, en % en poids :
19,   8 Zn,   2, 05 Fe, 4,   5 Pb, 59 stot,   10,   3 S-réactif, 48 50,   0, 15 Cu ; ce résidu a été obtenu au cours d'une opération antérieure qui était sensiblement identique à la seconde étape de lixiviation qui sera décrite ci-après, ce qui veut dire que cette fois-ci on va oxyder 82,1 % du soufre réactif contenu dans (a) dans la seconde étape de lixiviation. 



   Le rapport molaire entre le fer contenu dans (b) et le soufre réactif contenu dans (a) est ici de
0,36, c'est-à-dire un peu plus élévé et donc plus favorable que dans l'exemple 1, tandis que le rapport molaire entre le fer contenu dans   (b')   et le soufre réactif contenu dans   (d')   est maintenant de 2,03. 



  Appareillage utilisé :
Comme dans l'exemple 1. 
 EMI10.1 
 



  Première étape de lixiviation -------------------On effectue le chargement comme dans l'exemple 1, c'est-à-dire que l'on ajoute d'abord (d) à (c') en 30 minutes et ensuite   (b')   en 60 minutes en augmentant durant la première heure la température progressivement de 75 à   90 C.   Puis on continue à lixivier et on arrête la lixiviation après 4h. 



  On n'est pas parvenu à faire descendre le potentiel du mélange réactionnel jusqu'au niveau de 560-610 mV propice à la dissolution du ferrite, probablement à cause de la faible teneur en soufre réactif de   (d').   



  Le tableau 3 ci-dessous donne l'évolution des principaux paramètres au cours de cette première étape de lixiviation. 

 <Desc/Clms Page number 11> 

 Tableau 3 
 EMI11.1 
 
<tb> 
<tb> Temps <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe++ <SEP> Fe+++ <SEP> H2SO4
<tb> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l)
<tb> 1h <SEP> 640 <SEP> 90 <SEP> 4,2 <SEP> 0,5 <SEP> 166
<tb> 2h <SEP> 679 <SEP> 90 <SEP> 10,8 <SEP> 4,2 <SEP> 105
<tb> 3h <SEP> 665 <SEP> 90 <SEP> 14,3 <SEP> 3,5 <SEP> 97
<tb> 4h <SEP> 655 <SEP> 90 <SEP> 15,8 <SEP> 3,4 <SEP> 94
<tb> 
 On filtre la pulpe et on obtient une solution de lixiviation primaire et 1079 g de résidu pauvre en zinc (poids sec). 



  La solution de lixiviation primaire   (e*)   contient, en   g/t   : 15,8   Fe++,   3,4   Fe   et 94   H2S04.   



  Le résidu pauvre en zinc contient à   l'état   sec, en % en poids :   3 Zn,   1, 7 Fe, 10,   3 Pb, 56 stot, 53 Sa,   0,   17 Cu.   
 EMI11.2 
 



  Seconde étape de lixiviation ------------------ On ajoute la blende (a) en continu à la solution de lixiviation primaire (e') dans un intervalle de temps de 60 minutes en faisant monter en même temps la température de   65  C   à 85    C.   



  On règle le débit d'oxygène de façon à maintenir le potentiel de la solution entre 560 et 590mV, comme dans l'exemple 1. Cependant, après environ neuf heures de lixiviation on ne parvient plus à maintenir le potentiel en-dessous de 590 mV, ce qui signifie apparemment que la réactivité de la blende est devenue très faible. On continue néanmoins à insuffler de l'oxygène afin de faire réagir davantage la blende et on arrête la lixiviation après 16 h. 



