ES2301973T3 - Metodo para recuperar zinc por lixiviacion contracorriente. - Google Patents
Metodo para recuperar zinc por lixiviacion contracorriente. Download PDFInfo
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Abstract
Un método para recuperar zinc a partir de calcina de zinc y concentrado de sulfuro de zinc con respecto a una precipitación electrolítica de zinc, por lo cual una solución de sulfato de zinc obtenida de la primera fase de lixiviación se dirige, mediante purificación de solución, a electrolisis de zinc y el hierro contenido en los materiales de partida se precipita en forma de jarosita, caracterizado porque la lixiviación de calcina de zinc y concentrado de sulfuro de zinc se realiza en tres fases en condiciones atmosféricas y a una temperatura entre 80ºC y el punto de ebullición de la solución, por lo cual los sólidos y la solución se mueven contracorriente en relación mutua y el contenido de ácido de la fases de lixiviación aumenta en la dirección del flujo de los sólidos, donde la lixiviación de concentrado y la precipitación de hierro tienen lugar en la segunda fase.
Description
Método para recuperar zinc por lixiviación
contracorriente.
La invención se refiere a un método para
lixiviar materiales que contienen zinc con respecto a la
recuperación electrolítica de zinc. De acuerdo con el método,
primero se lixivia calcina de zinc en una fase de lixiviación
neutra, y los sólidos resultantes y el concentrado de zinc después
se lixivian en una fase de lixiviación de concentrado y
precipitación de jarosita. La lixiviación de concentrado sucede a
una baja concentración de ácido mientras el hierro se precipita en
forma de jarosita. La lixiviación de concentrado se continúa en la
fase de conversión, que tiene lugar a una elevada concentración de
ácido, de modo que también se disuelven las ferritas y continúa la
precipitación de jarosita. En este método, los sólidos y la solución
se suministran en las diversas fases contracorriente unos con
respecto a la otra, de modo que se reduce la necesidad de
neutralización en las diferentes fases. La solución de sulfato de
zinc formada en la fase de lixiviación neutra se dirige a la
precipitación electrolítica de zinc y el hierro se separa de la fase
de lixiviación final en forma de jarosita.
La calcina de zinc, obtenida por calcinación de
concentrados de zinc sulfídico, se usa generalmente como material
de partida en la preparación electrolítica de zinc. El componente
principal de la calcina es óxido de zinc, ZnO, pero algo del zinc
también está unido a hierro en forma de ferrita de zinc
ZnO-Fe_{2}O_{3}. La cantidad de ferrita de zinc
es habitualmente tan considerable que la recuperación de zinc a
partir de ella es inevitable. El óxido de zinc es fácilmente
soluble incluso a elevados valores de pH, mientras que la ferrita
tiene que lixiviarse a un contenido de ácido más elevado. La
lixiviación de ferrita a menudo se realiza en una fase diferente,
donde se obtienen tanto zinc como hierro en solución. La mayoría del
hierro tiene que precipitarse de esta solución antes de que la
solución pueda retornarse al lixiviado neutro y a partir de ahí a la
purificación y electrolisis de la solución de sulfato de zinc. El
proceso anterior se describe en, por ejemplo, las Patentes de
Estados Unidos 3.434.947 y 3.493.365.
En procesos industriales, la lixiviación de
óxido de zinc, un lixiviado neutro, se realiza generalmente a un pH
de 2-5 y la lixiviación de ferrita a un contenido de
ácido entre 30-100 g H_{2}SO_{4}/l. La solución
de la lixiviación de ferrita, que contiene el zinc y el hierro
disueltos, es muy ácida, y a menudo se
pre-neutraliza, antes de que el hierro se precipite
de la misma. La lixiviación de ferrita también puede combinarse con
la fase de precipitación de hierro. Este método es conocido como el
proceso de conversión y se describe en la Patente de Estados Unidos
3.959.437.
