Procédé d'isolement du zinc.
La présente invention.concerne un procédé d'isolement du zinc à partir de minerais de zinc oxydés et/ou de concentrés de sulfure de zinc grillés , suivant lequel on soumet les minerais ou concentrés à une lixiviation, puis
les résidus de lixiviation résultants à une volatilisation pyrométallurgique.
L'isolement industriel du zinc par lixiviation et électrolyse a gagné de plus en plus d'importance depuis sa découverte au début du siècle, spécialement depuis' qu'il..,
a été reconnu que les concentrés de minerais se prêtant éminem-ment à ce mode opératoire sont ceux qui sont particulière- ment riches en zinc et particulièrement pauvres en impuretés.
Par impuretés,il convient d'entendre à propos de l'isolement électrolytique du zinc en premier lieu le fer et l'acide silicique, outre l'arsenic, l'antimoine, le cobalt, le nickel, le germanium, le chlore et le fluor. Toutefois, du fait que ces éléments accompagnent presque sans exception
le minéral zincifère principal, à savoir la blende,. -on a dû au cours des 50 dernières années de l'application indus- trielle de l'électrolyse du zinc,se consacrer déjà précocement à rendre ces impuretés inoffensives du fait qu'elles conduisent à des inconvénients sensibles tant lors de
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L'économie de l'isolement du zinc par électrolyse dépend, par conséquent,' pour beaucoup du fait qu'on réussit ou non à éliminer autant que possible les impuretés déjà lors du grillage et de la lixiviation.
Au début de l'application industrielle de l'électrolyse du zinc tandis qu'on pouvait encore s'approvisionner en concentrés de minerais . et en minerais de zinc purs
et particulièrement riches et que la pollution irréfléchie par évacuation des résidus aux immondices n'entraînait aucune charge économique sensible, on a pu se contenter de la lixiviation neutre ^classique. Toutefois, avec la nécessité d'une exploitation. Croissante de blendes contenant, par exemple,, beaucoup de fer,' pour lesquelles il faut aussi
tenir compte de fluctuations dans la composition des minerais, l'application du procédé électrolytique est. devenue difficile sinon même pour partie anti-économique .
Cette succession de difficultés commence déjà avec la lixiviation primaire du'produit de grillage utilisé.
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de la masse zincifère oxydée, le fer qui:'était passé en solution précipite après oxydation sous forme d'hydroxyde
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baisse. Lors de sa floculation, l'hydroxyde de fer entraîne une fraction sensible des métaux secondaires constituant
des impuretés, comme l'arsenic, l'antimoine et le germanium. Pour atteindre cet effet décisivement important, il faut toutefois ajouter un excès du produit de grillage qui dépend de la quantité des impuretés et de celle du fer, mais la conséquence, inéluctable en est que 1-oxyde de zinc.apporté par l'excès n'est plus dissous. Dans ces conditions, on atteint des rendements d'extraction d'environ 70 à un maximum
de 90% du zinc et, par conséquent, on arrive à des résidus de lixiviation ayant des teneurs en.zinc:,non dissous inadmissiblement élevées.
Pour éviter les dépenses dues à des pertes de métal, on a donc déjà proposé aussi de perfectionner le procédé
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de plus de 90% lors de la lixiviation. Jusqu'à présent, on
a obtenu un tel résultat par exécution de plusieurs stades de lixiviation successifs dans différentes conditions de lixiviation et de précipitation,avec pour partie de très hautes concentrations en acide et des températures élevées,
de même qu'un apport d'oxydant sous forme gazeuse. Ce procédé est devenu applicable après qu'il a été reconnu que
de grandes quantités de fer dissous peuvent être précipitées
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de goethite à partir de la solution sous la forme d'un résidu facile à filtrer.