  Le tableau 4 ci-dessous donne l'évolution des principaux paramètres au cours de cette seconde étape de lixiviation
Tableau 4 
 EMI11.3 
 
<tb> 
<tb> Temps <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe++ <SEP> Fe+++ <SEP> H2SO4
<tb> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l)
<tb> 1h <SEP> 567 <SEP> 85 <SEP> 19,70 <SEP> 0,1 <SEP> 101,5
<tb> 2h <SEP> 579 <SEP> 85 <SEP> 20,30 <SEP> 0,35 <SEP> 92,5
<tb> 4h <SEP> 85 <SEP> 21, <SEP> 20 <SEP> 0,60 <SEP> 75,5
<tb> 8h <SEP> 589 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 20 <SEP> 0,90 <SEP> 57,0
<tb> 10h <SEP> 598 <SEP> 85 <SEP> 22,95 <SEP> 0,90 <SEP> 52,2
<tb> 12h <SEP> 611 <SEP> 85 <SEP> 22,40 <SEP> 1,90 <SEP> 41,5
<tb> 14h <SEP> 613 <SEP> 85 <SEP> 22,35 <SEP> 2,45 <SEP> 32,5
<tb> 16h <SEP> 619 <SEP> 85 <SEP> 21,85 <SEP> 3, <SEP> 25 <SEP> 22,

   <SEP> 0
<tb> 
 

 <Desc/Clms Page number 12> 

 
Après filtration de la pulpe on obtient une solution de lixiviation riche en zinc et le résidu de lixiviation riche en zinc (d'). 



   La solution de lixiviation riche en zinc contient, en   g/l :  
20,2   Fe++,   2,8 Fe+++ et 22   H2S04'  
Le rendement de lixiviation du zinc est de 98 %, ceci donc après une durée totale de lixiviation de 20 heures. 



  Lorsqu'on compare les exemples 1 et 2, on voit que le temps requis pour atteindre un rendement de lixiviation du zinc de 98 % par le procédé de l'art antérieur dépasse de 82% celui requis pour atteindre le même rendement par le procédé de l'invention, ce qui revient à dire qu'avec le procédé de l'invention on fait autant dans 0,55 volume de réacteur qu'avec le procédé de l'art antérieur dans 1 volume de réacteur.

   L'exploitation industrielle du procédé de l'invention entraînera donc des coûts d'investissement qui seront de loin inférieurs à ceux du procédé de l'art antérieur, car il est évident que les économies, qu'on pourra réaliser en substituant dans la première étape de lixiviation aux réacteurs permettant la mise en oeuvre d'oxygène des réacteurs qui ne sont pas adaptés à la mise en oeuvre d'oxygène, ne seront pas du tout contrebalancées par les économies réalisables par une réduction d'échelle de 45%.

Claims (9)