La lixiviación de concentrado de zinc
actualmente también se está combinando en cantidades siempre mayores
con lixiviación de óxido o calcina de zinc. El concentrado se
suministra a la lixiviación de ferrita o se lixivia como un
lixiviado a presión diferente. El componente principal en la
lixiviación de concentrado es sulfuro de zinc, ZnS. Además, el
hiero del concentrado se une a pirita FeS_{2}, y algo del zinc en
el sulfuro de zinc puede remplazarse por hierro. Por lo tanto, los
procesos de zinc basados en lixiviación de concentrado o aquellos
que contienen una fase de lixiviación de concentrado también
requieren una fase de retirada de hierro. Están en uso tres
procesos de precipitación de hierro, donde se precipita el hierro en
forma de jarosita, tal como
Na[Fe_{3}(SO_{4})_{2}(OH)_{6}],
en forma de goetita FeOOH o en forma de hematita Fe_{2}O_{3}.
Cuando se precipita el hierro en forma de jarosita o goetita, tiene
que usarse un agente neutralizante en precipitación para
neutralizar el ácido sulfúrico liberado en las reacciones.
Normalmente el agente neutralizante es calcina.
En el proceso de jarosita tradicional el hierro
se precipita a una temperatura cercana al punto de ebullición de la
solución. El ácido libre se neutraliza a un valor de
3-5 g/l de H_{2}SO_{4} (pH óptimo 1,5). La
cantidad de hierro en la solución de sulfato de zinc es de
20-35 g/l. Como la jarosita alcanza una forma
esencialmente cristalina, que tiene propiedades de sedimentación
favorables, también se suministran iones potasio, sodio o amonio en
la solución. La precipitación de goetita de describe, por ejemplo,
en la Patente de Estados Unidos 4.676.828. En este método, la
cantidad de ácido libre en la solución de sulfato de zinc que entra
en la precipitación de hierro es de 4-8 g/l y la
cantidad de hierro férrico 1-2 g/l. La mayoría del
hiero está en forma ferrosa. Se suministran oxígeno y calcina en la
solución de modo que el hierro se oxide y la goetita precipite según
sube el pH.
Cuando se precipita el hierro en forma de
hematita, sucede a partir de una solución donde el hierro primero
se reduce de la forma trivalente en la forma divalente. Después, el
hierro se precipita hidrolíticamente por oxidación sin
neutralización:
(1)2 FeSO_{4}
+ O_{2}(g) + 2 H_{2}O \hskip0,5cm \Rightarrow
\hskip0,5cm Fe_{2}O_{3} + 2
H_{2}SO_{4}
La precipitación de hierro, sin embargo, se
realiza en un autoclave a una temperatura de aproximadamente 200ºC,
siendo la presión parcial de oxígeno aproximadamente 18 bar, que ha
restringido esencialmente la adopción del método, aunque la
hematita es de hecho la forma más respetuosa con el medio ambiente
del precipitado de hierro.
Se describe un proceso de recuperación de zinc
en la Patente de Estados Unidos 6.475.450, donde se combina la
lixiviación de calcina y la lixiviación de concentrado. La calcina
de zinc se lixivia normalmente en la fase de lixiviación neutra, y
la solución resultante se guía a la electrolisis mediante
purificación de solución. El residuo de lixiviado neutro, que
consta principalmente de ferrita de zinc, se guía a la siguiente
fase de lixiviación, que también es simultáneamente la fase de
lixiviación de concentrado de zinc. El concentrado se lixivia en el
ácido de retorno de la electrolisis y con un auxiliar de hierro
trivalente de sólidos de la precipitación de goetita. Las
condiciones de lixiviación se ajustan de tal modo que se disuelven
las ferritas. El hierro trivalente obtenido de este modo a partir
de las ferritas disueltas y, además, el precipitado de hierro
trivalente a partir de una fase de oxidación de hierro posterior
también se retorna a esta fase. Se obtiene una solución de la fase
de lixiviación de concentrado que contiene tanto zinc como hierro
divalente en el precipitado. La solución obtenida de la fase de
lixiviación de concentrado se oxida en trivalente en la siguiente
fase, la fase de oxidación de hierro, y se precipita en forma de
goetita, pero para este propósito la solución primero debe
neutralizarse, y la neutralización se realiza usando calcina de
zinc. Algo del precipitado formado de este modo se pone de nuevo en
circulación en la lixiviación de concentrado y algo se guía a la
precipitación de hierro. La solución de la fase de oxidación de
hierro se guía a la lixiviación neutra. La siguiente fase mostrada
en el diagrama de flujo de la patente es lixiviación ácida fuerte,
donde el hierro se disuelve de nuevo en condiciones reductoras
(SO_{2}) y al mismo tiempo se disuelven las ferritas de la
calcina suministrada en la fase de oxidación. De acuerdo con la
patente, se precipita el hierro en forma de hematita, jarosita o
goetita. En la fase de precipitación de hierro, el hierro tiene que
reoxidarse en forma férrica. La solución de sulfato de zinc de la
fase de precipitación de hierro se dirige a la fase de lixiviación
neutra.
