EA005523B1 - Способ осаждения оксида кремния в процессе выщелачивания цинковой руды - Google Patents
Способ осаждения оксида кремния в процессе выщелачивания цинковой руды Download PDFInfo
- Publication number
- EA005523B1 EA005523B1 EA200301012A EA200301012A EA005523B1 EA 005523 B1 EA005523 B1 EA 005523B1 EA 200301012 A EA200301012 A EA 200301012A EA 200301012 A EA200301012 A EA 200301012A EA 005523 B1 EA005523 B1 EA 005523B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- leaching
- acid
- stage
- silicate
- reactor
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 79
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 49
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 48
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 30
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 29
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 29
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 title claims abstract description 23
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 title description 8
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical group [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 25
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 47
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 14
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 11
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 10
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 9
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 9
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims description 9
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000011343 solid material Substances 0.000 claims description 7
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 claims description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 4
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 claims description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 2
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 claims 2
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-M Bisulfite Chemical compound OS([O-])=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims 1
- 239000002210 silicon-based material Substances 0.000 claims 1
- -1 silicate ion Chemical class 0.000 abstract description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 abstract description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 2
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 26
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 11
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 5
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 4
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 3
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical group 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 241000212342 Sium Species 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 235000012970 cakes Nutrition 0.000 description 1
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 1
- 125000005587 carbonate group Chemical group 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000011437 continuous method Methods 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 235000021463 dry cake Nutrition 0.000 description 1
- 210000002257 embryonic structure Anatomy 0.000 description 1
- 239000008394 flocculating agent Substances 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 239000000499 gel Substances 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 239000012528 membrane Substances 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000000741 silica gel Substances 0.000 description 1
- 229910002027 silica gel Inorganic materials 0.000 description 1
- BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-N sulfonic acid Chemical compound OS(=O)=O BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003828 vacuum filtration Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 229910052844 willemite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940063789 zinc sulfide Drugs 0.000 description 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Silicon Compounds (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу выщелачивания окисленных руд, в частности цинковых руд. Руду, в которой ценные металлы находятся, по крайней мере, частично в форме силикатов, направляют на стадию кислотного выщелачивания в условиях, при которых силикат разлагается, и ценный металл переходит в раствор. В процессе выщелачивания силикат-ион вначале растворяется, но одновременно разлагается и выпадает в осадок в виде диоксида кремния.
Description
Изобретение относится к способу выщелачивания окисленных руд и, в частности, цинковых руд. Руду, в которой ценные металлы, по крайней мере, частично находятся в силикатной форме, направляют на стадию кислотного выщелачивания в условиях, при которых силикат разлагается, и ион ценного металла переходит в раствор. В процессе выщелачивания силикат прежде всего растворяется, но одновременно разлагается и осаждается в виде диоксида кремния.
Большая часть мировых запасов цинка находится в так называемой окисленной руде, в которой цинк связан в силикаты и карбонаты. Такими, например, являются смитсонит (Ζηθϋ3) и виллемит (2ΖηΟ·8ίΟ2) и смеси этих минералов. Существуют также цинксодержащие кремнистые шлаки, которые образуются, главным образом, в производстве свинца. Таким образом, термины «руда» или «сырье», используемые в тексте, обозначают также и цинксодержащие кремнистые исходные материалы, отличные от собственно руд. В промышленности эти руды используют как в пирометаллургических, так и в гидрометаллургических процессах. Гидрометаллургические процессы осуществляются путем выщелачивания. Карбонатная часть при выщелачивании не вызывает значительных трудностей, но в то же время кремнистую фракцию контролировать трудно. Для преодоления этих трудностей предлагались различные способы.
