DE2618630B2 - Verfahren zur Zinkgewinnung - Google Patents
Verfahren zur ZinkgewinnungInfo
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Description
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Zinkgewinnung aus oxidischen Zinkerzen und/oder abgerosteten
Zinksulfiderzkonzentraten, wobei die Erze oder Konzentrate einer Primärlaugung unterzogen und die dabei
mit einem hohen Gehalt an ungelöstem Zink sowie anderen Begleitmetallen anfallenden Laugenrückstände
getrocknet und unter reduzierenden Bedingungen im Schwebezustand in Kontakt mit heißen Gasen gebracht
und die Anteile an flüchtigen Zinkverbindungen mit ebenfalls flüchtigen Verbindungen der Begleitmetalle
verflüchtigt und anschließend als Mischoxide niedergeschlagen werden, wogegen die nichtflüchtigen Metalle
und Metallverbindungen in schmelzflüssigem Zustand als Schlacke oder Stein anfallen, und wobei die auf
pyrometallurgischem Wege gewonnenen Mischoxide einer Sekundärlaugung in einer schwachsauren Lösung
unterzogen werden.
Die technische Gewinnung von Zink durch Laugung und Elektrolyse hat seit ihrer Erfindung zu Anfang
dieses jahrhundcris mehr und mehr an Bedeutung
erlangt, ihsbesondere seit erkannt wurde, daß sich bevorzugt solche Erzkonzentrate für diese Verarbeitung
eignen, welche besonders hochwertig in ihrem Zinkgehalt und besonders rein im Hinblick auf
Verunreinigungen sind. Als »Verunreinigungen« im Sinne der Zinkelektrolysegewinnung gelten in erster
Linie Eisen und Kieselsäure sowie Arsen, Antimon, Kobald, Nickel, Germanium, Chlor und Fluor. Da diese
Elemente aber fast ausnahmslos Begleiter des Haupizinkminerals,
der Zinkblende sind, mußte man sich in den vergangegen 50 Jahren der technischen Anwendung
des Zinkelektrolyseverfahrens schon frühzeitig damit auseinandersetzen, diese »Verunreinigungen«
unschädlich zu machen, weil sie sowohl beim Laugungsprozeß als auch bei der elektrolytischen Abscheidung zu
empfindlichen Störungen führen.
Die Wirtschaftlichkeit der Gewinnung von Zink durch Elektrolyse hängt infolgedessen weitgehend
davon ab, ob es gelingt, die Verunreinigungen bereits bei der Röstung und Laugung so weit wie möglich zu
entfernen.
Zu Beginn der technischen Anwendung des Zinkelektrolyse-Verfahrens,
als man noch auf besonders hochwertige und reine Zinkerze und Erzkonzentrate zurückgreifen konnte, und die Deponierung von
Rückständen keinen wesentlichen wirtschaftlichen Aufwand mit sich brachte, konnte man sich mit der
klassischen Neutrallaugung zufriedengeben.
Jedoch mit der Notwendigkeit emer zunehmenden Verhüttung von z. B. stark eisenhaltigen Blenden, wobei auch noch mit Schwankungen in der Erzzusammensetzung gerechnet werden mußte, wurde die Anwendungsmöglichkeit des Elektrolyseverfahrens problematisch, wenn nicht sogar unwirtschaftlich.
Jedoch mit der Notwendigkeit emer zunehmenden Verhüttung von z. B. stark eisenhaltigen Blenden, wobei auch noch mit Schwankungen in der Erzzusammensetzung gerechnet werden mußte, wurde die Anwendungsmöglichkeit des Elektrolyseverfahrens problematisch, wenn nicht sogar unwirtschaftlich.
