CS268673B2 - Method of zinc production from ores and concentrates - Google Patents
Method of zinc production from ores and concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- CS268673B2 CS268673B2 CS857151A CS715185A CS268673B2 CS 268673 B2 CS268673 B2 CS 268673B2 CS 857151 A CS857151 A CS 857151A CS 715185 A CS715185 A CS 715185A CS 268673 B2 CS268673 B2 CS 268673B2
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- copper
- cathode
- concentrate
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 67
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 49
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 49
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 21
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 20
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 21
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 16
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims description 9
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 7
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 claims description 5
- 230000029142 excretion Effects 0.000 claims description 5
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 5
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 3
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 claims description 2
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 2
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 12
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 9
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 7
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 7
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 7
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 6
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 6
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 6
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 6
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 5
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 5
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- -1 hydrogen ions Chemical class 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 2
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 2
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 239000010405 anode material Substances 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 125000001309 chloro group Chemical group Cl* 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N hydron Chemical compound [H+] GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000028327 secretion Effects 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001415 sodium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
Description
Vynález ее týká hydrometalurgické výroby zinku ze zinkonosných rud a koncentrátů. fiirník je nejobvyklejší formou zinku, která vytváří problémy* znečišťování vzduchu kysličníkem siřičitým, zatímco zinek ve formě uhličitanů a kysličníků lze zpracovávat a lze jej zpracovat v některých případech ještě účinněji než simíky.
Obvyklý způsob zpracování sirníků zinku je pražení na kysličník sinečnatý a kysličník siřičitý. Tento kysličník siřičitý se může, ale nemusí přeměňovat na kyselinu sírovou· Potom se produkt podrobí rozpouštění т kyselině sírové a následuje elektrolýza vyčištěného roztoku, při níž se zinek vylučuje na katodě a kyslík na anodě. Vzhledem к tomu, že se na anodě tvoří kyselina a vzhledem к tendenci vzniku vodíku na katodě spíše než zinku, musí se používat extrémně čistý roztok a musí se provádět pečlivá kontrola hustoty proudu· To vyžaduje přidávat různá činidla do elektrolytu, aby se vyloučil zinek v hladké vrstvě spíše než jako prášek, která za těchto podmínek zamezí vývoj vodíku·
V patentu UBA č. 4 148 698 je uveden jiný způsob získávání základního kovu z rudy obsahující tento kov, který je založen na cyklickém procesu· Zahrnuje vytváření rudného kalu s chloridovým vyluhovaoím činidlem za přítomnosti katalyzátoru z měděných iontů· Kyslík se používá ke zlepšení rozpustnosti základního kovu.
Vzhledem к velmi malému množství zinku, který se může vylučovat v objemu slabě kyselého anolytu z anodové komory, jsou nutné velké rychlosti cirkulace, které si vynucují nákladné operace pro oddělování tuhých látek. Kyselý anolyt způsobuje obtížné vylučování zinku v katolytu v důsledku snadného průchodu iontů vodíku membránou, i když se používají membrány nepropouštějící ionty·
Zinek se rovněž vyráběl z roztoků chloridu vylučováním chloru na anodě. Toto vyžaduje vysoký anodový potenciál, nákladné materiály pro anody (platinové nebo titanové s povlakem ruthenia) a výsledkem je obtížná manipulace s materiálem v důsledku napětí, nebot zinek a chlor reagují výbušně. Anolyt je rovněž kyselý a je zdrojem iontů vodíku, což je hlavní důvod neúčinného vylučování zinku.
Způsob podle vynálezu spočívá v loužení a vylučování zinku v prostředí o nízkém obsahu vodíkových iontů. Toto zvyšuje účinnost vylučování zinku a umožňuje vylučovat zinek ve formě prášku, což je výhodnější, nebot přilnutí vrstvičky by vyžadovalo přidávání povrchově aktivních přísad, které mohou mít zhoršující účinek na vyluhovaoí reakce. Anolyt a katolyt se oddělují ionto-selektivní membránou, která propouští ionty jako je sodík, který neruší vylučování zinku. To je právě cílem vynálezu, vyloužit rudy v prostředí o nízké kyselosti a snížit vysoké náklady na vylučování zinku při nízké účinnosti.