  1. REVENDICATIONS 1. Procédé pour lixivier du concentré sulfuré de zinc et du ferrite de zinc avec de l'acide sulfurique à 60-95 C en des conditions atmosphériques suivant lequel on traite dans une première étape de lixiviation le ferrite de zinc et un résidu de lixiviation riche en zinc, produit dans une seconde étape de lixiviation, avec une solution d'acide sulfurique de retour d'électrolyse de manière à produire une solution de lixiviation primaire et un résidu de lixiviation pauvre en zinc, que l'on sépare, et on traite dans la seconde étape de lixiviation le concentré sulfuré de zinc avec la solution de lixiviation primaire, produite dans la première étape de lixiviation, en présence d'oxygène finement dispersé de manière à produire une solution de lixiviation riche en zinc et du résidu de lixiviation riche en zinc, que l'on sépare,
    ce procédé étant caractérisé en ce qu'on effectue la seconde étape de lixiviation de manière à oxyder moins de 60 %, de préférence moins de 50 %, du soufre réactif et à produire un résidu de lixiviation riche en zinc, dont la teneur en soufre réactif est sensiblement supérieure à celle qui peut être oxydée dans la première étape de lixiviation par le fer présent dans le ferrite de zinc et qu'on utilise dans la première étape de lixiviation également de l'oxygène finement dispersé de manière à oxyder en substance la totalité du soufre réactif introduit dans cette étape, le soufre réactif étant le soufre qui est présent à l'état de sulfure et qui peut être transformé en soufre élémentaire par le sulfate ferrique.
  2. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que les quantités d'acide sulfurique de retour d'électrolyse, de concentré sulfuré de zinc et de ferrite de zinc mises en oeuvre sont telles que le rapport molaire entre le fer contenu dans le ferrite et le soufre réactif contenu dans le concentré soit de 0,2-0, 6, de préférence de 0,3-0, 4, et que la solution de lixiviation riche en zinc ait une teneur en acide sulfurique de 5-35 gll, de préférence de 10-25 g/i.
  3. 3. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé en ce qu'on oxyde au moins 30 %, de préférence au moins 40 %, du soufre réactif dans le seconde étape de lixiviation.
  4. 4. Procédé selon la revendication 1,2 ou 3, caractérisé en ce qu'on effectue la première étape de lixiviation de manière à ce que la concentration en fer trivalent de la solution atteigne une valeur de 2-10 gll, de préférence de 3-7 g/l, dans la phase finale de cette étape. <Desc/Clms Page number 14>
  5. 5. Procédé selon la revendication 4, caractérisée en ce qu'on veille à ce que ladite concentration soit d'au moins 0,1 g/l, de préférence d'au moins 0,2 g/l, dans la phase initiale de ladite étape.
  6. 6. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1-5, caractérisé en ce que les quantités d'acide, de ferrite et de soufre réactif introduites dans la première étape de lixiviation sont telles que la solution de lixiviation primaire ait une teneur en acide sulfurique de 40-70 g/l.
  7. 7. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1-6, caractérisé en ce qu'on maintient dans le seconde étape de lixiviation la concentration en fer trivalent de la solution constamment à un niveau de 0,1-2 g/l, de préférence de 0,5-1 g/l.
  8. 8. Procédé selon l'une quelconque des revendications 1-7, caractérisé en ce qu'avant de séparer la solution de lixiviation riche en zinc du résidu de lixiviation riche en zinc, on neutralise une partie de l'acide contenu dans cette solution avec de la calcine.
  9. 9. Procédé selon la revendication 8, caractérisé en ce qu'on introduit en continu un courant de ferrite de zinc, de résidu de lixiviation riche en zinc et de solution d'acide sulfurique de retour d'électrolyse dans la première cuve d'une première série de cuves à débordement placées en cascade, on maintient dans chacune de ces cuves des conditions telles que la pulpe débordant de la dernière cuve soit constituée de solution de lixiviation primaire et de résidu de lixiviation pauvre en zinc, on fait déborder la dernière cuve dans un séparateur solide-liquide qui sépare le résidu de lixiviation pauvre en zinc de la solution de lixiviation primaire, on introduit en continu cette solution de lixiviation primaire ensemble avec un courant de concentré sulfuré de zinc dans la première cuve d'une seconde série de cuves à débordement placées en cascade,
    on maintient dans chaque cuve de cette seconde série des conditions telles que la pulpe débordant de la dernière cuve soit constituée de solution de lixiviation riche en zinc et de résidu de lixiviation riche en zinc, on fait déborder la dernière cuve de cette série dans une cuve de neutralisation, dans laquelle on neutralise une partie de l'acide contenu dans la pulpe avec de la calcine, on fait déborder la cuve de neutralisation dans séparateur solide-liquide qui sépare la solution de lixiviation riche en zinc partiellement neutralisé du résidu de lixiviation riche en zinc et on recycle ce résidu vers la première cuve de la première série. <Desc/Clms Page number 15> 10.
    Procédé selon la revendication 9, caractérisé en ce qu'afin de maintenir les conditions précitées, on équipe les cuves d'un agitateur auto-aspirant, on les relie à une source d'oxygène et on règle la vitesse de l'agitateur et l'amenée de l'oxygène de manière à maintenir le potentiel dans chaque cuve à un niveau prédéterminé.
BE9300882A 1993-08-27 1993-08-27 Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. BE1007417A3 (fr)

Priority Applications (17)