L'inconvénient de ce mode opératoire consiste toutefois dans la multiplicité des stades de lixiviation entrai-nant des dépenses d'investissement et d'exploitation énormes. Par exemple, la liqueur de lixiviation ,dont la concentration
en vue de l'électrolyse est imposée par des considérations d'ordre théorique,doit être amenée dans une installation d'évaporation distincte à la concentration nécessaire qui .est beaucoup plus- élevée. De plus, la multiplicité des stades' de lixiviation exige une installation beaucoup plus complexe
à l'atelier de lixiviation et rend ainsi beaucoup plus délicate la conduite et la surveillance des opérations.
Enfin, une'difficulté qui -s'est révélée particuliè- rement grave est que le résidu évacué aux immondices dans le procédé à la jarosite et/ou à la goethite constitue un déchet dont l'accumulation entraîne (^importants inconvénients de pollution, du fait que les éléments nuisibles qui s'y trouvent contenus pomme les composés de l'arsenic, de l'antimoine, du thallium, du bismuth, etc., sont aisément entraînés par l'eau de'pluie et pénètrent, par conséquent, dans la nappe phréatique
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raison, les installations de lixiviation en plusieurs stades des minerais de zinc exposent actuellement à des dépenses tellement importantes pour l'évacuation de ces résidus que les avantages économiques offerts depuis quelques années par le procédé hydrométallurgique proprement dit n'existent plus.
Une voie totalement différente consiste, par conséquent, dans les traitements pyrométallurgiques des résidus de lixiviation. On a proposé à cette fin de nombreux modes opératoires,qu'on a essayés et mis également en pra-
<EMI ID=7.1> <EMI ID=8.1>
<EMI ID=9.1> <EMI ID=10.1> lixiviation et de la volatilisation dans un procédé cyclique. .Le principe du procédé est alors de manière évidente que le résidu de lixiviation, après séchage et apport de coke et d'additifs formant un laitier,est soumis à la fusion réductrice à des températures de plus de 1.000[deg.]C de façon que le zinc soit volatilisé à l'état de vapeur métallique, puis oxydé dans un courant gazeux et enfin recueilli dans une installation de dépoussiérage.
Les résidus métalliques non volatils et formant
le laitier constituent ainsi une phase fondue consistant
en matte et laitier. La-poussière oxydée et sulfatée riche
<EMI ID=11.1>
A partir de 1950 environ, on a considéré ce mode opératoire comme exposant à l'inconvénient que le résidu
de lixiviation séché se présente sous une forme pulvérulente
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ultérieur utilement à un traitement préalable) comme le pastillage, le briquetage ou le frittage,qui sont des opérations fort onéreuses et.fastidieuses.En;outre, la puissance de tous les
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de métal par an.' Pour partie, les procédés thermiques exigent, de plus, -.une source d'énergie onéreuse comme le
coke métallurgique ou le pétrole. Comme il s'agit de plus d'un isolement , métallurgique thermique en plusieurs stades,au cours desquels les dégagements de poussière sont inéluctables et les gaz brûlés usés ne se prêtent pas à un traitement industriel, ces variantes du mode opératoire ont 'suscite avec l'importance croissante des usines à- zinc, une série d'inconvénients ne permettant plus leur application dans des conditions économiques. Ces différentes variantes sont polluantes, entraînent des dépenses d'exploitation et d'entretien élevées et exigent des dépenses d'investissement importantes.
En raison de ces différentes observations, l'in- vention a pour but de simplifier le procédé de lixiviation
et de l'associer rationnellement à un procédé de traitement thermique des résidus de lixiviation permettant d'obtenir, pour un rendement d'extraction optimal en zinc,un résidu dont il est possible de se débarrasser absolument sans danger. Dans un procédé de lixiviation simple en un stade, le zinc susceptible d'être dissous aisément du produit de grillage est.amené en phase ..liquide' pour 'une dépense minimale
Le résidu de lixiviation riche en zinc ainsi obtenu doit alors être soumis avec tous les métaux secondaires qu'il contient à un procédé thermique ne présentant pas les inconvénients précités des procédés appliqués antérieurement.