Uvedeného cíle se dosahuje jspůsobem získávání zinku podle vynálezu, jehož podstata spočívá v tom, že do anodové komory plněné rudou nebo koncentrátem se zavádí loužicí roztok obsahující chloridové ionty a ionty mědi v Cu* stavu, kterým se v anodové komoře prohání plyn obsahující kyslík a udržuje se při atmosférickém tlaku a teplotě do bodu varu na hodnotě pH 1 až 4, přičemž ze vznikajícího roztoku bohatého na rozpuštěný zinek se odebírá alespoň část, z níž se odděluje například filtrací roztok obohacený zinkem a mědí, který se uvede do kontaktu в čerstvou zinkonosnou rudou nebo koncentrátem za účelem vysrážení iontů mědi, načež se roztok tohoto reakčního produktu vnáší do katodové komory pro elektrochemické vyloučení zinku na katodě.
Vynález zdokonaluje dosud známé způsoby, nebol veškeré rozpouštění a vylučování zinku probíhá v jednoduché komoře za použití iontoselektivní membrány. Není potřeba velké oběhové množství roztoku, protože loužení, které probíhá plynule, spotřebovává vodíkové ionty vytvořené v komoře· Déle vynález je výhodný i tím, že dovoluje snadnou recirkulaci iontů mědi jako katalyzátoru, в minimálními ztrátami. Tento způsob rovněž umožňuje, aby byl anolyt účinný v prostředí o nízké kyselosti bez obnovy chloru, takže je možno vlivem nízkého oxidačního potenciálu použít levnější grafitové anody ve srovnání s uvolňováním chloru nebo kyslíku, což rovněž přispívá к nízkému napětí komory a tím i nákladů na energii. Další výhoda je, že všechno vyloužené železo oxiduje na kysličník žele žitý a potom se hydrolýzou tvoří goethid (vodná tý kysličník železí tý) nebo
CS 268 673 B2 akagenit a tak se zamezí znečistění elektrolytu železem· Použití anolytu o nízké kyselosti, ve srovnání a dosud používanými způsoby» zvyšuje účinnost vylučování zinku a snižuje náklady na energii» což je nejpodstatnější složka nákladů při výrobě zinku.
V prvém příkladném provedení vynálezu je použita zinkonosná ruda nebo koncentrát» v němž jo sražená iontová mě3» jako část náplně anodové komory· Proto se vyskytuje opakované rozpouštění mědi» aniž by bylo nutno přidávat samostatně podstatné množství katalyzátoru·
V dalším provedení je pH směsi v anodové komoře 2,5 a£ 3,5 a nejvýhodněji 3· Jak bylo dříve uvedeno» použití prostředí o nízké kyselosti usnadňuje eliminaci vývoje vodíku v katodové komoře a tvoření chloru v anodové komoře» zamezené redukční energií rudného kalu·
V jiném příkladném provedení je teplota roztoku v anodové komoře od 50° až do bodu varu roztoku» zejména od 70° do 100°C a nejlépe 85° až 95°C·
Ionty mědi přítomné jako katalyzátor pro loužení sinkonosných rud nebo koncentrátů se přidávají zejména v koncentracích okolo 5 až 25 g na litr·
Zdrojem chloridu v loužicím roztoku může být chlorid sodný nebo jiná alkálie nebo chlorid alkalických zemin· Obvykle se chlorid sodný používá v koncentracích 200 až 300 g na litr· Operací srážení médi na simíkovou rudu nebo koncentrát se rozumí to» že vylučování může probíhat na nerostech jiných než sfalerit, např· na galenitu, pyrhotitu nebo chalkopyritu· Následující příklady ilustrují proces aplikovaný na zinkonosné rudy· Je samozřejmě možné» že v rudě mohou být přítomny i jiné základní kovy nebo mohou být předem odstraněny s použitím způsobu uvedeným v patentu USA č. 4 148 698.
Způsob podle vynálezu je založen na anodových a katodových reakcích, oddělených iontoselektivní membránou.
To umožňuje použití iontové mědi ke katalýze anodové oxidace a nolytu a vyčištěných zinkových roztoků pro katodovou redukci v katolytu podle níže uvedených rovnic.