В патенте США 4148862 дается описание того, каким образом проблема кремнистых цинковых руд связана с осаждением диоксида кремния, 8ίΘ2, и, в особенности, с морфологией оксида кремния. Особенно проблематична скорость осаждения при работе на промышленном уровне. В указанном американском патенте имеется диаграмма, иллюстрирующая зависимость устойчивости силикагеля в водном растворе от величины рН. На диаграмме показано, что скорость осаждения диоксида кремния максимальна в очень кислом растворе, в частности, в пределах значений рН от 3 до 5, однако среда с рН 2 очень неблагоприятна для осаждения. Из текста патента очевидно, что проблемы, возникающие в связи с кремнистой цинковой рудой, совершенно не похожи на проблемы, имеющие место в обычных процессах производства цинка, в которых сырьем является сульфидный концентрат.
Для решения проблемы кремнистого цинкового концентрата было предложено, по меньшей мере, три способа. Первый из них описан, например, в патенте США 3656941, в котором осуществляемое в кислых условиях выщелачивание кремнистого материала происходит быстро, в результате чего разложившийся диоксид кремния остается в растворе. Раствор направляют на вторую стадию, где осаждают 8ίΘ2. Осаждение производится путем нейтрализации раствора продуктом кальцинирования, известняком, известью или другим подходящим нейтрализующим агентом.
Когда нейтрализацию осуществляют в режиме непрерывного процесса, как это описано в патенте США 3656941, раствор может быть хорошо профильтрован, даже если концентрация растворенного диоксида кремния доходит до 50 г/л. С другой стороны, известно, что раствор неустойчив в отношении диоксида кремния, и рано или поздно диоксид кремния начнет выпадать из раствора в виде неотфильтровываемого геля. Следовательно, названный выше процесс является рискованным при осуществлении в промышленном масштабе, поскольку всегда нужно быть готовым к закупоркам, которые со временем приведут к неконтролируемому осаждению диоксида кремния.
Другой способ обработки кремнистой цинковой руды описан в патенте США 3954937, в котором значение рН раствора при выщелачивании кремнистого материала постепенно понижают таким образом, что под конец выщелачивания оно равно примерно 1,5, что соответствует содержанию Н28О4 приблизительно от 1,5 до 15 г/л. Понижение значения рН осуществляют в такой степени медленно, чтобы диоксид кремния имел возможность выпасть в осадок. В непрерывном процессе кремнистый материал направляют в первый реактор и в каждый реактор по ходу потока суспензии добавляют кислоту. Недостатком этого способа является то, что процесс требует чрезвычайно точного регулирования параметров каждого реактора. Если в реактор вводится слишком много кислоты, диоксид кремния выпадает в осадок неконтролируемым образом и получается трудно отфильтровывающийся осадок.
В названном выше патенте США 4148862 описывается третий способ, в котором выщелачивание кремнистого материала проводится в одном реакторе, и в течение всего процесса выщелачивания значение рН поддерживается постоянным (максимум 2,5). Хотя в патенте это и не изложено в деталях, является очевидным, что отходящий после такого кислотного выщелачивания раствор должен быть после фильтрации нейтрализован прежде, чем он будет направлен на дальнейшую обработку. Чтобы свести к минимуму количество нейтрализующего агента, значение рН на стадии выщелачивания и осаждения кремнистого материала следует, естественно, поддерживать на как можно более высоком уровне.