En la Patente de Estados Unidos 6.475.450
descrita anteriormente, la cantidad de precipitado que se tiene que
poner en circulación desde la fase de oxidación de hierro es grande,
porque de acuerdo con la reacción (1) se necesita un mol de sulfato
férrico para disolver un mol de sulfuro de zinc. La calcina
generalmente contiene entre el 5-15% de ferritas,
de modo que todo el resto de hierro trivalente debe ponerse en
circulación en la fase porque no se suministra oxígeno a la fase de
lixiviación de concentrado para la oxidación de hierro. Después de
la fase de oxidación de hierro, el proceso tiene un lixiviado ácido
fuerte, donde el hierro que se ha oxidado en trivalente se lixivia
de nuevo. Cuando se precipita el hierro en forma de hematita, se
hace guiando la solución en cuestión a un autoclave y oxidándolo en
el mismo. La patente también hace mención, sin embargo, a que el
hierro puede precipitarse en forma de jarosita o goetita. Como se ha
indicado anteriormente, la precipitación de jarosita y goetita no
puede realizarse directamente después del lixiviado ácido fuerte
sino que la solución tiene que neutralizarse primero, de modo que el
proceso requiere aún otra fase adicional. Si se realiza
neutralización con calcina, al menos algo del zinc en la calcina se
pierde. La neutralización de las fases del proceso con calcina
siempre añade fases adicionales al proceso, si todo el zinc
contenido en la calcina tiene que recuperarse o de otro modo la
producción de zinc total se debilita.
La Patente de Estados Unidos 5.858.315 también
describe un método por el cual la lixiviación de concentrado de
zinc se combina con lixiviación de calcina de zinc. Primero, la
calcina se somete a un lixiviado neutro, del que la solución de
sulfato de zinc resultante se suministra mediante purificación de
solución a la precipitación electrolítica de zinc. El residuo no
disuelto restante en el lixiviado neutro se guía a lixiviación de
ferrita, que sucede en presencia de ácido y oxígeno de retorno. La
lixiviación de concentrado puede realizarse con lixiviación de
ferrita en la misma fase o como una fase diferente. En lixiviación
de dos fases, la solución de la lixiviación de ferrita, que ahora
contiene el hierro de la calcina en forma principalmente divalente
y el sulfato de zinc formado en la lixiviación de ferrita, se guía a
la fase de lixiviación de concentrado. También se suministra
oxígeno en la fase de lixiviación de concentrado. En el último
reactor de lixiviación, la solución se neutraliza con calcina. El
precipitado no disuelto se retorna a la fase de lixiviación de
ferrita y la solución rica en zinc y en hierro se conduce a la fase
de precipitación de hierro. También se suministra calcina pura a la
fase de precipitación de hierro como agente neutralizante y se
precipita el hierro con oxígeno en forma de goetita. La solución de
sulfato de zinc de la fase de precipitación de hierro se guía a la
fase de lixiviación neutra.
Hay varias fases en el método descrito en la
Patente de Estados Unidos 5.858.315, porque se intenta que recupere
el zinc de la calcina usada como agente neutralizante. Además, la
precipitación de hierro siempre se realiza como una fase
diferente.