+ 24* —
Anoda: Cu —> Cu ♦ β
ZnS + 2Cu2*__> Zn2+ + 2Cu+ + S°
Katoda: Zn2+ + 2e“—>2n°
Elektrická neutralita se udržuje pohybem iontů Na+ přes iontoselektivní membránu.
Příklad 1
Vylučování iontů mědi
| ČAS | TEPLOTA | pH | Cu/Cu2+ |
| 0* | 55 °C | 2,8 | 22,0/2,8 |
| 0* | 65 °C | 18,8/2,9 | |
| 1/2 | 83 °C | 4,4 | 2,1/2,0 |
| 1 | 86 °C | 4,7 | 0,05/0,2 |
| 1 1/2 | 86 °C | 4,6 | 0,02/0,04 |
| 2 1------------------------------ | - | - | 0,008/0,02 |
Náplň: sfaleritový koncentrát a 0,7 % hmot. Cu Zbytek: 4,6 % hmot. Cu
Hustota kalu: 50 % hmot, pevných látek
Shora uvedená tabulka znázorňuje účinnost získávání iontů mědi vylučováním ze sfaleritu
CS 268 673 B2
Příklad 2
Výsledky 50 Náplň: sfaleritový koncentrát Elektrolyt:
250 g.l-1 NaCl
g.l1 Zn*4, ti litrové komory
Jmenovitý proud: 60 A
Hustota kalu: 1000 g ve 40 1
2% hmot· pevných látek
| čas ChJ | 0+ | 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 0/N |
| 1,5 | 1,5 | 1,5 | 1,52 | 3,5 | 3,5 | 3,5 | 3,0 | 3,0 | ||
| Teplota L°c3 | 90 | 88 | 90 | 90 | 90 | 90 | 91 | 90 | 90 | 90 |
| Napětí komory CvJ | 2,34 | 2,18 | 2,15 | 2,14 | 2,18 | 2,90 | 3,13 | 2,95 | 3,18 | |
| Anolyt | ||||||||||
| Analýza Zn[g.l^J | 58,0 | 60,0 | 64,0 | 62,4 | 63,6 | 62,4 | 63,6 | 63,6 | 61,2 | 61,2 |
| Cufg.l1] | 17,2 | 16,4 | 16,4 | 16,4 | 15,2 | 14,4 | 17,2 | 17,6 | 17,6 | 16,8 |
| Cu+lg.l1] | 3,5 | 4,6 | 5,1 | 4,8 | 6,1 | 10,1 | 17,2 | 17,6 | 1 - 1 | |
| Fetg.l1] | 0,02 | 0,02 | 0,02 | 0,02 | 0,02 | 0,01 | 0,07 | 0,8 | 1,1 | 1,7 |
| pH | 3,4 | 3,1 | 3,1 | 2,9 | 2,8 | 2,6 | 1,3 | 0,6 | 0,5 | 1,6 |
| Katolyt | ||||||||||
| Analýza Znfg.l^] | 61,0 | 38,0 | 47,0 | 49,2 | 44,4 | 57,6 | 46,2 | 42,0 | 42,6 | |
| pH | 6,2 | 6,5 | 6,5 | 6,2 | 6,3 | 6,0 | 6,2 | 6,2 | 6,4 | |
| Analýza pevných látek L% hmot.3 | Zn | Ее | Cu | Pb | ||||||
| dávka | 36,o | 13,8 | 0,2 | 0,02 | ||||||
| konečné množství | 1,7 | 14,8 | 0,1 | 0,01 | ||||||
| výtěžek [% hmot! | 97 | 1 |
Spotřeba energie: 2,5 kWh · kg*^
CS 268 673 B2
Příklad 3 .