J5 Diese Problemkette beginnt bereits mit der Primärlaugung
des eingesetzten Röstguts. Denn bei der Behandlung des oxydischen Zinkträgers mit verdünnter
Schwefelsäure fällt bei abnehmendem Säuregrad bei pH 3—4 das vorher in Lösung gegangene Eisen nach
Oxydation als Ferrihydroxyd aus. Gleichzeitig fällt das Eisenhydroxyd bei seiner Ausflockung einen erheblichen
Teil der verunreinigenden Begieitmetalle wie AS, SB und GE mit aus. Uir. diesen entscheidend wichtigen
Effekt zu erreichen, n^uß jedoch ein von der Menge der
Verunreinigungen und des Eisens abhängiger Röstgutüberschuß nachgesetzt werden, was zwangläufig dazu
führt, daß darin enthaltenes Zinkoxyd nicht mehr gelöst wird. Dadurch ergeben sich Ausbringenswerte von etwa
70% bis höchstens 90% des Zinkvorlaufes und entsprechend fallen Laugungsrückstände mit unvertretbar
hohen ungelösten Zinkanteilen an.
Um Metallverluste zu vermeiden, wurde daher auch schon vorgeschlagen, den naßmetallurgischen Prozeß
bis zu Ausbringungswerten von über 90% in der Laugerei zu verbessern. Dieses Ziel wurde im
Vergangenen erreicht durch die Einführung mehrerer hintereinandergeschalteter Laugungsstufen mit modifizierten
Laugungs- und Fällungsbedingungen, bei zum Teil sehr viel höheren Säurekonzentrationen und
erhöhten Temperaturen sowie Zugabe von Oxydationsmitteln in Gasform. Dieses Verfahren wurde insbesondere
möglich, nachdem erkannt war, daß größere mitgelöste Eisenmengen in Form von Jarosit oder
Goethit aus der Lösung in gut filtrierbarem Rückstand
b5 unter bestimmten Bedingungen ausgefällt werden
können.
Bei diesem Verfahren wird jedoch als Nachteil empfunden, daß der mehrstufige Laugungsprozcß mit
exorbitant hohen Investitions- und Betriebskosten verbunden ist. Beispielsweise muß die Laugungsflüssigkeil,
deren Konzentration für den Elektrolysenrozeß durch theoretische Gesetzmäßigkeiten vorgegeben ist,
in einer separaten Verdampfungsanlage auf die' erforderliche, sehr viel höhere Konzentration eingedickt
werden. Weiterhin verlangt die Vielschichtigkeit der Laugungsvorgänge eine sehr viel komplexere
apparative Ausgestaltung der Laugerei an und für sich, und es ergibt sich damit eine sehr viel schwierigere
Situation der Betriebsüberwachung und -steuerung.
Darüber hinaus ergibt sich mit diesem Verfahren noch der weitere Nachteil, daß der zur Deponie
bestimmte Rückstand beim Jarosit- und/oder Goethit-Verfahren ein für die Umwelt schädliches Abfallprodukt
darstellt. Die darin enthaltenen Schadstoffe, wie beispielsweise Verbindungen von Arsen, Antimon,
Thallium, Wismut und ähnliche werden vom Regenwasser leicht ausgewaschen und führen deshalb bei offener
Deponie beispielsweise zur Verseuchung des Grundwassers. Aus diesem Grunde sind Anlagen zur
mehrstufigen Laugung von Zinkerzen heutzutage mit einem so erheblichen Aufwand für die Neutraiisierung
solcher Rückstände belastet, daß die vor Jahren noch geltenden wirtschaftlichen Vorteile des rein naßmetallurgischera
Verhüttungsverfahrens nicht mehr gegeben sind.
Ein ganz anderer Weg wurde daher mit der pyrometallurgischen Aufarbeitung der Laugenrückstände
beschritten. Dabei sind eine ganze Reihe von Verarbeitungsverfahren vorgeschlagen, erprobt und
auch im Großbetrieb eingesetzt worden. Diese reichen vom Wälz- und Rennwälzverfahren bis hin über die
verschiedensten Schacht-, Halbschacht- und Sinterofen mit und ohne Vorverdichtung.
