FI65805C - Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess - Google Patents
Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess Download PDFInfo
- Publication number
- FI65805C FI65805C FI803096A FI803096A FI65805C FI 65805 C FI65805 C FI 65805C FI 803096 A FI803096 A FI 803096A FI 803096 A FI803096 A FI 803096A FI 65805 C FI65805 C FI 65805C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- silver
- lead
- zinc
- waste
- flotation
- Prior art date
Links
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 title claims description 55
- 239000004332 silver Substances 0.000 title claims description 53
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title description 51
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 105
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 78
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 70
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims description 69
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 59
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 57
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 57
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 30
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 29
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 25
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 24
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 24
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 claims description 20
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims description 13
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 11
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 claims description 9
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenesilver Chemical group [Ag]=S PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229940100890 silver compound Drugs 0.000 claims description 5
- 150000003379 silver compounds Chemical class 0.000 claims description 5
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 claims description 3
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000010791 quenching Methods 0.000 claims 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 claims 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 66
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 40
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 37
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 30
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 29
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 22
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 18
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 15
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 239000000463 material Substances 0.000 description 14
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 13
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 13
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 13
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 11
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 11
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 11
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 10
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 10
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 9
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 9
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 9
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 8
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 8
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 8
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 7
- 229910052946 acanthite Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 7
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 6
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 6
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 5
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- FSJWWSXPIWGYKC-UHFFFAOYSA-M silver;silver;sulfanide Chemical compound [SH-].[Ag].[Ag+] FSJWWSXPIWGYKC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 5
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 4
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 238000012549 training Methods 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical group [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 3
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 3
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 3
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- -1 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 3
- XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N Cyanamide Chemical compound NC#N XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- IAYPIBMASNFSPL-UHFFFAOYSA-N Ethylene oxide Chemical compound C1CO1 IAYPIBMASNFSPL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007832 Na2SO4 Substances 0.000 description 2
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 210000004027 cell Anatomy 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical class Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 229940056910 silver sulfide Drugs 0.000 description 2
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 2
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 2
- KOPMZTKUZCNGFY-UHFFFAOYSA-N 1,1,1-triethoxybutane Chemical compound CCCC(OCC)(OCC)OCC KOPMZTKUZCNGFY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 244000188595 Brassica sinapistrum Species 0.000 description 1