Výsledky 50-tl litrové komory
Náplň: Sfaleritový koncentrát Jmenovitý proud: 40 A
Elektrolyt: Hustota kalu: 800 g ve 40 1
250 g.l-1 NaCl 1,6 « hnot. pevných látek
g.l-1 Zn2*
| Doba Ц h] | 0* | 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Průtok vzduchu L l.min“!J | 2,5 | 0,5 | 1 | 1 | 1 | 2 | 2 |
| TeplotaC °c] | 90 | 89,5 | 90 | 89 | 90 | 89,6 | 90 |
| Napětí komory [vj | 1,98 | 2,72 | 2,81 | 2,98 | 3,10 | 3,22 | 3,24 |
Anolyt
| Analýza ZnQ g.l“1] | 56,4 | 58,8 | 60,0 . | ___66,o | 6.9,6 | 68,4 | 69,6 |
| C^L g.l1] | 8,3 | 8,2 | 8,2 | 8,6 | 8,6 | 3,5 | 8,8 |
| Cu^g.l1] | 4,2 | 2,4 | 2,2 | 2,2 | 2,5 | 2,7 | 4,6 |
| ře[ g.l’1] | 0,3 | 0,3 | 0,4 | 0,6 | 0,7 | 0,7 | 0,6 |
| pH | 2,2 | 2,5 | 2,1 | 2,3 | 2,0 | 2,0 | 2,0 |
| Katolyt | |||||||
| Analýza Zn£ g.l-x] | 46,8 | 46,2 | 44,4 | 43,2 | 43,8 | 45,0 | 45,0 |
| pH | 5,2 | 5,8 | 6,0 | 6,3 | 6,5 | 6,3 | 6,5 |
| Analýza pevných látekQ % hmot] | Zn | Pe | Cu | Pb | |||
| Náplň | 36,0 | 8,2 | 0,7 | 4,6 | |||
| Konečná hodnota | 10,1 | 10,6 | 0,9 | 0,05 | |||
| Výtážek [56 hmot] | 70 |
Spotřeba energie: 2,75 kWh . kg“1
CS 268 673 B2
Příklad 4
Výsledky 50-ti litrové komory
Náplň: Sfaleritový koncentrát Jmenovitý proud: 60 A
Elektrolyt: Hustota kalu: 3>5 kg ve 40 1
250 gel1 NaCl 6,9 % hmot, pevných látek
g.l“1 Zn**
| Doba [ hj | 0+ | 2 | 4 | 6 | 8 | 10 | 12 |
| Průtok vzduchu [ l.min-ÍQ | 2 | 1 | 2 | 1 | 0,5 | 0,5 | 0,5 |
| Teplota^ °cj | 90 | 90 | 90 | 90 | 90 | 90 | 90 |
| Napětí komory Q v] | 2,40 | 2,48 | 2,71 | 3,21 | 3,40 | 3,50 | 3,50 |
| Anolyt | |||||||
| Analýza Zn Cg-l1! | 54,0 | 57,6 | 58,8 | 64,8 | 69,6 | 74,4 | ’ 78,0 |
| Cu Lg.i1] | 17,6 | 18,4 | 16,8 | 16,8 | 16,4 | 16,4 | 16,8 |
| . Cu++ Eg.l1] | 3,0 | 3,8 | 3,5 | - | 3,8 | 4,2 | 4,3 |
| P. b.1-4 | 0,02 | 0,03 | 0,03 | 0,08 | 0,2 | 0,2 | 0,09 |
| pH | 3,6 | 3,4 | 2,5 | 2,8 | 2,2 | 2,6 | 2,8 |
| Katolyt | |||||||
| Analýza Zn [g.l-1] | 29,4 | 24,0 | 28,8 | 26,4 | 28,0 | 31,8 | 37,8 |
| pH . | 6,5 | 6,8 | 6,8 | 6,9 | 6,1 | 6,3 | 6,4 |
| Analýza pevných látek [% hmot] | Zn | Pe | Cu | Pb | |||
| Náplň | 37,8 | 13,0 | 0,8 | 0,5 | |||
| Konečná hodnota | 11,2 | 20,9 | 3,8 | 0,03 | |||
| Výtěžek O hmot] | 70 |
Spotřeba energie: 2,2 kWh · kg“^
CS 268 673 B2
Příklad 5
Výsledky 50-ti litrové komory
Náplň: Sfaleritový koncentrát Jmenovitý proud: 60 A
Elektrolyt: Hustota kalu: 840 g ve 40 1
250 g.l“1 NaCl 1,7 % hmot, pevných látek g·!1 Zn**
| Doba [hj | 0* | 1 | 2 ; | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Průtok vzduchu [l.min~lj | 2 | 2 | 2 | 2 | 4 | 6 | 6 |
| Teplota [°c] ’ ' | 50 | 50 | 50 | 50 | 50 | 50 | 50 |
| Napětí komory [v ] | 3,36 | 3,28 | 3,43 | 3,27 | 3,19 | 3,03 | 2,92 |