Das Verfahrensprinzip sieht dabei vor, daß der Laugungsrückstand nach Trocknung unter Kohlenstoffzugabe
mit schlackenbildenden Zuschlagstoffen gemischt und bei Temperaturen oberhalb 10000C reduzierend
eingeschmolzen wird. Dabei wird Zink, als Metalldampf verflüchtigt, im Gasstrom oxydiert und
anschließend in Staubsammelaggregaten niedergeschlagen. Der gewonnene, hochzinkhaltige oxydisch-sulfatische
Staub kann schließlich durch Laugung aufgeschlossen werden.
Die nichtflüchtigen metallischen und schlackenbildenden Bestandteile ergeben eine schmelzflüssige Phase
aus Stein und Schlacke.
Aber auch dieses Verfahren befriedigt nicht, weil der als feinkörniger Schlamm vorliegende Laugungsrückstand
für die thermische Weiterbehandlung im Schachtoder Drehrohrofen getrocknet und zu Pellets verarbeitet
werden muß. Diese Prozeßstufe ist recht aufwendig und daher kostenintensiv. Aber auch die entsprechenden
Ofenaggregate sind sehr aufwendig und darüber hinaus in ihrer Leistung begrenzt. Dazu erfordern
thermische Prozesse auch noch teure Energieträger, wie metallurgischen Koks oder öl.
Weil es sich zudem um ein mehrstufiges thermisches Verfahren handelt, bei welchem Staubentwicklung nicht
zu vermeiden ist, und die verdünnten SCVhaltigen Abgase eine industrielle Verarbeitung wirtschaftlich
nicht tragen, belastet diese Prozeßvariante die Zinkhütte mit einer solchen Zahl von Nachteilen, daß ihre
wirtschaftliche Anwendung in Frage gestellt ist. Im Endergebnis ist das Verfahren wenig umweltfreundlich,
teuer in den Betriebs- und Unterhaltungskosten und erfordert hohe Investitionskosten.
Der Erfindung liegt daher die Aufgabe zugrunde, speziell den Laugungsprozeß zu vereinfachen und ihn in
rationeller Weise mit einem thermischen Verarbeitungsverfahren für den Laugungsrückstand derart zu
kombinieren, daß bei optimalem Ausbringen an Zink ein ungefährlich absetzbarer Abfallstoff anfällt. Ein besonderes
Anliegen der Erfindung ist dabei sowohl die Senkung als auch die Vereinfachung des Gesamtprozesses.
Dies gelingt mit der Erfindung dadurch, daß die Prozeßschritte Primärlaugung, Verflüchtigung und
Sekundärlaugung zu einem in sich geschlossenen Kreisprozeß verbunden sind, indem die Mischoxide
während der Primärlaugung der Erze oder Konzentrate des Zinkröstguts eingesetzt werden.
Ein sowohl in wirtschaftlicher als auch in metallurgischer Hinsicht optimales Resultat wird mit der
Erfindung durch einen kontinuierlichen Ablauf des Kreisprozesses erzielt.
Wenn sich im Verlaufe des Primärlaugungsprozesses eine zunehmende Neutralisation der Lauge ergeben hat,
wird nach der Erfindung mit Vorteil von der Maßnahme Gebrauch gemacht, daß die Mischoxide gegen Ende der
Neutralisation eingesetzt werden.
Dies geschieht vorzugsweise bei einem pH-Wer* von 2, vorzugsweise größer 2.
Die anschließende pyrometallurgische Weiterverarbeitung des angefallenen und getrockneten Laugenrückstands
geschieht zweckmäßig in einem Schmelzzyklon.
Hierbei ist wertvoll, daß ein Charakteristikum des getrockneten Laugungsrückstandes seine außerordentliche
Feinkörnigkeit ist.
Dem Verfahren nach der Erfindung kommt daher zugute, daß gerade diese Feinkörnigkeit für den Betrieb
eines Schmelzzyklons von wirtschaftlichem Vorteil ist.