Application Number Priority Date Filing Date Title
BE9300882A BE1007417A3 (fr) 1993-08-27 1993-08-27 Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc.
JP50734695A JP3713579B2 (ja) 1993-08-27 1994-08-24 硫化物濃縮物からの亜鉛の抽出方法
CN94193408A CN1040133C (zh) 1993-08-27 1994-08-24 从硫化物精矿中提取锌的方法
PCT/EP1994/002794 WO1995006140A1 (fr) 1993-08-27 1994-08-24 Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures
KR1019960701078A KR100317430B1 (ko) 1993-08-27 1994-08-24 황화물농축물로부터아연을추출하는방법
ES94926871T ES2103134T3 (es) 1993-08-27 1994-08-24 Procedimiento para extraccion de zinc de concentrados sulfurados.
AU76547/94A AU683085B2 (en) 1993-08-27 1994-08-24 Method for removing zinc from sulphured concentrates
US08/591,660 US5858315A (en) 1993-08-27 1994-08-24 Process for the extraction of zinc from sulphide concentrates
CA002167729A CA2167729C (fr) 1993-08-27 1994-08-24 Methode d'extraction du zinc contenu dans des concentres sulfures
BR9407223A BR9407223A (pt) 1993-08-27 1994-08-24 Processos para a extração de zinco de concentrados de sulfeto de zinco e para a lixiviação de ferrita de zinco em conjunto com um material sulfetado contendo sulfeto de zinco
PL94313134A PL313134A1 (en) 1993-08-27 1994-08-24 Method of extracting zinc from sulphide concentrates
EP94926871A EP0719347B1 (fr) 1993-08-27 1994-08-24 Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures
DE69402881T DE69402881T2 (de) 1993-08-27 1994-08-24 Verfahren zur extraktion von zink aus schwefelhaltigen konzentraten
PE1994251636A PE28795A1 (es) 1993-08-27 1994-09-28 Procedimiento de extraccion de zinc de concentrados sulfurados
NO19960771A NO311368B1 (no) 1993-08-27 1996-02-26 Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater, og en fremgangsmåte for utlutning avsinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid
FI960883A FI106130B (fi) 1993-08-27 1996-02-26 Menetelmä sinkin uuttamiseksi sulfidikonsentraateista
AU52933/98A AU713328B2 (en) 1993-08-27 1998-01-30 Process for leaching zinc ferrite

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
BE9300882A BE1007417A3 (fr) 1993-08-27 1993-08-27 Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc.

Publications (1)

Publication Number Publication Date
BE1007417A3 true BE1007417A3 (fr) 1995-06-13

Family

ID=3887289

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BE9300882A BE1007417A3 (fr) 1993-08-27 1993-08-27 Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc.

Country Status (1)

Country Link
BE (1) BE1007417A3 (fr)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113667834A (zh) * 2021-08-20 2021-11-19 云南金鼎锌业有限公司 一种利用氧气氧化常压浸出焙砂尘中硫化锌的方法

Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BE724214A (fr) * 1968-11-20 1969-05-02
US3976743A (en) * 1974-09-13 1976-08-24 Cominco Ltd. Treatment of zinc plant residue
US4004991A (en) * 1975-10-22 1977-01-25 Sherritt Gordon Mines Limited Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
US4107265A (en) * 1976-06-02 1978-08-15 Metallgesellschaft Aktiengesellschaft Treating residues from the leaching of roasted zinc blende
EP0071684A1 (fr) * 1981-08-05 1983-02-16 Sherritt Gordon Mines Limited Procédé pour la récupération du zinc à partir de ferrites de zinc
EP0166710A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-02 SOCIETE DES MINES &amp; FONDERIES DE ZINC DE LA VIEILLE MONTAGNE S.A. Procédé de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
EP0428194A1 (fr) * 1989-10-24 1991-05-22 Ruhr-Zink Gmbh Procédé de traitement de déchets contenant de la Jarosite
WO1991009146A1 (fr) * 1989-12-15 1991-06-27 Sherritt Gordon Limited Recuperation des metaux precieux contenus dans des residus de zinguerie
EP0451456A1 (fr) * 1990-02-16 1991-10-16 Outokumpu Oy Procédé pour le traitement hydrométallurgique des matières brutes contenant des sulfures de zinc
SU1740464A1 (ru) * 1990-06-29 1992-06-15 Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе Способ очистки растворов от железа
WO1993015236A1 (fr) * 1992-01-28 1993-08-05 N.V. Union Miniere S.A. Procede pour separer du fer d'une solution aqueuse