La Patente de Estados Unidos 6.340.450 describe
un método de lixiviación directa de zinc, por lo cual primero se
realiza la lixiviación de calcina de zinc en una fase de lixiviación
neutra. La solución obtenida del lixiviado neutro se conduce a
electrolisis de zinc mediante purificación de solución y el
sedimento formado a la fase de conversión, a la que también se
suministra el concentrado de sulfuro de zinc. En la fase de
conversión, las ferritas de la calcina se disuelven junto con el
concentrado de zinc al mismo tiempo que el hierro precipita en
forma de jarosita. De acuerdo con una realización de la patente
(Figura 2), el concentrado de zinc se guía al final de la fase de
conversión, cuando la ferrita se ha disuelto y la jarosita ha
comenzado a precipitar. El contenido de ácido sulfúrico de la fase
de conversión se regula a la región de 10-40 g/l. En
la filtración de jarosita después de la fase de conversión, la
solución de sulfato de zinc separada se dirige de nuevo a la
lixiviación neutra.
En el método descrito en la Patente de Estados
Unidos 6.340.450, la fase de conversión y lixiviación de concentrado
se realiza a una concentración de ácido relativamente elevada. La
solución resultante que contiene sulfato de zinc se guía a
lixiviación neutra, y como hay ácido en la solución, debe
neutralizarse en la fase de lixiviado neutro. Cuanto mayor es el
contenido de ácido en la solución, también es mayor la cantidad de
hierro en la solución en general. Como resultado, aumenta la
circulación de hierro en el proceso.
En todos los métodos descritos anteriormente, el
sólido y la solución fluyen esencialmente en la misma dirección, lo
que causa una gran demanda de neutralización y/o un proceso de
múltiples fases.
Ahora se ha desarrollado un nuevo método, de
acuerdo con la reivindicación 1, para la lixiviación de materiales
de suministro que contienen zinc con respecto a la recuperación
electrolítica de zinc. De acuerdo con este método, los materiales
de suministro, es decir, calcina de zinc y sulfuro de zinc, se
lixivian en tres fases, en las que el contenido de ácido sulfúrico
de las fases aumenta de acuerdo con la dirección en que los sólidos
se están moviendo. Los sólidos y la solución formados en las fases
de lixiviación se dirigen en todo el proceso contracorriente en
relación mutua. La lixiviación de concentrado y la precipitación de
hierro tienen lugar en la segunda fase.
La primera fase de lixiviación es la fase de
lixiviación neutra, donde se lixivia la calcina generada en la
calcinación de concentrado de zinc, y la solución de sulfato de zinc
que se forma se suministra a la precipitación electrolítica de zinc
mediante purificación de solución. La calcina se lixivia en ácido de
retorno que contiene ácido sulfúrico de la electrolisis y la
solución de la siguiente fase de lixiviación en el proceso,
conteniendo dicha solución sulfatos de zinc y sulfatos de hierro.
Se suministra oxígeno y/o aire en la fase de lixiviación para
oxidar el hierro ferroso y precipitarlo en forma de hidróxido
férrico.
Todo el concentrado de sulfuro de zinc a
suministrar en el proceso y los sólidos no disueltos de la
lixiviación neutra se suministran a la siguiente fase de
lixiviación, que puede llamarse una fase de lixiviación de
concentrado y precipitación de jarosita combinada, que se realiza a
una baja concentración de ácido. La solución para la fase de
lixiviación es una solución ácida que contiene sulfato de zinc y
sulfato de hierro de la fase de conversión, la siguiente fase en el
proceso. Algo del concentrado se lixivia en la fase de lixiviación
de concentrado, pero al mismo tiempo las condiciones en que esto
sucede son tales que el hierro se precipita en forma de
jarosita.
Los sólidos restantes de la segunda fase de
lixiviación se lixivian en la fase final del proceso, la fase de
conversión, usando ácido y oxígeno de retorno de la electrolisis a
un elevado contenido de ácido, por lo cual las ferritas de la
calcina y los compuestos de zinc sin disolver del concentrado se
disuelven y el hierro precipita en forma de jarosita. El
precipitado no disuelto de la fase de lixiviación final contiene
hierro en forma de jarosita y azufre del concentrado. La solución
que contiene sulfato de zinc obtenida de esta fase se dirige a la
primera fase de lixiviación de concentrado y adicionalmente a la
fase de lixiviación neutra. Todas las fases de lixiviación se
realizan en condiciones atmosféricas y la temperatura se mantiene
entre 80ºC y el punto de ebullición de la solución.