Авторами настоящей заявки разработан способ, благодаря которому появилась возможность устранить недостатки упомянутых выше процессов. Способ позволяет обрабатывать силикатсодержащие цинковые руды таким образом, что достигается наиболее высокий выход цинка и остатка выщелачивания, который хорошо оседает и отфильтровывается. Неожиданным образом было обнаружено, что можно получать остаток выщелачивания, в котором диоксид кремния обладает великолепньми фильтрационными свойствами. Такого результата можно достичь, если кислотное выщелачивание, при котором силикат выщелачивается и осаждается в виде диоксида кремния, проводить таким образом, чтобы наиболее высокое содержание кислоты (наиболее низкое значение рН) было в конце выщелачивания. В непрерывном процессе это осуществляют таким образом, что силикатсодержащий материал вводят на стадию вы
-1005523 щелачивания, которая включает несколько реакторов, где наиболее высокое содержание кислоты имеет место в первом реакторе, а наиболее низкое содержание кислоты - в последнем реакторе. Реакторы выполнены таким образом, чтобы процесс завершился до того, как суспензия будет направлена на стадию разделения. Конечная величина рН выщелачивания равна примерно 1,5-2. Таким образом, большая часть выщелачивания происходит при высоком содержании кислоты, когда силикат-ион разлагается и растворяется, выщелачивание протекает с прекрасным выходом, а осаждение диоксида кремния происходит быстро. Лишь в конце выщелачивания значение рН поднимают до уровня, при котором как растворение, так и осаждение протекают медленнее. Однако на этой стадии уже присутствуют образовавшиеся на ранней стадии выщелачивания зародыши 8ίΟ2, что облегчает выпадение в осадок силикат-иона в виде диоксида кремния. Существенные признаки изобретения станут очевидными из пунктов формулы изобретения.
Более детально изобретение поясняется с помощью чертежей, на которых фиг. 1 демонстрирует технологическую схему одного из вариантов изобретения, а фиг. 2 - технологическую схему другого варианта изобретения.
Технологическая схема 1 дает упрощенную иллюстрацию процесса непрерывного выщелачивания содержащего силикат сырья. Она демонстрирует способ обработки содержащей силикат руды, но очевидно может быть использована и для выщелачивания других силикатсодержащих материалов. Обрабатываемую руду 1 вначале направляют на стадию нейтрального выщелачивания 2, где руду выщелачивают в сульфокислотный раствор сульфата цинка. Выщелачивание проводится в атмосферных условиях. На этой стадии легкорастворимые соединения цинка руды разлагаются и образуют сульфат цинка. Для последующей обработки раствора сульфата цинка значение рН раствора в конце выщелачивания должно быть достаточно высоким, порядка 5. В тех случаях, когда это значение не достигнуто, раствор нейтрализуют, например, продуктом кальцинирования (ΖηΟ) или известью.
После нейтрального выщелачивания суспензию направляют на разделение раствора и твердых материалов. Разделение происходит в концентраторе нейтрального выщелачивания 3, из которого раствор сульфата цинка выводят в виде верхнего стока 4, который после очистки направляют на электролиз цинка для получения элементного цинка (не показанного на чертеже). Нижний сток 5 из концентратора содержит силикаты, которые не растворяются в условиях нейтрального выщелачивания. Нижний сток направляют на стадию кислотного выщелачивания 6. Кислотное выщелачивание проводят с использованием возвратной электролитической кислоты 7, которая содержит 150-220 г/л свободной серной кислоты. Стадию кислотного выщелачивания осуществляют в реакторной линии, включающей несколько реакторов. На фигуре изображены три реактора, но на практике число реакторов подбирают таким образом, чтобы оно было достаточным для завершения в них желаемых реакций. Стадию выщелачивания осуществляют в атмосферных условиях при температуре приблизительно 60-100°С.
Почти всю возвратную кислоту подают в первый реактор 8, в котором значение рН наиболее низкое, а содержание кислоты в нем, соответственно, наиболее высокое. Содержащий силикат осадок 5 подают во все реакторы реакторной линии таким образом, что величина рН на стадии выщелачивания постепенно имеет значение порядка 1,5-2. При более высоком значении рН выход цинка при выщелачивании уменьшается. Осадок 5 может, например, вводиться в каждый реактор в равных количествах, благодаря чему значение рН суспензии в процессе выщелачивания постепенно возрастает. Технически такой способ ввода осадка наиболее прост, но, очевидно, в случае необходимости могут быть использованы и другие способы. Время выщелачивания силикатсодержащего осадка на стадии кислотного выщелачивания составляет от 3 до 15 ч.