Comme indiqué, une caractéristique du résidu de lixiviation séché est sa granulométrie extrêmement fine. Suivant l'invention,on part du principe que cette particularité .'peut être exploitée économiquement pour un traitement avantageux.
Suivant l'invention; on obtient.le résultat
voulu du fait 'qu'on dispose, après-la, lixiviation
neutre du produit de grillage du minerai de zinc, ; d'un résidu de lixiviation à haute teneur en zinc non dissous, on sèche ensuite ce résidu de lixiviation et on le met en contact, à l' état fluidisé et en milieu réducteur .avec des gaz chauds
<EMI ID=14.1>
autres composés métalliques facilement volatilisables,puis on précipite ces métaux sous' forme d'un mélange d'oxydes, <EMI ID=15.1>
tandis qu'on recueille les métaux et composés métalliques non volatilisés sous forme de matte ou de laitier, après quoi on soumet
le mélange des oxydes finalement à une lixiviation neutre.
3
Une conduite avantageuse du procédé de l'invention consiste
à exécuter en un seul stade la lixiviation neutre du produit
de grillage du minerai de zinc. Un avantage supplémentaire consiste dans l'épuisement de la liqueur de lixiviation neutre jusqu'à
un degré d'acidité correspondant à un pH d'environ 5 et de préférence 5,5 et jusqu'à précipitation du fer qui s'est dissous avec précipitation simultanée, lors de la floculation des composés du fer, des autres métaux secondaires passés à l'état ionique en solution.
Une forme de réalisation avantageuse du procédé
de l'invention est caractérisée en ce qu'on exécute le traitement pyrométallurgique du résidu de lixiviation dans un four
de fusion à cyclone.
De cette façon, l'invention associe la lixiviation neutre, qui est sans complication du point de vue de l'appareillage et de la conduite du procédé, au contraire-d'un préjugé courant des spécialistes, au procédé pyrométallurgique, reconnu comme optimal du point de vue tant fonctionnel qu'économique,
de " la réaction d'un solide dans un gaz", avec très fine subdivision des solides en évitant tous les inconvénients qui
sont propres à ces modes opératoires des deux espèces pris isolément.
Le procédé pyrométallurgique conduit de la manière conforme à l'invention permet de chauffer la matière
meuble et fine spontanément-à la haute température de traitement
<EMI ID=16.1> . progresse le plus rapidement avec le meilleur rendement dans le mélange formé par la phase gazeuse et par la phase pulvérulente finement fluidisée. Cette particularité explique la diffé- - rence sensible d'espace de réaction nécessaire, en comparaison, par exemple, d'un four à cylindre exigeant un volume
de four de 2 m<3> par tonne par jours alors que, par exemple, dans
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un débit d'environ 25 tonnes par jour est suffisant. Le rapport des volumes de réaction est donc d'environ 50:1 et permet donc d'importantes économies sur les dépenses d'installation et
sur l'encombrement indépendamment de l'avancement très,actif
et fort rapide de la réaction dans le cyclone.
Suivant une forme de réalisation avantageuse du
procédé de l'invention, le mélange des oxydes formé par voie pyrométallurgique est soumis, séparément du minerai de zinc grillé, à une lixiviation neutre à l'aide d'une solution diluée d'acide sulfurique, de façon que la majeure partie de l'oxyde
de zinc contenue sous une forme particulièrement soluble dans
le mélange des oxydes se dissolve préférentiellement avec forma-
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en concentration plus élevée.
L'invention offre un avantage supplémentaire, à
savoir que lors de la lixiviation et de la précipitation distinctes du mélange des oxydes, la lixiviation de même que la précipitation sont conduites en fonction de l'aptitude à la lixiviation et à la précipitation des différents constituants utiles de façon à enrichir successivement les constituants utiles peu solubles.
Le procédé de l'invention offre aussi l'avantage que le mélange des oxydes se présente sous la forme d'une masse
de très fines particules dont la surface spécifique active est optimale et confère-les propriétés les plus favorables pour
la lixiviation et la précipitation, c'est-à-dire que le mélange des oxydes contient ses différents constituants sous une forme particulièrement soluble.