Las características esenciales de la invención
se harán evidentes en las reivindicaciones adjuntas.
La invención también se describe mediante de el
diagrama de flujo 1.
Como se ha indicado anteriormente, la primera
fase hidrometalúrgica en la recuperación electrolítica de zinc es
la lixiviación neutra NL, donde la calcina se lixivia mediante
solución de sulfato de zinc en circulación desde la siguiente fase
en el proceso y el ácido de retorno que contiene ácido sulfúrico de
la electrolisis. El movimiento de la solución que contiene sulfato
de zinc se muestra en el diagrama de flujo con una línea
discontinua. La fase de lixiviación neutra se realiza en varios
reactores y para completar, la fase la solución y los sólidos se
separan en un espesante. Los sólidos a suministrar de una fase a
otra, en este caso, se refieren al flujo inferior del espesante,
que incluye sólidos suministrados a la fase pero que quedan sin
disolver y también sólidos precipitados como resultado de las
reacciones. De acuerdo con el método ahora desarrollado, los
sólidos y la solución del proceso fluyen contracorriente en relación
mutua. Por tanto, la solución de sulfato de zinc se suministra en
la fase de lixiviación neutra desde la fase posterior del proceso,
es decir, la fase de lixiviación de concentrado y precipitación de
jarosita, en que el contenido de ácido se mantiene relativamente
bajo, a aproximadamente 2-20 g/l, preferiblemente
entre 5-15 g/l. Por lo tanto, el contenido de ácido
de la solución de sulfato de zinc suministrada en la fase de
lixiviación neutra también es relativamente bajo. Esto es ventajoso
para el proceso, ya que significa que no se requiere calcina en la
fase de lixiviación neutra para neutralizar un exceso de ácido en
la solución.
Un propósito de la fase de lixiviación neutra es
preparar una solución de sulfato de zinc que contenga la cantidad
mínima de hierro posible, preferiblemente menos de 10 mg/l. La
solución de sulfato de zinc que entra en la lixiviación neutra de
las últimas fases del proceso siempre contiene alguna cantidad de
hierro, y cuando la solución que contiene zinc viene de la fase
donde el contenido de ácido es relativamente bajo, la cantidad de
hiero también es más baja. Es beneficioso para el proceso que la
mayor cantidad posible del hierro que entra en la lixiviación
neutra esté en forma divalente, es decir, sulfato ferroso. El hierro
preferiblemente se oxida en la fase de lixiviación neutra con
oxígeno y/o aire en hidróxido de hierro Fe(OH)_{3} y
precipita de la solución. Cuando el hierro se precipita en forma de
hidróxido férrico, también pueden coprecipitarse de la solución los
minerales dañinos en la electrolisis de zinc tales como germanio y
antimonio. Cuando la precipitación de estos metales sucede durante
la lixiviación neutra, se evita una fase de purificación diferente
en la purificación de solución de sulfato de zinc.
La solución de sulfato de zinc generada en
lixiviación neutra se conduce a las diversas fases de purificación
de solución y los sólidos separados de la solución se guían a la
siguiente fase, que en este método es la fase de lixiviación de
concentrado y de precipitación de jarosita. Esta fase también se
realiza en varios reactores. La primera parte de la fase es la
elutriación del concentrado en la solución que viene de la fase
posterior del proceso, es decir, la fase de conversión. La solución
de la fase de conversión es una solución ácida de sulfato de zinc
que contiene hierro. El nivel de ácido del concentrado se mantiene
relativamente bajo en la fase de lixiviación, a aproximadamente
5-15 g/l, y por lo tanto el ácido de la solución de
la fase de conversión se neutraliza con el sedimento de la
lixiviación neutra y el concentrado. Como la lixiviación neutra se
realiza en este método como una única fase, algo del óxido de zinc
de la calcina permanece sin disolver y funciona como un
neutralizador del ácido en la fase de lixiviación de concentrado, y
al mismo tiempo el zinc del óxido de zinc se disuelve en sulfato de
zinc. El ácido de retorno se usa para regular el nivel de ácido.