Ein weiterer wirtschaftlicher Gewinn für das erfindungsgemäße Verfahrenskonzept beruht darin, daß die
Neutrallaugung des Zinkerzröstguts in einer Stufe durchgeführt wird.
Dabei wird mit Vorteil so verfahren, daß die Abstumpfung der Neutraliauge bis zu einem Säuregrad
entsprechend einem pH-Wert von etwa 5, vorzugsweise 5,5 so lange durchgeführt wird, bis in Lösung befindliche
Eisenkomplexe ausfallen und mit den ausflockenden Eisenverbindungen in Lösung gegangene Metaü-Ionen
anderer Begleitmetalle ebenfalls niedergeschlagen werden.
Auf diese Weise wird mit der Erfindung die verfahrensmäßig wie apparatetechnisch unkomplizierte,
vorzugsweise einstufige Neutrallaugung infolge ihrer besonderen Kombination mit der pyrometallurgischen
Prozeßstufe zur Verarbeitung des Laugungsrückstands entgegen weitverbreiteten fachmännischen Vorurteilen
mit wirtschaftlichem Erfolg eingesetzt, wobei die Rückführung der pyrotechnisch verflüchtigten und
niedergeschlagenen Metalloxyde in die Neutrallaugung in Verbindung mit einer vorzugsweise kontinuierlichen
Betriebsweise zu einem überraschend wirtschaftlichen und qualifizierten Gesamtprozeß führt.
Mit dem pyrometallurgischen Prozeß in der vor der Erfindung vorgesehenen Art und Weise gelingt es, das
feinkörnige, rieselfähige Gut spontan auf die hohe Verhüttungstemperatur von etwa 14500C zu erhitzen,
wobei der thermisch/chemische Prozeß im Freischwebe-Zustand Feststoff/Gas innerhalb kürzester Zeit und
mit bestem Ergebnis abläuft. Hierdurch erklärt sich der signifikante Unterschied in den beanspruchten Rcak-
tionsräumen, verglichen beispielsweise mit einem Wälzofen, welcher je Tagestonne einen Ofenraum von
2 m3 benötigt, währena beispielsweise bei einem
Schmelzzyklon ein Reaktionsraum von 1 m3 für einen Durchsatz von etwa 25 tato ausreicht. Mithin ist das
Verhältnis der Reaktionsräume etwa 50 :1, wodurch mit der Erfindung gegenüber konventioneller Hüttentechnik
— abgesehen von dem äußerst intensiven und daher raschen Reaktions-Verlauf im Zyklon folgenden in
erheblichem Umfange Platz und Investitionskosten eingespart werden.
Ein weiterer Vorteil ergibt sich mit der Erfindung dadurch von selbst, daß beim Laugungs- und Fällungsprozeß der Mischoxide infolge der leichten Löslichkeit
derselben die Fällung nach Maßgabe der Laugungs- und Fällungsfähigkeit der verschiedenen Wertkomponenten
derart geführt wird, daß Gehalte von schwerer löslichen Wertkomponenten nacheinander angereichert werden.
Die Erfindung wird im folgenden an Hand eines Beispiels erläutert.
In einem Rührwerks-Laugenbottich wird ein Zinkerzröstgut eingebracht, welches folgenden Wertmetallvorlauf
aufweist:
Zn | = 47,52% |
Cd | = 0,20% |
Pb | 1,08% |
Cu | = 0,44% |
Fe | = 11,80% |
Mn =
As =
Ag Rest =
As =
Ag Rest =
29,28O/o 0,23% 0,03%
151 g/t
ca. 3,50%
ZnO | 14,8% |
ZnS | 3,4% |
ZnSO4 | 6,2% |
ZnO · FezOs = | 50,6% |
Fe(OH)3 | 8,7% |
PbSO4 | 5,7% |
CuO | - 0,71% |
CdO | = 0,090/0 |
AS2O3 | - 0,24% |
MnO2 | - 0,380/o |
Ag2O | - 600 g/t |
Rest | -'"ca. 3,20% |
(Rest setzt sich zusammen aus S1O2, AI2O3, CaSO-t, MgO
etc.)