Il en résulte enfin aussi la possibilité avantageuse de conduire le procédé de l'invention en ajoutant le mélange des oxydes pendant la lixiviation -primaire du produit de grillage du minerai de zinc vers la fin de la neutralisation à un pH de 2 et de préférence de plus de 2..
L'invention est davantage illustrée par l'exem- ple suivant.
EXEMPLE .-
On introduit dans une cuve de lixiviation à agitateur un minerai de zinc grillé contenant les métaux utiles ci-après :
<EMI ID=19.1>
(le reste du minerai de zinc grillé consiste essentiellement
<EMI ID=20.1>
On broie le produit de grillage jusqu'à une granulométrie inférieure à 75 microns (tamis n[deg.] 200) pour une proportion de 70% et on 1!introduit en vue de la lixiviation dans une cuve munie d'un agitateur. On commence la lixiviation neutre avec une teneur initiale en acide d'environ 115 g d'acide
<EMI ID=21.1>
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soit-de'5,5. On ajoute de la solution d'acide au produit de grillage jusqu'à établir ce .pH. La température de lixiviation
<EMI ID=23.1>
Par concentration de la boue résiduelle, on obtient
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de .' grillagé. .Ce. résidu a la 'constitution suivante (par rapport à la substance sèche) :
<EMI ID=25.1>
<EMI ID=26.1>
forme pulvérulente fine. On le mélange avec 30% en poids de coke moulu d'environ 75 microns et on introduit l'ensemble régulièrement dans un four de fusion à cyclone à lit fluidisé,avec de l'air préchauffé. Comme additifs on ajoute au résidu de lixiviation pulvérulent, en dehors du coke déjà indiquée du Si02 et du FeS2 servant à la formation de la matte et du laitier.-
Au sortir du réacteur de fusion, les gaz se séparent ctes produits -en phases fondues.- On amène' les gaz chauds dans une chambre de postcombustion dans laquelle on brûle
le monoxyde de carbone et les métaux en phase vapeur au moyen d'un apport d'air.
Après être passés par un réfrigérant, les gaz entrent dans un filtre où les poussières d'oxydes métalliques entraînées qui sont enrichies en les constituants volatils sont recueillies sous forma de mélange d'oxydes.
Les produits de fusion s'accumulent dans un four d'attente dans lequel la séparation entre matte et laitier s'achève. La-matte comprend les métaux non volatils comme
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enrichis, tandis que la'gangue-et la- majeure partie du fer
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Le mélange dés oxydes est le produit des réactions chimiques suivantes :
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La combustion des vapeurs métalliques donne les composés suivants :
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<EMI ID=31.1>
composition suivante :
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<EMI ID=33.1>
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des autres.
REVENDICATIONS.
<EMI ID=35.1>
1.- Procédé d'isolement du zinc à parti.r de minerais de zinc oxydés et/ou de concentrés de sulfure de zinc grillés, suivant lequel on soumet les minerais et concentrés à la lixiviation, puis les résidus de lixiviation résultants à une volatilisation pyrométallurgique, caractérisé en ce qu'on dispose, après la lixiviation neutre du produit de grillage du minerai
de zinc, d'un résidu de lixiviation à haute teneur en zinc non dissous, on sèche ensuite le résidu de lixiviation et on le met en contact, à l'état fluidisé et en milieu réducteur, avec des gaz chauds de manière à volatiliser le zinc de même que les autres composés métalliques facilement volatilisables, puis on précipite ces métaux sous forme de mélange d'oxydes, tandis qu'on recueille les métaux et composés métalliques non volatilisés sous forme de matte ou de laitier, après quoi on soumet le mélange
des oxydes finalement à une lixiviation neutre.
Zinc isolation process.
The present invention relates to a process for isolating zinc from oxidized zinc ores and / or roasted zinc sulphide concentrates, whereby the ores or concentrates are leached and then leached.
leaching residues resulting from pyrometallurgical volatilization.