También se suministra oxígeno y/o aire en esta fase de modo que el
hierro permanezca en forma férrica. Para que el hierro de la fase
precipite en forma de jarosita, se suministran compuestos alcalinos
o de amonio a la fase para precipitar la jarosita en forma de un
cristal, por ejemplo, jarosita de amonio. Los núcleos de jarosita
requeridos para la precipitación de jarosita se obtienen mediante
circulación interna de la fase. El hierro en precipitación se
origina a partir de los sólidos de lixiviación neutra y la solución
de la fase de conversión.
Al final de la fase de lixiviación de
concentrado y de precipitación de jarosita hay de nuevo una
separación de solución y sólidos. Se obtiene una solución en forma
de un exceso de flujo de espesante, en el que el zinc se ha
disuelto durante la fase en forma de sulfato de zinc y que también
contiene una pequeña cantidad de hierro disuelto, y esta solución
se guía a la lixiviación neutra. Los sólidos obtenidos en forma de
exceso de flujo de espesante contienen la jarosita que ha
precipitado durante la fase, la ferrita de la calcina y algo de
concentrado aún sin disolver, y estos sólidos se guían a la fase de
conversión.
La lixiviación de la fase de conversión sucede
mediante oxígeno y ácido de retorno de la electrolisis en una
concentración de ácido en la región de 25-70 g/l,
preferiblemente de 30-50 g/l. También se usa ácido
sulfúrico reciente para regular el contenido de ácido, que compensa
las pérdidas de sulfato del proceso completo. Esta fase también
sucede en varios reactores. Las ferritas contenidos en la calcina y
el concentrado se disuelven en las condiciones de la fase de
conversión, como la parte del concentrado que no se disolvió en la
fase previa. La jarosita formada en la fase previa ya no se
disuelve, pero la ferrita disuelta precipita en forma de jarosita.
La jarosita se forma a esta concentración de ácido más elevada,
también, ya que hay abundancia de núcleos de jarosita en los
sólidos, que ayuda a la precipitación.
La lixiviación de concentrado sucede tanto en la
fase real de lixiviación de concentrado como en la fase de
conversión de acuerdo con las siguientes reacciones:
(2)ZnS +
Fe_{2}(SO_{4})_{3} \hskip0,5cm \rightarrow
\hskip0,5cm ZnSO_{4} + 2 FeSO_{4} +
Sº
(3)2 FeSO_{4}
+ 0,5 O_{2} + H_{2}SO_{4} \hskip0,5cm \rightarrow
\hskip0,5cm Fe_{2}(SO_{4})_{3} +
H_{2}O
es decir, como una reacción
total:
(4)ZnS + 0,5
O_{2} + H_{2}SO_{4} \hskip0,5cm \rightarrow \hskip0,5cm
ZnSO_{4}+ Sº +
H_{2}O
Como las reacciones muestran, la oxidación del
sulfuro concentrado sucede usando hierro trivalente, y el hierro
divalente en la solución se oxida en trivalente de nuevo con el
oxígeno suministrado en la fase. En ambas fases la mayoría del
hierro precipita en forma de jarosita, porque se requiere solamente
una pequeña cantidad del hierro en la calcina y el concentrado para
la lixiviación de concentrado. La precipitación de hierro en forma
de jarosita sucede de acuerdo con la siguiente reacción, donde A
puede ser un ión alcalino o amonio:
(5)3
Fe_{2}(SO_{4})_{3} + A_{2}SO_{4} + 12
H_{2}O \hskip0,5cm \rightarrow \hskip0,5cm 2
A[Fe_{3}(SO_{4})_{2}(OH)_{6}]
+ 6
H_{2}SO_{4}
El ácido formado en la reacción de precipitación
de jarosita se consume en la lixiviación de concentrado.
La suspensión formada en la fase de conversión
puede guiarse a flotación después de dicha fase. La flotación no es
obligatoria, si la jarosita y el concentrado de azufre pueden
almacenarse juntos. En la flotación, la suspensión se separa
haciendo flotar el azufre y los sulfuros no disueltos. La mayoría de
los sulfuros son pirita. El concentrado de azufre se separa y la
suspensión final se suministra a la separación de jarosita. El la
solución de rebosamiento del espesado de jarosita es una solución
que contiene ácido, hierro y zinc, que se pone en circulación en la
fase lixiviación de concentrado y de precipitación de jarosita.