Из последнего реактора кислотного выщелачивания суспензию направляют на разделение раствора и твердых материалов 10, т.е. отстаивание и фильтрацию. Нижний сток, получаемый при фильтрации после кислотного выщелачивания, т. е. остаток выщелачивания 11 включает силикаты, содержащиеся в руде в виде диоксида кремния. Остаток выщелачивания выводят из контура выщелачивания, но в случае необходимости он также может быть возвращен в первый реактор 8 стадии кислотного выщелачивания. Верхний сток 12 со стадии фильтрации 10 представляет собой сернокислотный раствор сульфата цинка с содержанием серной кислоты 5-15 г/л. Верхний сток направляют на стадию нейтрального выщелачивания 2 с целью нейтрализации подаваемой на эту стадию руды 1.
Технологическая схема на фиг. 2 аналогична технологической схеме, представленной на фиг. 1, за тем исключением, что в этом случае осадок 5 не направляют в последний реактор 9 стадии кислотного выщелачивания 6. Если реакции, протекающие на стадиях выщелачивания, будут продолжаться в концентраторе, они создадут помехи в его работе. Когда твердые материалы не направляются в последний реактор, появляется время для того, чтобы реакции в этом реакторе завершались, благодаря чему в направляемой в концентратор суспензии не остается непрореагировавших твердых веществ. Если бы, например, растворение карбонатов продолжалось еще в концентраторе, выделяющийся диоксид углерода (СО2) мог бы образовать на поверхности концентратора слой пены и препятствовать отделению твердых материалов. На технологической схеме также показано, что суспензия из реактора может быть возвращена на стадию кислотного выщелачивания, благодаря чему суспензия из какого-либо из реакторов под конец движения потока возвращается в первый реактор стадии. В случае, показанном на фиг. 2, суспен
-2005523 зию возвращают со стадии отделения твердых материалов 10 в первый реактор кислотного выщелачивания.
Одним из вариантов осуществления способа настоящего изобретения является проведение выщелачивания в периодическом режиме, благодаря чему в принципе достаточно лишь одного реактора, который заполняют возвратной кислотой, и силикатсодержащую суспензию подают в возвратную кислоту таким образом, чтобы значение рН суспензии постепенно повышалось. В этом случае кислотный градиент является наиболее постоянным, однако для промышленного осуществления способа наиболее экономичен непрерывный процесс.
Способ также может быть использован и в тех случаях, когда после описанных выше стадий выщелачивания осуществляют жидкостную экстракцию цинка. Применение экстракции становится целесообразным в тех случаях, когда содержание Ζη в руде настолько мало, что водный баланс обычного процесса переработки цинковой руды трудно контролируем, так как большие количества промывной воды слишком сильно разбавляют раствор. В таком случае экономически целесообразно работать при низкой температуре вплоть до комнатной, так как для экстракции, в отличие от обычного процесса переработки цинковой руды, высокая температура является нежелательной.
Способ изобретения далее описывается с помощью следующих примеров.
Пример 1.
Испытание проведено в периодическом режиме, в котором силикатсодержащую руду равномерно добавляют к раствору возвратной кислоты. Руда содержит: 8ί02 15,5%, Ζη 27% и РЬ 6,5%. Содержание Н28О4 в возвратной кислоте составляет 195 г/л, и содержание Ζη составляет 52 г/л. Руду добавляют в течение 7 ч, после чего значение рН раствора достигает 1,5, а содержание в нем Н2804 составляет 7,8 г/л. Количество добавленной руды составляет 345 г на 1 л возвратной кислоты. Температура загрузки равняется 90°С.
После выщелачивания к суспензии добавляют 120 мг флоккулянтов на 1 кг остатка выщелачивания и производят отстаивание с использованием скребка. Нижний сток со стадии отстаивания фильтруют и промывают в мембранном пресс-фильтре. Фильтрационная способность равняется 98 кг/м2ч, а содержание твердых материалов в нижнем стоке составляет 550 г/л. Состав остатка выщелачивания является следующим: Ζη 1,3%, РЬ 13,6% и 81О2 31,9%. Содержание 8ί02 в верхнем стоке фильтрации - растворе сульфата цинка составляет 460 мг/л. Выход выщелачивания цинка составляет 97,3%.
