CS268673B2 - Method of zinc production from ores and concentrates - Google Patents

Method of zinc production from ores and concentrates Download PDF

Info

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
Application number
CS857151A
Other languages
English (en)
Other versions
CS715185A2 (en
Inventor
Peter K Everett
Original Assignee
Dextec Metallurg
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
Application filed by Dextec Metallurg filed Critical Dextec Metallurg
Publication of CS715185A2 publication Critical patent/CS715185A2/cs
Publication of CS268673B2 publication Critical patent/CS268673B2/cs

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/16Electrolytic 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·
CS857151A 1984-10-05 1985-10-04 Method of zinc production from ores and concentrates CS268673B2 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS62111699A (ja) * 1985-08-05 1987-05-22 コラボラテイブ・リサ−チ・インコ−ポレ−テツド 制限断片長多形性による遺伝子型の決定
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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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
IE44899B1 (en) * 1976-04-01 1982-05-05 Dextec Metallurg Refining of ferrous and base metal ores and concentrates
AU510493B2 (en) * 1976-04-01 1980-06-26 Dextec Metallurgical Pty. Ltd. Extracting metals from ores
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

Also Published As

Publication number Publication date
DE3574741D1 (de) 1990-01-18
OA08339A (en) 1988-02-29
BR8506944A (pt) 1986-12-23
CN1013381B (zh) 1991-07-31
CA1260429A (en) 1989-09-26
AU570580B2 (en) 1988-03-17
IE56638B1 (en) 1991-10-23
ES547588A0 (es) 1986-03-16
MW3886A1 (en) 1988-02-10
FI81386B (fi) 1990-06-29
FI862385A0 (fi) 1986-06-04
CS715185A2 (en) 1989-08-14
CN85107417A (zh) 1986-03-10
ZW16485A1 (en) 1985-10-30
EP0197071A4 (en) 1987-03-12
NO862221D0 (no) 1986-06-04
JPS62500388A (ja) 1987-02-19
DK249786D0 (da) 1986-05-28
JPH0463157B2 (cs) 1992-10-08
IE852327L (en) 1986-04-05
AU4956885A (en) 1986-04-17
MA20542A1 (fr) 1986-07-01
EP0197071A1 (en) 1986-10-15
RO95898B (ro) 1989-01-31
ZA857259B (en) 1986-08-27
FI862385A7 (fi) 1986-06-04
GR852394B (cs) 1986-01-13
ZM7485A1 (en) 1986-04-28
ES8605052A1 (es) 1986-03-16
US4684450A (en) 1987-08-04
IN166276B (cs) 1990-04-07
HU198759B (en) 1989-11-28
NZ213678A (en) 1988-09-29
RO95898A (ro) 1989-01-30
DK249786A (da) 1986-05-28
EP0197071B1 (en) 1989-12-13
PT81258B (en) 1987-03-23
KR860700274A (ko) 1986-08-01
WO1986002107A1 (en) 1986-04-10
PT81258A (en) 1985-11-01
PH21404A (en) 1987-10-15
KR890005181B1 (ko) 1989-12-16
NO862221L (no) 1986-06-04
HUT40709A (en) 1987-01-28
FI81386C (fi) 1990-10-10

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
US4645578A (en) Procedure 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