La ventaja de la lixiviación contracorriente de
concentrado descrita anteriormente es la simplificación del
proceso. Cuando tiene lugar la fase de lixiviación de
concentrado/precipitación de jarosita después de la fase de
lixiviación neutra y como última fase de la fase de conversión, el
contenido de ácido de las fases aumenta en la dirección de flujo de
los sólidos. Por consiguiente, cuando la solución se suministra
contracorriente en relación al flujo de sólidos, el contenido de
ácido de las fases disminuye en grados. Esto provoca una
disminución en la necesidad de neutralización en las diferentes
fases. Antes, por ejemplo, la solución ácida de sulfato de zinc de
la lixiviación de concentrado se suministraba en la fase de
lixiviación neutra y esta solución ácida causaba una gran demanda
de neutralización. En el presente método, la solución suministrada
a la fase de lixiviación neutra viene de una fase donde el contenido
de ácido se mantiene bajo. Cuando el contenido de ácido de la
solución suministrada a la lixiviación neutra es bajo, también puede
regularse su contenido de hierro y en particular la proporción de
hierro divalente y trivalente en la solución. Como se ha mencionado
anteriormente, también puede coprecipitarse germanio y antimonio con
respecto a la oxidación de hierro divalente que sucede en la fase
de lixiviación neutra.
Claims (14)
1. Un método para recuperar zinc a partir de
calcina de zinc y concentrado de sulfuro de zinc con respecto a una
precipitación electrolítica de zinc, por lo cual una solución de
sulfato de zinc obtenida de la primera fase de lixiviación se
dirige, mediante purificación de solución, a electrolisis de zinc y
el hierro contenido en los materiales de partida se precipita en
forma de jarosita, caracterizado porque la lixiviación de
calcina de zinc y concentrado de sulfuro de zinc se realiza en tres
fases en condiciones atmosféricas y a una temperatura entre 80ºC y
el punto de ebullición de la solución, por lo cual los sólidos y la
solución se mueven contracorriente en relación mutua y el contenido
de ácido de la fases de lixiviación aumenta en la dirección del
flujo de los sólidos, donde la lixiviación de concentrado y la
precipitación de hierro tienen lugar en la segunda fase.
2. Un método de acuerdo con la reivindicación 1,
caracterizado porque se suministra calcina de zinc a la
primera fase de lixiviación, lixiviación neutra, donde la
lixiviación se realiza en un intervalo de pH entre
2-5.
3. Un método de acuerdo con la reivindicación 1
ó 2, caracterizado porque el concentrado de zinc y los
sólidos de la fase de lixiviación neutra se suministran a la
segunda fase de lixiviación y el contenido de ácido se mantiene en
la región de 2-20 g/l de H_{2}SO_{4}.
4. Un método de acuerdo con la reivindicación 3,
caracterizado porque el contenido de ácido en la segunda
fase de lixiviación se mantiene en la región de 5-15
g/l.
5. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-4, caracterizado porque
los sólidos de la fase de lixiviación de concentrado y de
precipitación de jarosita se guían a la fase final de lixiviación,
una fase de conversión, en la que el contenido de ácido se mantiene
en la región de 25-70 g/l de H_{2}SO_{4}.
6. Un método de acuerdo con la reivindicación 5,
caracterizado porque el contenido de ácido en la fase final
de lixiviación se mantiene en la región de 30-50
g/l.
7. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-6, caracterizado porque la
calcina de zinc se lixivia en la fase de lixiviación neutra usando
la solución que contiene sulfatos de zinc y sulfatos de hierro
tomados de la fase de lixiviación de concentrado y de precipitación
de jarosita y ácido de retorno de la electrolisis.
8. Un método de acuerdo con la reivindicación 7,
caracterizado porque se suministra oxígeno y/o aire en la
fase de lixiviación neutra para oxidar el hierro ferroso y
precipitarlo en forma de hidróxido Fe(OH)_{3}, que
coprecipita los minerales dañinos en la solución.