Anolyt
| Analýza Zn Εβ·!1 ] | 60,0 | 62,0 | 62,0 | 58,0 | 60,0 | 60,0 | 60,0 |
| Си [в»!1 ] | 13,2 | 13,6 | 13,2 | 13,6 | 13,6 | 13,6 | 14,0 |
| Си44 [ g.l1] | 2,6 | 4,3 | 6,2 | 13,6 | 13,6 | 13,6 | 14,0 |
| po [ga1] | 1,0 | 0,9 | 0,8 | i»° | 1,4 | 1,4 | 1,5 |
| pH | 0,3 | 0,7 | 1,0 | 0,5 | 0,0 | 0,0 | 0,2 |
| Katolyt . | |||||||
| Analýza Zn [g·!“1] | 56,0 | 50,1 | 47,0 | 41,0 | 41,0 | 42,0 | 40,0 |
| pH | 6,5 | 6,7 | 6,8 | 6,8 | 6,7 | 6,7 | 6,7 |
| Analýza pevných látek hmot. ] | Zn | Cu | Fe | Pb | |||
| Náplň | 42,0 | 0,2 | 6,3 | 0,05 | |||
| Zbytek | 38,4 | °»1 | 7,5 | 0,02 |
Výtěžek [% hmot] 9
Spotřeba energie: 45 kWh · kg“1
Pokus z příkladu 2 byl opakován při teplotě 50°, iontová měň byla všechna jako měinatan po 3 h a hodnota pH klesla pod 1,0 s vylučováním vodíku na katodě, což znamená zhorěení reaktivity při této teplotě.
*š·.
CS 268 673 B2
Příklad б
Výsledky 50-ti litrové komory
Náplň: Sfaleritový koncentrát Jmenovitý proud: 60 A
Elektrolyt: Hustota kalu: 890 g ve 40 1
250 g»l”X NaCl 1,8 % hmot, pevných látek
50-60 g.l1 Zn**
| Doba Lb]· | 0* | 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 5,5 | 6 |
| Průtok vzduchu Ql.min-Ц | 0,5 | 0,5 | 0,5 | 1 | 1 | 1 | 1 | 2 |
| Teplota [°C ] | 75 | 75 | 75 | 75 | 70 | 70 | 70 | 70 |
| Napětí komory J | 2,28 | 2,15 | 2,14 | 2,62 | 2,71 | 2,78 | 2,80 | 2,81 |
| Anolyt [g.l^JZn | 50,4 | 52,8 | 54,0 | 57,6 | 56,4 | 57,6 | 57,6 | 57,6 |
| Analýza [g.l1]^ | 14,8 | 15,2 | 15,6 | 16,0 | 15,6 | 15,6 | 15,2 | 15,6 |
| ig.l“X] Cu** | 3,8 | 4,2 | 3,4 | 6,9 | 7,4 | 8,3 | 9,6 | 12,4 |
| |% hmotjcu^ | 26 | 28 | 22 | 43 | 47 | 53 | 63 | 79 |
| £.Гх]1?е | 0,04 | 0,3 | 0,4 | 0,3 | 0,5 . | 0,6 | 0,6 | 0,6 |
| pH | 2,9 | 3,2 | 2,3 | 2,5 | 2,0 | 2,5 | 2,0 | 1,6 |
| Katolyt | ||||||||
| Analýza [g.l“X] Zn | 46,2 | 60,0 | 64,8 | 46,6 | 46,8 | 46,8 | 47,2 | 45,6 |
| PH | 5,8 | 5,7 | 5,2 | 6,0 | 6,2 | 6,3 | 6,3 | 6,3 |
| Analýza pevných látek Q% hmot.] | Zn | Fe | Cu | Pb | ||||
| Náplň | 42,6 | 10,4 | 0,2 | 0,05 | ||||
| Konečný stav | 30,0 | 0,4 | 0,1 | 0,03 | ||||
| Výtěžek hmot] | 30 |
Spotřeba energie: 8,2 KWh.kg“1
Pokus podle příkladu 2 byl opakován při počáteční teplotě 75°C a postupně snížen na 70°C. Po 3 h při teplotě 75°C se část iontové mědi přítomná jako měňnatan pouze o 17$, zatímco hodnota pH byla udržována v rozsahu 2,5 až 3,5 přidáváním vzduchu. Jednou se teplota snažila na 70°C na 4 až 6 hod., zvýšení části iontové mědi ve formě měSnatanu se zvýšila rychle na 32%, zatímco hodnota pH měla tendenci klesnout, i přes zvýšené množství přidávaného vzduchu. Tyto výsledky ukazují, že reaktivita je postačující při 75°C, ale Je krajní při 70°C.