The industrial isolation of zinc by leaching and electrolysis has gained increasing importance since its discovery at the turn of the century, especially since it ..,
It has been recognized that the mineral concentrates which lend themselves eminently to this procedure are those which are particularly rich in zinc and particularly poor in impurities.
By impurities, it is appropriate to understand in connection with the electrolytic isolation of zinc in the first place iron and silicic acid, in addition to arsenic, antimony, cobalt, nickel, germanium, chlorine and fluorine. However, since these elements accompany almost without exception
the main zinciferous mineral, namely blende ,. -On the last 50 years of the industrial application of zinc electrolysis, we have had to devote ourselves early on to rendering these impurities harmless because they lead to appreciable drawbacks both during
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The economics of isolating the zinc by electrolysis, therefore, depends very much on whether or not it is successful or not to remove as much as possible the impurities already in roasting and leaching.
At the beginning of the industrial application of the electrolysis of zinc, while one could still stock up on mineral concentrates. and pure zinc ores
and particularly rich and the thoughtless pollution by evacuation of residues in the refuse entailed no appreciable economic burden, it was possible to be satisfied with conventional neutral leaching. However, with the need for exploitation. Growing of blends containing, for example, a lot of iron, 'for which it is also necessary
take into account fluctuations in the composition of ores, the application of the electrolytic process is. become difficult if not even in part uneconomic.
This succession of difficulties already begins with the primary leaching of the roasting product used.
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of the oxidized zinciferous mass, the iron which: 'had gone into solution precipitates after oxidation in the form of hydroxide
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drop. During its flocculation, iron hydroxide causes a significant fraction of the secondary metals constituting
impurities, such as arsenic, antimony and germanium. To achieve this decisively important effect, however, it is necessary to add an excess of the roasting product which depends on the amount of impurities and that of the iron, but the inevitable consequence is that zinc 1-oxide provided by the excess n 'is no longer dissolved. Under these conditions, extraction yields of about 70 to a maximum are achieved.
of 90% of the zinc and, consequently, one arrives at leach residues having inadmissibly high undissolved contents of zinc.
To avoid expenses due to metal losses, it has therefore already been proposed to improve the process.
<EMI ID = 4.1>
by more than 90% during leaching. So far we
has obtained such a result by carrying out several successive leaching stages under different leaching and precipitation conditions, partly with very high acid concentrations and high temperatures,
as well as a supply of oxidant in gaseous form. This process became applicable after it was recognized that
large amounts of dissolved iron can be precipitated
<EMI ID = 5.1>
of goethite from the solution as an easily filtered residue.
The drawback of this procedure, however, consists in the multiplicity of leaching stages resulting in enormous investment and operating expenses. For example, leach liquor, whose concentration
for electrolysis is imposed by theoretical considerations, must be brought to a separate evaporation plant at the necessary concentration which .is much higher. In addition, the multiplicity of leaching stages requires a much more complex installation.
in the leaching plant and thus makes the conduct and monitoring of operations much more delicate.
Finally, a particularly serious difficulty is that the residue evacuated to the refuse in the jarosite and / or goethite process constitutes a waste, the accumulation of which entails (^ important pollution drawbacks, causes that the harmful elements contained therein, such as the compounds of arsenic, antimony, thallium, bismuth, etc., are easily carried away by the rainwater and therefore penetrate into groundwater
<EMI ID = 6.1>
For this reason, the multi-stage leaching facilities for zinc ores are currently subject to such great expense in disposing of these residues that the economic advantages offered for some years by the hydrometallurgical process itself no longer exist.
A completely different route consists, therefore, in the pyrometallurgical treatments of the leach residues. Numerous procedures have been proposed for this purpose, which have also been tried and put into practice.