9. Un método de acuerdo con la reivindicación 8,
caracterizado porque los minerales dañinos son germanio y
antimonio.
10. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-9, caracterizado porque la
lixiviación en la fase de lixiviación de concentrado y de
precipitación de jarosita se realiza usando oxígeno y/o aire y la
solución ácida de sulfato que contiene zinc y hierro de la fase de
conversión.
11. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-10, caracterizado porque
el nivel de ácido en la fase de lixiviación de concentrado y de
precipitación de jarosita se ajusta usando ácido de retorno.
12. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-11, caracterizado porque
se suministran iones alcalinos o amonio en la fase de lixiviación
de concentrado y de precipitación de jarosita para precipitar la
jarosita en forma de jarosita alcalina o de amonio, y porque los
núcleos de jarosita se ponen en circulación en la fase.
13. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-12, caracterizado porque
los sólidos restantes de la fase de lixiviación de concentrado y de
precipitación de jarosita, que contienen ferritas sin disolver,
parte del concentrado y la jarosita generada, se lixivian en la fase
de conversión usando oxígeno y ácido de retorno de la electrolisis
para lixiviar las ferritas y el concentrado final y para precipitar
el hierro disuelto en forma de jarosita.
14. Un método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1-13, caracterizado porque
se realiza flotación sobre los sólidos formados durante la fase de
conversión de concentrado para formar concentrado de azufre.
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Families Citing this family (12)
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CN102191371B (zh) * | 2011-04-18 | 2013-02-06 | 中南大学 | 一种传统锌湿法冶炼过程中铁锌分离的方法 |
FI123884B (fi) | 2011-11-08 | 2013-11-29 | Outotec Oyj | Menetelmä sulfidisen metallirikasteen liuottamiseksi |
WO2015039177A1 (en) * | 2013-09-20 | 2015-03-26 | Metaleach Limited | Method for ammoniacal leaching of zinc from carbonate-hosted ores |
EP2902510A1 (en) * | 2014-01-29 | 2015-08-05 | Canbekte, Hüsnü Sinan | A new method for leaching of electric arc furnace dust (EAFD) with sulphuric acid |
CN105734290A (zh) * | 2016-03-29 | 2016-07-06 | 湖北大江环保科技股份有限公司 | 一种锌湿法冶金的除砷工艺 |
CN106048217B (zh) * | 2016-07-29 | 2018-06-29 | 四环锌锗科技股份有限公司 | 氧化锌粉的综合回收利用方法 |
RU2767385C1 (ru) * | 2021-02-18 | 2022-03-17 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Балтийский федеральный университет имени Иммануила Канта" (БФУ им. И. Канта) | Способ переработки окисленной цинковой руды |
Family Cites Families (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI50097C (fi) * | 1973-02-12 | 1980-10-24 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium fraon deras ferriter |
CA1090143A (en) * | 1976-01-26 | 1980-11-25 | Hans Reinhardt | Method of recovering zinc from a material containing zinc and iron |
CA1104837A (en) * | 1977-08-19 | 1981-07-14 | Donald R. Weir | Process for recovery of copper and zinc from complex sulfides |
LU78802A1 (fr) * | 1977-12-30 | 1979-07-20 | Prayon | Procede de traitement de residus de minerais de zinc ferriferes |
LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
FI88516C (fi) * | 1990-02-16 | 1993-05-25 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen |
WO1995006140A1 (fr) * | 1993-08-27 | 1995-03-02 | N.V. Union Miniere S.A. | Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures |
FI100806B (fi) * | 1996-08-12 | 1998-02-27 | Outokumpu Base Metals Oy | Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa |
JP2001021224A (ja) * | 1999-07-06 | 2001-01-26 | Tadao Nakano | 浴槽の対流改善装置 |
JP3911536B2 (ja) * | 2000-01-31 | 2007-05-09 | Dowaメタルマイン株式会社 | 亜鉛精鉱の浸出法 |
FI20002699A0 (fi) * | 2000-12-08 | 2000-12-08 | Outokumpu Oy | Menetelmä raudan hydrolyyttiseksi saostamiseksi |
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