Dieser Rückstand wird getrocknet und liegt damit in feinkörniger, pulverartiger Form vor. Es wird gemischt
mit 30 Gewichtsprozent feingemahlenen Koksruß (etwa 200 mesh) und gleichmäßig in einen Schmelzzyklon in
Schwebe mit vorgewärmter Luft eingeleitet.
Als Zuschläge sind dem feinkörnigen Laugenrückstand außer dem bereits erwähnten Koksgroß SiO2 und
FeS2 beigemischt und dienen der Bildung von Schlacke und Stein.
Nach Verlassen des Schmelzreaktors werden Gase und schmelzflüssige Produkte getrennt. Die heißen
Gase gehen in eine Nachverbrennungskammer, wo unter Luftzufuhr Kohlenmonoxid sowie die flüchtigen
Metalldämpfe nachoxidieren, d. h., verbrannt werden.
Die Gase gehen durch einen Kühler weiter in ein Filter, wo die mitgeführten Metalloxidstäube, in denen
die flüchtigen Bestandteile in hoher Anreicherung vorliegen, als Mischoxide gewonnen werden.
Die Schmelzprodukte sammeln sich in einem Absetzherd, in welchem sich eine Trennung Schlacke/
Stein vollzieht. Im Stein liegen die nichtflüchtigen Metalle, wie z.B. Kupfer, Nickel und Edelmetalle in
Anreicherung vor, während die Gangart und der größere Teil des Eisens in die Schlacke übergegangen
sind.
Die Mischoxide sind das Produkt folgender chemischer Reaktionen:
(der Rest enthält Ballaststoffe in Form von S1O2, AI2O3,
CaO, MgO etc.)
Das Röstgut wird gemahlen auf 70% < 75μ (200 mesh) und in einen Rührwerks-Laugenbottich zur Laugung
eingesetzt. Die Neutrallaugung beginnt bei einem Anfangssäuregehalt von etwa 115 g/l freier Schwefelsäure
und wird bis zu einem Neutralpunkt für die Zinksulfatlösung von pH 5,5 geführt. Der Säurelösung
wird so lange Röstgut zugesetzt, bis dieser pH-Wert erreicht ist. Die Laugungstemperatur liegt im Bereich
von 50 bis 700C.
Man erhält durch Eindicken der Schlammtrübe einen Rückstand, bezogen auf eine Tonne Restgut, von etwa
490 kg bzw. 49%.
Dieser Rückstand hat folgende Zusammensetzung: (bezogen auf Trockensubstanz)
FeS2
C + O2
CO2 + C
ZnO + CO
ZnO ■ Fe2O3 + 2 CO
ZnSO4 + 4 CO
ZnS + FeO + CO
ZnS + FeO + CO
PbSO4 + 4 CO
CdO + CO
FeS + 1/2 S2
CO2
2CO
Zn + CO2
Zn + 2FeO + 2CO2
ZnS + 4 CO?
Zn + FeS + CO2
PbS -I- 4 CO2
Cd + CO2
Die Nachverbrennung der Metalldämpfe ergibt:
Zn + '/2 O2
Cd + '/2 O2
PbS + -'/2 O2
PbS + i/z O2
Cd + '/2 O2
PbS + -'/2 O2
PbS + i/z O2
ZnO
CdO
CdO
PbO + SOi
PbS + 2 O2
PbS + 2 O2
PbSO4
Das Mischoxid, welches im Staubsammler anfällt, hat folgende Zusammensetzung:
ZnO
PbO
CdO
As2O3
PbO
CdO
As2O3
75,3%
13,3%
13,3%
0,9%
0,8
Der Rest 9,7% besteht aus mitgerissenen Verunreinigungen, wie beispielsweise Fe2O3, C, SiO2 usw.