Пример 2.
Испытание проводят непрерывным методом с использованием устройства, изображенного на фиг. 1. Состав возвратной кислоты такой же, как в примере 1. Возвратную кислоту подают в первый реактор кислотного выщелачивания со скоростью 1 л/ч. Руду подают на стадию нейтрального выщелачивания со скоростью 360 г/ч. Нижний сток стадии нейтрального выщелачивания распределяют между реакторами стадии кислотного выщелачивания таким образом, что содержание Н2804 по ходу потока составляет в разных реакторах 130, 70 и 10 г/л, что соответствует значениям рН 0,4, 0,8 и 1,5. Время пребывания в каждом реакторе при температуре 90°С составляет 3 ч.
В проведенных испытаниях получают следующие результаты: выход Ζη находится в пределах от 97,8 до 98,4%. Осаждение проводят после кислотного выщелачивания, в результате чего образуется нижний сток с содержанием твердых материалов 540-680 г/л. Достигнутая производительность фильтрации под давлением составляет 96-128 кг/м2ч. Фильтрационные тесты проводят без разбавления, причем значения плотности раствора составляют от 1,38 до 1,41 г/см3. Содержание 81О2 в растворе сульфата цинка, получаемом в виде верхнего стока, составляет 350-550 мг/л.
В дополнение к сказанному были проведены тесты на вакуумную фильтрацию, которые обеспечили производительность фильтрации в случае осаждения из разбавленного раствора от 60 до 100 кг/м2ч. Это отражает использование сочетания промывка-концентрирование, т.е. применение промывки перед осаждением суспензии. Плотность направляемого на осаждение раствора составляет 1,25 г/см3, а влажность получаемого осадка составляет приблизительно 35%.
Примеры показывают, что результаты имеют такой же порядок, как и в процессе переработки цинковой руды, в котором используют обожженную руду, полученную из сульфидного концентрата с содержанием силиката порядка 1-1,5%.
При сравнении результатов приведенных выше примеров с результатами, полученными, например, с использованием способа по патенту США 4148862, можно видеть, что верхний сток, получаемый при фильтрации после кислотного выщелачивания, содержит примерно 500 г/л твердых материалов, в то время как в упомянутом выше патенте США содержание твердых материалов составляет лишь, примерно, 200 г/л. В том же патенте США содержание влаги в осадке превышает 60% (влажная лепешка 33,7 г и сухая лепешка 12,3 г), в то время как в способе по изобретению содержание влаги имеет порядок 35%. Эти результаты являются очень важными для промышленного производства, поскольку в способе изобретения уменьшены потоки раствора и также уменьшено количество промывной воды по сравнению с известными способами. Это очень важно в случае использовании сырья, которое при сравнении с обычным цинк-сульфидным процессом дает в 3-4 раза больше требующего промывки остатка выщелачивания на 1 т образующегося цинка.
-3005523
Приведенные выше примеры являются лишь различными вариантами применения способа изобретения и, естественно, имеются другие варианты для его осуществления. Способ не ограничивается строгим образом приведенными в примерах значениями продолжительности обработки.
Claims (14)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ выщелачивания цинксодержащего кремнистого сырья для извлечения цинка, отличающийся тем, что кремнистый материал направляют на кислотное выщелачивание (6), происходящее в сульфокислотном растворе (7), в котором наибольшее содержание кислоты и, следовательно, наиболее низкое значение рН имеют место в начале выщелачивания, в результате чего силикаты в сырье разлагаются и растворяются, выпадая в осадок в виде диоксида кремния, причем содержание кислоты уменьшается по мере протекания выщелачивания так, что значение рН раствора в конце выщелачивания составляет около 1,5-2.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что температура выщелачивания кремнистого материала составляет 60-100°С.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в конце кислотного выщелачивания в растворе имеются зародыши δίθ2.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что цинксодержащее кремнистое сырье выщелачивают в непрерывном процессе, с целью чего исходный материал (1) направляют вначале на стадию нейтрального выщелачивания (2), где легкорастворимые соединения цинка разлагаются в исходном материале и где раствор сульфата цинка (4), получаемый после разделения (3), направляют на электролиз, а осадок (5) направляют на стадию кислотного выщелачивания (6), где выщелачивание происходит в нескольких реакторах (8, 9), в которых значение рН суспензии повышают по ходу потока до значений в пределах 1,5-2 в последнем реакторе (9).