Na obr. 1 je schematicky znázorněn příklad provedení a rovněž schéma postupu výroby.
čerstvá ruda χ se přivádí do anodové komory 2. elektrochemické nádoby £. Nádoba 3, obsahuje anodu £ a katodu £. Katoda £ je obklopena iontoselektivní membránou £, která zabraňuje průchodu měděných iontů z anodové komory 2. do katodové komory 16. Plyn £ obsahující kyslík se přivádí do anodové komory £ ze zdroje 8 a umožňuje úplné smísení
I
CS 268 673 B2
I zinkonosné rudy 8 loužýcím chloridovým roztokem Д přiváděným ze zdroje 10. Uvnitř anodové komory £ ее zinkový kov rozpouští ze zinkonosné rudy, přechází do roztoku 8 měděnými ionty přiváděnými do louhovacího roztoku buň r©cirkulací nebo ze samostatného zdroje mědi (ne znázorněn).
' Po předem stanovené době styku zinkonosné rudy, iontů, mědi a iontů chloridu, se výsledný kal odstraní z anodové komory fa zavede se do odlučovače 11. ve kterém se roztok bohatý na zinek a měl oddělí od zbytku ϋ· část roztoku 12. bohatá na zinek a měl se potom vede do srážecí nádoby 1£ spolu s alespoň částí zinkonosné rudy nebo koncentrátu· Jejich styk má za následek, že měl je v podstatě vysrážena z roztoku 12 do zinkonoené rudy nebo koncentrátu· Zinkem obohacený roztok 15 ochuzený o ionty mědi potom prochází do katodové komory 16. kde se kovový zinek vyloučí na katodě Zbytek 17 ze srážecí nádoby 14 obsahující zinkonosnou rudu nebo koncentrát a vysrážená měl se. vede do anodové komory £, kde se rozpouští jak měl tak zinek·
Proto je způsob podle vynálezu cyklickým plynulým procesem, který umožňuje jak vylučování zinku na katodě, tak vyluhování základních kovů v provzdušňovaném kalu v anodové komoře membránové nádoby·
Claims (6)
1· Způsob získávání zinku z rud obsahujících simík zinečnatý nebo z koncentrátu, v elektrolytickém článku, Obsahujícím katodovou komory 8 katodou a anodovou komoru s anodou, přičemž katodová komora a anodová komora jsou od sebe odděleny ion to selektivní membránou, vyznačující se tím, že do anodové komory plněné rudou nebo koncentrátem se zavádí loužicí roztok obsahující chloridové ionty a ionty mědi v Cu* stavu, kterým ae v anodové komoře prohání plyn obsahující kyslík a udržuje se při atmosférickém tlaku a teplotě do bodu varu na hodnotě pH 1 až 4, přičemž ze vznikajícího roztoku bohatého na rozpuštěný zinek se odebírá alespoň část, z níž se odděluje, například filtrací, roztok obohacený zinkem a mědí, který se uvede do kontaktu s čerstvou zinkonosnou rudou nebo koncentrátem za účelem vysrážení iontů mědi, načež se roztok tohoto reakčního produktu vnáší do katodové komory pro elektrochemické vyloučení zinku na katodě·
2· Způsob podle bodu 1 vyznačený tím, že zinkonosné ruda nebo koncentrát в vysráženými ionty mědi se přidává do loužicího roztoku pro anodovou komora·
3· Způsob podle bodu 1 a 2 vyznačený tím, že obsah iontů mědi jako katalyzátoru pro loužení zinkonosnýoh rud nebo koncentrátů v loužicím roztoku se průběžně upravuje na koncentraci 5 a 25-g na litr· < — . ..