Patent Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BE724214A (fr) * 1968-11-20 1969-05-02
US3976743A (en) * 1974-09-13 1976-08-24 Cominco Ltd. Treatment of zinc plant residue
US4004991A (en) * 1975-10-22 1977-01-25 Sherritt Gordon Mines Limited Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
US4107265A (en) * 1976-06-02 1978-08-15 Metallgesellschaft Aktiengesellschaft Treating residues from the leaching of roasted zinc blende
EP0071684A1 (fr) * 1981-08-05 1983-02-16 Sherritt Gordon Mines Limited Procédé pour la récupération du zinc à partir de ferrites de zinc
US4510028A (en) * 1981-08-05 1985-04-09 Sherritt Gordon Mines Limited Process for recovering zinc from zinc ferrite material
EP0166710A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-02 SOCIETE DES MINES &amp; FONDERIES DE ZINC DE LA VIEILLE MONTAGNE S.A. Procédé de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
EP0428194A1 (fr) * 1989-10-24 1991-05-22 Ruhr-Zink Gmbh Procédé de traitement de déchets contenant de la Jarosite
WO1991009146A1 (fr) * 1989-12-15 1991-06-27 Sherritt Gordon Limited Recuperation des metaux precieux contenus dans des residus de zinguerie
EP0451456A1 (fr) * 1990-02-16 1991-10-16 Outokumpu Oy Procédé pour le traitement hydrométallurgique des matières brutes contenant des sulfures de zinc
SU1740464A1 (ru) * 1990-06-29 1992-06-15 Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе Способ очистки растворов от железа
WO1993015236A1 (fr) * 1992-01-28 1993-08-05 N.V. Union Miniere S.A. Procede pour separer du fer d'une solution aqueuse

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
DATABASE WPI Derwent World Patents Index; AN 93-187389 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113667834A (zh) * 2021-08-20 2021-11-19 云南金鼎锌业有限公司 一种利用氧气氧化常压浸出焙砂尘中硫化锌的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0166710B1 (fr) Procédé de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
EP0719347B1 (fr) Procede d&#39;extraction de zinc de concentres sulfures
FR2870260A1 (fr) Procede hydrometallurgique de minerai d&#39;oxyde de nickel
NO142995B (no) Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre
FR2574092A1 (fr) Procede d&#39;extraction d&#39;or de minerais rebelles
CA1090141A (fr) Procede de recuperation de l&#39;argent et eventuellement de l&#39;or contenus dans une matiere de depart solide
JPH11506166A (ja) 塩化物で補助される金属の湿式冶金的抽出方法
WO2008029009A1 (fr) Procede de traitement hydrometallurgique d&#39;un minerai de nickel et de cobalt lateritique, et procede de preparation de concentres intermediaires ou de produits commerciaux de nickel et/ou de cobalt l&#39;utilisant
CN106048233B (zh) 一种银的浸出方法
JP7016463B2 (ja) テルルの回収方法
JP2004307965A (ja) スラグフューミングダストからのヒ素及びアンチモンの分離除去方法
CA1045829A (fr) Procede de traitement d&#39;une matiere contenant du zinc et de la silice en vue de recuperer le zinc
BE1007417A3 (fr) Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc.
EP0480978B1 (fr) Procede pour eliminer les metaux lourds de l&#39;acide phosphorique
US3687828A (en) Recovery of metal values
JP6962017B2 (ja) 廃酸の処理方法
BE1020491A3 (fr) Procede de production de zinc metal.
EP0112764A1 (fr) Procédé d&#39;élimination du fer de solutions de lixiviation
EA007859B1 (ru) Способ удаления таллия из цинксодержащего раствора
BE1007821A3 (fr) Procede de recuperation de soufre de minerais.
CA1174859A (fr) Procede de recuperation de l&#39;uranium sous forme de peroxyde a partir d&#39;une solution d&#39;attaque sulfurique de minerai uranifere
FR2716683A1 (fr) Procédé d&#39;extraction d&#39;uranium.
FR3025790B1 (fr) Procede d&#39;extraction d&#39;ions iodure contenus dans un effluent
FR2602797A1 (fr) Procede d&#39;enrichissement de minerais de cuivre oxydes difficilement enrichissables
LU83026A1 (fr) Procede de production de carbure de vanadium

Legal Events

Date Code Title Description
RE Patent lapsed

Owner name: S.A. UNION MINIERE N.V.

Effective date: 20000831