- 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что содержащий силикат осадок при кислотном выщелачивании (6) выщелачивают с использованием возвратной кислоты (7) электролиза таким образом, чтобы все количество кислоты подавалось в первый реактор (8) реакторной линии и осадок подавался в несколько реакторов с целью постепенного повышения значения рН на стадии выщелачивания в направлении к последнему реактору (9).
- 6. Способ по п.4, отличающийся тем, что в каждый реактор на стадии кислотного выщелачивания подают одно и то же количество силикатсодержащего осадка.
- 7. Способ по п.4, отличающийся тем, что в последний реактор на стадии кислотного выщелачивания не подают силикатсодержащего осадка.
- 8. Способ по п.4, отличающийся тем, что суспензию со стадии кислотного выщелачивания возвращают из какого-либо реактора в конце потока в первый реактор стадии.
- 9. Способ по п.4, отличающийся тем, что время выщелачивания силикатсодержащего осадка составляет 3-15 ч.
- 10. Способ по п.4, отличающийся тем, что суспензию из последнего реактора на стадии кислотного выщелачивания направляют на разделение раствора и твердых материалов (10), откуда полученный раствор (12) направляют на нейтральное выщелачивание силикатсодержащего сырья (2), а осадок, содержащий диоксид кремния (11), выводят из контура выщелачивания.
- 11. Способ по п.4, отличающийся тем, что осадок (11) после разделения на стадии кислотного выщелачивания возвращают в первый реактор стадии кислотного выщелачивания.
- 12. Способ по п.1, отличающийся тем, что силикатсодержащее сырье выщелачивают в периодическом режиме, в результате чего весь силикатсодержащий материал подают в сернокислотный раствор таким образом, чтобы значение рН раствора постепенно повышалось.
- 13. Способ по п.1, отличающийся тем, что силикатсодержащим материалом является цинковая руда.
- 14. Способ по п.1, отличающийся тем, что силикатсодержащим материалом является цинксодержащий шлак.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20010505A FI110269B (fi) | 2001-03-14 | 2001-03-14 | Menetelmä piidioksidin saostamiseksi sinkkimalmien liuotuksen yhteydessä |
| PCT/FI2002/000182 WO2002072896A1 (en) | 2001-03-14 | 2002-03-08 | A method for the precipitation of silica in connection with zinc ore leaching |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200301012A1 EA200301012A1 (ru) | 2004-02-26 |
| EA005523B1 true EA005523B1 (ru) | 2005-04-28 |
Family
ID=8560735
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200301012A EA005523B1 (ru) | 2001-03-14 | 2002-03-08 | Способ осаждения оксида кремния в процессе выщелачивания цинковой руды |
Country Status (18)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US7615100B2 (ru) |
| EP (1) | EP1370699B1 (ru) |
| JP (1) | JP2004526057A (ru) |
| KR (1) | KR20030076727A (ru) |
| CN (1) | CN1259436C (ru) |
| AT (1) | ATE317456T1 (ru) |
| AU (1) | AU2002237342B2 (ru) |
| BR (1) | BR0208024B1 (ru) |
| CA (1) | CA2440858A1 (ru) |
| DE (1) | DE60209102D1 (ru) |
| EA (1) | EA005523B1 (ru) |
| ES (1) | ES2258612T3 (ru) |
| FI (1) | FI110269B (ru) |
| MX (1) | MXPA03008358A (ru) |
| NO (1) | NO20034030L (ru) |
| PE (1) | PE20020902A1 (ru) |
| WO (1) | WO2002072896A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA200306764B (ru) |