4· Způsob podle bodu 1 vyznačený tím, že roztok obohacený zinkem a mědí se uvádí do kontaktu s radou kysličníku zinečnatého·
5· Způsob podle bodu 1 a 4 vyznačený tím, že roztok obohacený zinkem a mědí se uvádí do kontaktu s radou sirníku zinečnatého, obsahujícího ještě sirníky mědi·
6· Způsob podle bodu 1 vyznačující se tím, že chloridové ionty se do loužicího roztoku přidávají ve formě chloridu sodného a jejich koncentrace se průběžně upravuje na 200 až 300 g na litr·
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| AUPG751684 | 1984-10-05 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CS715185A2 CS715185A2 (en) | 1989-08-14 |
| CS268673B2 true CS268673B2 (en) | 1990-04-11 |
Family
ID=3770792
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CS857151A CS268673B2 (en) | 1984-10-05 | 1985-10-04 | Method of zinc production from ores and concentrates |
Country Status (29)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4684450A (cs) |
| EP (1) | EP0197071B1 (cs) |
| JP (1) | JPS62500388A (cs) |
| KR (1) | KR890005181B1 (cs) |
| CN (1) | CN1013381B (cs) |
| AU (1) | AU570580B2 (cs) |
| BR (1) | BR8506944A (cs) |
| CA (1) | CA1260429A (cs) |
| CS (1) | CS268673B2 (cs) |
| DE (1) | DE3574741D1 (cs) |
| DK (1) | DK249786A (cs) |
| ES (1) | ES8605052A1 (cs) |
| FI (1) | FI81386C (cs) |
| GR (1) | GR852394B (cs) |
| HU (1) | HU198759B (cs) |
| IE (1) | IE56638B1 (cs) |
| IN (1) | IN166276B (cs) |
| MA (1) | MA20542A1 (cs) |
| MW (1) | MW3886A1 (cs) |
| NO (1) | NO862221L (cs) |
| NZ (1) | NZ213678A (cs) |
| OA (1) | OA08339A (cs) |
| PH (1) | PH21404A (cs) |
| PT (1) | PT81258B (cs) |
| RO (1) | RO95898B (cs) |
| WO (1) | WO1986002107A1 (cs) |
| ZA (1) | ZA857259B (cs) |
| ZM (1) | ZM7485A1 (cs) |
| ZW (1) | ZW16485A1 (cs) |
Families Citing this family (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0221633A1 (en) * | 1985-08-05 | 1987-05-13 | Collaborative Research Inc. | Genotyping by restriction fragment length polymorphisms |
| US4804458A (en) * | 1987-08-20 | 1989-02-14 | Amoco Corporation | Process for collecting vapor in ebullated bed reactors |
| CN1034958C (zh) * | 1993-05-06 | 1997-05-21 | 王绍和 | 硫化锌矿电解制取锌的方法及其电解槽 |
| US5609747A (en) * | 1995-08-17 | 1997-03-11 | Kawasaki Steel Corporation | Method of dissolving zinc oxide |
| CN101126164B (zh) * | 2007-07-27 | 2010-11-10 | 葫芦岛锌业股份有限公司 | 利用高氟锌物料和高二氧化硅锌物料生产电解锌的方法 |
| CN103014778A (zh) * | 2012-12-11 | 2013-04-03 | 北京矿冶研究总院 | 一种矿浆电解装置 |
| CN103710727B (zh) * | 2013-12-05 | 2016-04-06 | 中南大学 | 可溶性溴盐的应用 |
Family Cites Families (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3673061A (en) * | 1971-02-08 | 1972-06-27 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
| US3772003A (en) * | 1972-02-07 | 1973-11-13 | J Gordy | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore |
| US3736238A (en) * | 1972-04-21 | 1973-05-29 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
| FR2323766A1 (fr) * | 1975-04-21 | 1977-04-08 | Penarroya Miniere Metallurg | Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures |
| AU510493B2 (en) * | 1976-04-01 | 1980-06-26 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Extracting metals from ores |
| IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
| AU527808B2 (en) * | 1977-11-06 | 1983-03-24 | The Broken Hill Proprietary Company Limited | Simultaneous electrodissolution and electrowinning of metals from sulphide minerials |
| AU537305B2 (en) * | 1979-04-09 | 1984-06-14 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Production of lead from ores and concentrates |