<EMI ID = 7.1> <EMI ID = 8.1>
<EMI ID = 9.1> <EMI ID = 10.1> leaching and volatilization in a cyclic process. The principle of the process is then evidently that the leaching residue, after drying and addition of coke and additives forming a slag, is subjected to reducing melting at temperatures of more than 1,000 [deg.] C so that the zinc is volatilized in the state of metallic vapor, then oxidized in a gas stream and finally collected in a dust removal installation.
Non-volatile metal residues and forming
the slag thus constitute a molten phase consisting
in matte and slag. Rich oxidized and sulfated dust
<EMI ID = 11.1>
From around 1950, this procedure was considered to have the disadvantage that the residue
dried leach comes in a powdered form
<EMI ID = 12.1>
useful after a pre-treatment) such as pelletizing, briquetting or sintering, which are very expensive and fancy operations. In addition, the power of all
<EMI ID = 13.1>
of metal per year. ' In part, thermal processes also require an expensive source of energy such as
metallurgical coke or petroleum. As it is more of an isolation, thermal metallurgical in several stages, during which the evolution of dust is inevitable and the spent flue gases do not lend themselves to industrial treatment, these variants of the procedure have 'aroused with the growing importance of zinc factories, a series of drawbacks no longer allowing their application in economic conditions. These different variants are polluting, entail high operating and maintenance expenses and require significant investment expenses.
On account of these various observations, the aim of the invention is to simplify the leaching process.
and to combine it rationally with a process for the thermal treatment of leaching residues making it possible to obtain, for an optimal zinc extraction yield, a residue which it is possible to get rid of absolutely without danger. In a simple one-stage leaching process, readily dissolvable zinc from the roast product is brought into the liquid phase at minimal expense.
The zinc-rich leaching residue thus obtained must then be subjected, along with all the secondary metals which it contains, to a thermal process which does not have the aforementioned drawbacks of the processes applied previously.
As indicated, a characteristic of the dried leach residue is its extremely fine particle size. According to the invention, it is assumed that this feature can be exploited economically for an advantageous treatment.
According to the invention; we get the result
wanted from the fact that we have, after the leaching
zinc ore roast product neutral; of a leach residue with a high undissolved zinc content, this leach residue is then dried and contacted, in a fluidized state and in a reducing medium, with hot gases.
<EMI ID = 14.1>
other easily volatilizable metal compounds, then these metals are precipitated in the form of a mixture of oxides, <EMI ID = 15.1>
while the metals and non-volatilized metal compounds are collected as a matte or slag, after which they are subjected
mixing the oxides eventually to neutral leaching.
3
An advantageous conduct of the process of the invention consists
to carry out neutral leaching of the product in a single stage
roasting of zinc ore. An additional advantage is the exhaustion of the neutral leach liquor to
a degree of acidity corresponding to a pH of about 5 and preferably 5.5 and until precipitation of the iron which has dissolved with simultaneous precipitation, during the flocculation of the iron compounds, of the other secondary metals passed to the ionic state in solution.
An advantageous embodiment of the method
of the invention is characterized in that the pyrometallurgical treatment of the leaching residue is carried out in a furnace
cyclone fusion.
In this way, the invention combines neutral leaching, which is uncomplicated from the point of view of the equipment and the conduct of the process, contrary to a current prejudice of specialists, with the pyrometallurgical process, recognized as optimal of the both functional and economic point of view,
of "the reaction of a solid in a gas", with very fine subdivision of the solids avoiding all the disadvantages which
are specific to these procedures of the two species taken in isolation.
The pyrometallurgical process carried out in the manner according to the invention makes it possible to heat the material
loose and fine spontaneously - at the high processing temperature
<EMI ID = 16.1>. progresses most rapidly with the best yield in the mixture formed by the gas phase and by the finely fluidized pulverulent phase. This peculiarity explains the appreciable difference in the required reaction space, compared, for example, with a cylinder furnace requiring a large volume.
of furnace of 2 m <3> per tonne per day whereas, for example, in
<EMI ID = 17.1>
a throughput of about 25 tonnes per day is sufficient. The reaction volume ratio is therefore approximately 50: 1 and therefore allows significant savings on installation costs and
on the footprint regardless of the very, active progress
and very rapid reaction in the cyclone.