Families Citing this family (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US7691347B2 (en) | 2007-09-19 | 2010-04-06 | Freeport-Mcmoran Corporation | Silica removal from pregnant leach solutions |
| CN102828051B (zh) * | 2012-09-07 | 2013-08-21 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种湿法炼锌中的脱硅工艺 |
| CN106337126A (zh) * | 2016-08-09 | 2017-01-18 | 四川师范大学 | 硅酸镍矿的浸出方法 |
| CN114438318B (zh) * | 2021-12-30 | 2023-12-08 | 云锡文山锌铟冶炼有限公司 | 湿法炼锌开车的方法 |
| NO20220405A1 (en) * | 2022-04-01 | 2023-10-02 | Glencore Nikkelverk As | Continuous dissolution reactor |
| CN115874065A (zh) * | 2022-11-22 | 2023-03-31 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种深锥系统对于中上清溶液深层净化的方法 |
Family Cites Families (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB104697A (en) * | 1916-01-22 | 1917-03-22 | Metals Extraction Corp Ltd | Improvements in or relating to the Extraction of Zinc. |
| US2874041A (en) | 1956-04-04 | 1959-02-17 | Companhia Mercantil E Ind Inga | Process of zinc extraction from ores formed by or containing zinc silicate or other soluble silicates, by means of hydrometallurgy |
| US3656941A (en) * | 1968-03-13 | 1972-04-18 | Electrolyt Zinc Australasia | Hydrometallurgical treatment of siliceous zinc ores |
| BE803156A (fr) * | 1973-08-02 | 1973-12-03 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de traitement d'une matiere contenant du zinc et de la silice |
| LU78802A1 (fr) | 1977-12-30 | 1979-07-20 | Prayon | Procede de traitement de residus de minerais de zinc ferriferes |
| US4399190A (en) * | 1981-03-11 | 1983-08-16 | Mitsubishi Denki Kabushiki Kaisha | Thin insulating mica sheet and insulated coil |
| US4399109A (en) * | 1982-02-26 | 1983-08-16 | Compagnie Francaise D'entreprises Minieres, Metallurgiques Et D'investissements | Control of silica scaling during acid leaching of lateritic ore |
| FI88516C (fi) * | 1990-02-16 | 1993-05-25 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen |
| FI93660C (fi) | 1993-06-24 | 1995-05-10 | Outokumpu Eng Contract | Tapa liuottaa sinkkioksidia ja -silikaattia sisältävää materiaalia |
| JP3713579B2 (ja) * | 1993-08-27 | 2005-11-09 | ユミコア ソシエテ アノニム | 硫化物濃縮物からの亜鉛の抽出方法 |
| NO321895B1 (no) * | 1996-12-27 | 2006-07-17 | Mitsui Mining & Smelting Co | Fremgangsmater for prosessering av sinksilikatholdig sinkramateriale |
-
2001
- 2001-03-14 FI FI20010505A patent/FI110269B/fi not_active IP Right Cessation
-
2002
- 2002-02-22 PE PE2002000150A patent/PE20020902A1/es not_active Application Discontinuation
- 2002-03-08 AT AT02703648T patent/ATE317456T1/de not_active IP Right Cessation
- 2002-03-08 BR BRPI0208024-9A patent/BR0208024B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2002-03-08 ES ES02703648T patent/ES2258612T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2002-03-08 CA CA002440858A patent/CA2440858A1/en not_active Abandoned
- 2002-03-08 MX MXPA03008358A patent/MXPA03008358A/es active IP Right Grant
- 2002-03-08 WO PCT/FI2002/000182 patent/WO2002072896A1/en active IP Right Grant
- 2002-03-08 DE DE60209102T patent/DE60209102D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2002-03-08 US US10/471,528 patent/US7615100B2/en not_active Expired - Lifetime
- 2002-03-08 JP JP2002571946A patent/JP2004526057A/ja not_active Ceased
- 2002-03-08 EP EP02703648A patent/EP1370699B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2002-03-08 AU AU2002237342A patent/AU2002237342B2/en not_active Expired