| NO149003C (no) * | 1979-04-17 | 1984-01-25 | Elkem As | Fremgangsmaate til selektiv ekstraksjon av sink fra kloridloesninger som inneholder hovedsaklig jern, kobber og sink |
| US4536214A (en) * | 1983-07-07 | 1985-08-20 | Duval Corporation | Metal sulphide extraction |
-
1984
- 1984-10-04 ZM ZM74/85A patent/ZM7485A1/xx unknown
-
1985
- 1985-09-20 RO RO123603A patent/RO95898B/ro unknown
- 1985-09-20 WO PCT/AU1985/000230 patent/WO1986002107A1/en active IP Right Grant
- 1985-09-20 AU AU49568/85A patent/AU570580B2/en not_active Ceased
- 1985-09-20 BR BR8506944A patent/BR8506944A/pt unknown
- 1985-09-20 HU HU854217A patent/HU198759B/hu not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 JP JP60504279A patent/JPS62500388A/ja active Granted
- 1985-09-20 IE IE2327/85A patent/IE56638B1/en not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 DE DE8585904778T patent/DE3574741D1/de not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-20 US US06/871,402 patent/US4684450A/en not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-20 KR KR1019860700284A patent/KR890005181B1/ko not_active Expired
- 1985-09-20 EP EP85904778A patent/EP0197071B1/en not_active Expired
- 1985-09-20 ZA ZA857259A patent/ZA857259B/xx unknown
- 1985-09-23 ZW ZW164/85A patent/ZW16485A1/xx unknown
- 1985-09-25 CA CA000491522A patent/CA1260429A/en not_active Expired
- 1985-09-27 IN IN761/MAS/85A patent/IN166276B/en unknown
- 1985-10-02 NZ NZ213678A patent/NZ213678A/xx unknown
- 1985-10-03 GR GR852394A patent/GR852394B/el unknown
- 1985-10-04 ES ES85547588A patent/ES8605052A1/es not_active Expired
- 1985-10-04 CS CS857151A patent/CS268673B2/cs unknown
- 1985-10-04 PT PT81258A patent/PT81258B/pt unknown
- 1985-10-04 MA MA20766A patent/MA20542A1/fr unknown
- 1985-10-05 CN CN85107417A patent/CN1013381B/zh not_active Expired
- 1985-10-07 PH PH32886A patent/PH21404A/en unknown
-
1986
- 1986-04-29 MW MW38/86A patent/MW3886A1/xx unknown
- 1986-05-28 DK DK249786A patent/DK249786A/da not_active Application Discontinuation
- 1986-06-04 FI FI862385A patent/FI81386C/fi not_active IP Right Cessation
- 1986-06-04 NO NO862221A patent/NO862221L/no unknown
- 1986-06-05 OA OA58873A patent/OA08339A/xx unknown
Also Published As
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US9322105B2 (en) | Recovering lead from a lead material including lead sulfide | |
| AU2013346480A1 (en) | Recovering lead from a mixed oxidized material | |
| FI61049B (fi) | Foerfarande foer utvinning av koppar fraon koppar- och jaernhaltig malm eller slig | |
| EP0115500A4 (en) | RECOVERY OF SILVER AND GOLD FROM ORES AND CONCENTRATES. | |
| US8097132B2 (en) | Process and device to obtain metal in powder, sheet or cathode from any metal containing material | |
| CS268673B2 (en) | Method of zinc production from ores and concentrates | |
| EP0161224B1 (en) | Process for copper chloride aqueous electrolysis | |
| US4500398A (en) | Production of lead from sulfides | |
| FI66028C (fi) | Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat | |
| AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
| AU558740B2 (en) | Recovery of silver and gold from ores and concentrates | |
| RU2023758C1 (ru) | Способ электрохимического выщелачивания меди из сульфидного медного концентрата | |
| Bieszczad et al. | Electrowinning of copper and lead from ammonium acetate solutions | |
| PL111091B1 (en) | Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution | |
| SU1395684A1 (ru) | Способ переработки свинецсодержащих материалов | |
| IE43392B1 (en) | Extraction of copper from ores and concentrates | |
| DK152225B (da) | Fremgangsmaade til udvinding af kobber fra kobber- og jernholdig malm eller koncentrat |