Die Mischoxide werden, wie bereits weiter oben
beschrieben, durch Rückführung in die Primärlaugung einer Laugung und Fällung unterzogen, wobei die
Komponenten sich verhältnismäßig leicht voneinander separieren lassen.
Claims (6)
1. Verfahren zur Zinkgewinnung aus oxidischen
Zinkerzen und/oder abgerösteten Zink-Sulfiderz-Konzentraten, wobei die Erze oder Konzentrate
einer Primärlaugung unterzogen und die dabei mit einem hohen Gehalt an ungelöstem Zink sowie
anderen Begleitmetallen anfallenden Laugenrückstände getrocknet und unter reduzierenden Bedingungen
im Schwebezustand in Kontakt mit heißen Gasen gebracht und die Anteile an flüchtigen
Zinkverbindungen mit ebenfalls flüchtigen Verbindungen der Begieitmetalle verflüchtigt und anschließend
als Mischoxide niedergeschlagen werden, wogegen die nichtflüchtigen Metalle und Metallverbindungen
in schrnelzflüssigem Zustand als Schlacke oder Stein anfallen, und wobei die auf pyrometallurgischem
Wege gewonnenen Mischoxide einer Sekundärlaugung in einer schwachsauren Lösung unterzogen werden, dadurch gekennzeichnet,
daß die Prozeßschritte Primärlaugung, Verflüchtigung und Sekundärlaugung zu einem in sich
geschlossenen Kreisprozeß verbunden sind, indem die Mischoxide während der Primärlaugung der
Erze oder Konzentrate des Zinkröstguts eingesetzt werden.
2. Verfahren nach Anspruch 1, gekennzeichnet durch einen kontinuierlichen Ablauf des Kreisprozesses.
3. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Mischoxide gegen
Ende der Neutralisation eingesetzt werden.
4. Verfahren nach Anspruch 3, dadurch gekennzeichnet, daß die Mischoxide bei einem pH-Wert
von 2, vorzugsweise größer 2 eingesetzt werden.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, gekennzeichnet durch die pyrometallurgische Behandlung
des Laugenrückstandes in einem Schmelzzyklon.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß die Neutrallaugung
des Zinkerzröstguts in einer Stufe durchgeführt wird.
Priority Applications (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE2618630A DE2618630B2 (de) | 1976-04-28 | 1976-04-28 | Verfahren zur Zinkgewinnung |
ES458091A ES458091A1 (es) | 1976-04-28 | 1977-04-22 | Procedimiento para la obtencion de cinc. |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE2618630A DE2618630B2 (de) | 1976-04-28 | 1976-04-28 | Verfahren zur Zinkgewinnung |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2618630A1 DE2618630A1 (de) | 1977-11-17 |
DE2618630B2 true DE2618630B2 (de) | 1978-03-02 |
Family
ID=5976513
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE2618630A Ceased DE2618630B2 (de) | 1976-04-28 | 1976-04-28 | Verfahren zur Zinkgewinnung |
Country Status (2)
Country | Link |
---|---|
DE (1) | DE2618630B2 (de) |
ES (1) | ES458091A1 (de) |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
IT1137505B (it) * | 1981-03-13 | 1986-09-10 | Samim Soc Azionaria Minero Met | Procedimento per il recupero o la concentrazione di materiali non ferrosi quali zinco e piombo ed apparecchiatura per condurre detto procedimento |
-
1976
- 1976-04-28 DE DE2618630A patent/DE2618630B2/de not_active Ceased
-
1977
- 1977-04-22 ES ES458091A patent/ES458091A1/es not_active Expired
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
DE2618630A1 (de) | 1977-11-17 |
ES458091A1 (es) | 1978-03-16 |
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Legal Events
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---|---|---|---|
OD | Request for examination | ||
8235 | Patent refused |