- 2002-03-08 CN CNB028064526A patent/CN1259436C/zh not_active Expired - Lifetime
- 2002-03-08 EA EA200301012A patent/EA005523B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2002-03-08 KR KR10-2003-7011774A patent/KR20030076727A/ko not_active Application Discontinuation
-
2003
- 2003-08-29 ZA ZA200306764A patent/ZA200306764B/en unknown
- 2003-09-11 NO NO20034030A patent/NO20034030L/no unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES2258612T3 (es) | 2006-09-01 |
| JP2004526057A (ja) | 2004-08-26 |
| AU2002237342B2 (en) | 2007-03-15 |
| BR0208024A (pt) | 2004-02-25 |
| FI20010505A0 (fi) | 2001-03-14 |
| DE60209102D1 (de) | 2006-04-20 |
| CN1259436C (zh) | 2006-06-14 |
| EP1370699A1 (en) | 2003-12-17 |
| EA200301012A1 (ru) | 2004-02-26 |
| NO20034030D0 (no) | 2003-09-11 |
| BR0208024B1 (pt) | 2010-11-03 |
| MXPA03008358A (es) | 2003-12-11 |
| NO20034030L (no) | 2003-10-17 |
| FI110269B (fi) | 2002-12-31 |
| EP1370699B1 (en) | 2006-02-08 |
| WO2002072896A1 (en) | 2002-09-19 |
| ATE317456T1 (de) | 2006-02-15 |
| US20040074340A1 (en) | 2004-04-22 |
| CA2440858A1 (en) | 2002-09-19 |
| FI20010505A (fi) | 2002-09-15 |
| US7615100B2 (en) | 2009-11-10 |
| ZA200306764B (en) | 2004-06-18 |
| CN1496415A (zh) | 2004-05-12 |
| PE20020902A1 (es) | 2002-11-28 |
| KR20030076727A (ko) | 2003-09-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4578163A (en) | Gold recovery process | |
| US4997573A (en) | Clarification process for mining liquors | |
| US4431613A (en) | Leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron | |
| US4414115A (en) | Removal of copper and zinc species from Bayer process liquor by filtration | |
| RU2315123C2 (ru) | Способ получения диоксида титана | |
| US4423007A (en) | Removal of radium from aqueous sulphate solutions | |
| US4305914A (en) | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content | |
| US8974753B2 (en) | Precipitation of zinc from solution | |
| EA005523B1 (ru) | Способ осаждения оксида кремния в процессе выщелачивания цинковой руды | |
| US3687828A (en) | Recovery of metal values | |
| NO172134B (no) | Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning | |
| EP0067619B1 (en) | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit | |
| JP2003137545A (ja) | 廃酸石膏製造方法 | |
| AU2002237342A1 (en) | A method for the precipitation of silica in connection with zinc ore leaching | |
| US4282191A (en) | Zinc removal from aluminate solutions | |
| US3476663A (en) | Process for deriving precious metal values from sea water environments | |
| US4299810A (en) | Process for separating selenium and telurium from each other | |
| JP6983083B2 (ja) | 銀とＳｉＯ２を含むスラリーからＳｉＯ２を除去する方法及び銀の精製方法 | |
| EP0134435A2 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
| US6352675B1 (en) | Process for removing heavy metals from a caustic fluid stream | |
| SU1444377A1 (ru) | Раствор дл извлечени свинца из продуктов металлургического производства | |
| JPS5919973B2 (ja) | 溶液からの金属の回収方法 | |
| JPS5974245A (ja) | 銅および砒素の分離方法 | |
| US4192852A (en) | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content | |
| SU1757705A1 (ru) | Способ осаждени золотосодержащей суспензии |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |
|
| PC4A | Registration of transfer of a eurasian patent by assignment | ||
| MK4A | Patent expired |
Designated state(s): KZ RU |