According to an advantageous embodiment of the
process of the invention, the mixture of oxides formed by the pyrometallurgical route is subjected, separately from the roasted zinc ore, to neutral leaching using a dilute solution of sulfuric acid, so that the major part of the 'oxide
of zinc contained in a form particularly soluble in
the mixture of oxides dissolves preferentially with forma-
<EMI ID = 18.1>
in higher concentration.
The invention offers an additional advantage,
know that during the separate leaching and precipitation of the mixture of oxides, the leaching as well as the precipitation are carried out according to the ability to leach and precipitate the various useful constituents so as to successively enrich the useful constituents poorly soluble.
The process of the invention also offers the advantage that the mixture of oxides is in the form of a mass.
very fine particles of which the specific active surface is optimal and confers-the most favorable properties for
leaching and precipitation, that is to say that the mixture of oxides contains its various constituents in a particularly soluble form.
Finally, this also results in the advantageous possibility of carrying out the process of the invention by adding the mixture of oxides during the primary leaching of the roasting product of the zinc ore towards the end of the neutralization at a pH of 2 and preferably of more than 2 ..
The invention is further illustrated by the following example.
EXAMPLE .-
Roasted zinc ore containing the following useful metals is introduced into a stirred leach tank:
<EMI ID = 19.1>
(the remainder of the roasted zinc ore consists essentially
<EMI ID = 20.1>
The roasting product is ground to a particle size of less than 75 microns (sieve n [deg.] 200) for a proportion of 70% and is introduced for leaching into a tank fitted with a stirrer. Neutral leaching begins with an initial acid content of approximately 115 g of acid
<EMI ID = 21.1>
<EMI ID = 22.1>
or-of'5.5. Acid solution is added to the roast product until this .pH is established. Leaching temperature
<EMI ID = 23.1>
By concentration of the residual sludge, we obtain
<EMI ID = 24.1>
of. ' wire mesh. .This. residue has the following constitution (relative to the dry substance):
<EMI ID = 25.1>
<EMI ID = 26.1>
fine powdery form. It is mixed with 30% by weight of approximately 75 micron ground coke and the whole is introduced evenly into a fluidized bed cyclone melting furnace with preheated air. As additives are added to the pulverulent leaching residue, apart from the coke already indicated, SiO 2 and FeS 2 serving for the formation of matte and slag.
On leaving the fusion reactor, the gases separate from these products - in molten phases - The hot gases are brought into a post-combustion chamber in which they are burned.
carbon monoxide and metals in the vapor phase by means of air supply.
After passing through a refrigerant, the gases enter a filter where the entrained metal oxide dust which is enriched in the volatile constituents is collected as a mixture of oxides.
The melting products accumulate in a waiting furnace in which the separation between matte and slag is completed. La-matte includes non-volatile metals such as
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enriched, while the thong-and most of the iron
<EMI ID = 28.1>
The mixture of oxides is the product of the following chemical reactions:
<EMI ID = 29.1>
The combustion of metallic vapors gives the following compounds:
<EMI ID = 30.1>
<EMI ID = 31.1>
following composition:
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<EMI ID = 33.1>
<EMI ID = 34.1>
others.
CLAIMS.
<EMI ID = 35.1>
1.- A process for isolating zinc from oxidized zinc ores and / or roasted zinc sulphide concentrates, according to which the ores and concentrates are subjected to leaching, then the resulting leaching residues to volatilization pyrometallurgical, characterized in that after neutral leaching of the roasting product of the ore is available
zinc, a leach residue with a high undissolved zinc content, the leach residue is then dried and brought into contact, in a fluidized state and in a reducing medium, with hot gases so as to volatilize the zinc as well as other easily volatilized metal compounds, then these metals are precipitated as a mixture of oxides, while the metals and non-volatilized metal compounds are collected as a matte or slag, after which the mixture is subjected
oxides eventually to neutral leaching.