- 235000004977 Brassica sinapistrum Nutrition 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 241000233866 Fungi Species 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- GNVMUORYQLCPJZ-UHFFFAOYSA-M Thiocarbamate Chemical compound NC([S-])=O GNVMUORYQLCPJZ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- RYYWUUFWQRZTIU-UHFFFAOYSA-N Thiophosphoric acid Chemical class OP(O)(S)=O RYYWUUFWQRZTIU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009529 body temperature measurement Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000001175 calcium sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000011132 calcium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- LBVNUQQORDPZCR-UHFFFAOYSA-N calcium;sulfane Chemical compound S.[Ca] LBVNUQQORDPZCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 230000002860 competitive effect Effects 0.000 description 1
- 238000012790 confirmation Methods 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 230000008878 coupling Effects 0.000 description 1
- 238000010168 coupling process Methods 0.000 description 1
- 238000005859 coupling reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012045 crude solution Substances 0.000 description 1
- 210000005045 desmin Anatomy 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052981 lead sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940056932 lead sulfide Drugs 0.000 description 1
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical class Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N phencyclidine Chemical compound C1CCCCN1C1(C=2C=CC=CC=2)CCCCC1 JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003003 phosphines Chemical class 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010944 silver (metal) Substances 0.000 description 1
- XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N silver sulfide Chemical compound [S-2].[Ag+].[Ag+] XUARKZBEFFVFRG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- OJNSBQOHIIYIQN-UHFFFAOYSA-M sodium;bis(2-methylpropyl)-sulfanylidene-sulfido-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].CC(C)CP([S-])(=S)CC(C)C OJNSBQOHIIYIQN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 1
- 230000019635 sulfation Effects 0.000 description 1
- 238000005670 sulfation reaction Methods 0.000 description 1
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L sulfite Chemical compound [O-]S([O-])=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 229910052716 thallium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
- RYYWUUFWQRZTIU-UHFFFAOYSA-K thiophosphate Chemical compound [O-]P([O-])([O-])=S RYYWUUFWQRZTIU-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004448 titration Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Chemical group 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N zinc;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Zn+2] RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/02—Froth-flotation processes
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
I-.-«jTT'J fftl .... KUULUTUSJULKAISU , _ _ _ _ ^ (11) UTLÄCGHINGSSKRIFT 65 80 5 C Patentti cyennetty 10 07 19S4 (4S) Patent ceddelat ^ ’ (51) Kt.Hu/lm.a.3 C 22 B 13/00, 11/00 SUOMI —FINLAND (21) NMitUkA«mw-Ptt«maMBki»ln( 803096 (22) H»k«ml*p4lvi — AnaAkntnpdkg 30.09.80 (23) AlkupaM—Glkl«h*«ltc 30.09.80 (41) Tullut (ulklMlul — BIMt off«KM| 31.03.82
.. L. ___ . (44) Nihttvilulpunon |* luMtl)ulk*i«an pvm. — on no »L
Patent· och registentyrelsen ' ’ amMcm uth|d oct uiLakrNkm ruMcund
(32)(33)(31) Pyydetty «tuoilm»—teglH rriorkM
(71) Outokumpu Oy, Outokumpu, Fl; Töölönkatu 1», 00100 Helsinki 10, Suomi-Finland(Fl) (72) Jussi Kalevi Rastas, Pori, Kaarlo Matti Juhani Saari, Vanha-Uivila, Väinö Viljo Heikki Hintikka, Vanha-Uivila, Jaakko Olavi Leppinen, Vammala, Aimo Ensio Järvinen, Kokkola, Suomi-Finland(FI) (7*0 Berggren Oy Ab (5**) Menetelmä lyijyn, hopean ja kullan taiteenottamiseksi elektrolyyttisen sinkkiprosessin rautapitoisesta jätteestä - Förfarande för ätervinning av bly, silver och guld ur järnhaltigt avfall frän en elektrolytisk z i nkprocess Tämä keksintö kohdistuu menetelmään, jolla elektrolyyttisen sinkkiprosessin ja erityisesti sinkkipasutteen liuotusmenetel-män yhteydessä toteutetaan sinkin, kuparin ja kadmiumin korkean talteensaannin ohella myös lyijyn, hopean ja kullan talteenotto rautapitoisesta jätteestä edullisella ja yksinkertaisella tavalla.
Elektrolyyttisen sinkkiprosessin lähtöaineena on sulfidinen sinkkirikaste, josta pasuttamalla saadaan oksidinen tuote, sinkkipasute. Tämä sisältää pääkomponentin, sinkkioksidin, ohella käytönnöllisesti katsoen kaiken alkuperäisen rikasteen raudan sitoutuneena sinkkiin sinkkiferriitiksi. Raudan määrä rikasteessa vaihtelee yleensä 5-15 % rikasteesta riippuen. Rikasteen rautapitoisuutena noin 10 % edustaa nykyisille raaka-aineille tyypillistä arvoa. Tämä merkitsee silloin, että noin 10 % rikasteen sinkistä on sitoutuneena sinkkiferriittiin, ZnFe20^, jonka määrä tässä tyypillisessä tapauksessa on 21,5 % pasutteen kokonaismäärästä.
65805
Sinkkirikaste sisältää sinkin ohella myös muita arvometalleja kuten Cu, Cd, Pb, Ag ja Au, joiden talteenotolla on sinkkipro-sessin kokonaistaloudessa huomattava merkitys. Sinkkiprosessia suunniteltaessa tai prosessimuutoksia tehtäessä on kuitenkin otettava huomioon useiden rikasteen sisältämien alkuaineiden käyttäytyminen prosessissa. Eräät näistä (Zn, S, Cu, Cd, Pb,
Ag, Au) vaikuttavat ensisijaisesti sinkkiprosessin taloudellisuuteen, kun taas toisilla (Fe, Cu, Ni, Ge, Tl, In, Ca, Mg,
Mn, Cl, F) on vähemmän tai ei lainkaan taloudellista merkitystä, mutta ne on otettava tarkasti huomioon prosessin toimivuutta ajateltaessa. Lisäksi on alkuaineita, joilla on merkitystä ympäristösuojelun (S, Hg, Se), sivutuotteiden laadun (Hg, Se, As, Sb, Sn) tai jätteiden muodostumisen (Fe, Si, AI, Ca) kannalta.
Prosessin taloudellisuudelle on ensiarvoisen tärkeätä, että sinkin talteensaanti on korkea. Nykyisin hyvänä pidettävässä prosessiratkaisussa on asetettava tavoitteeksi sinkin talteen-saannille vähintään 97-98 % ja lisäksi edellä mainittujen arvo-aineiden mahdollisimman hyvä talteenottaminen myyntikelpoisessa muodossa.
Tyypillisen sinkkirikasteen keskimääräisiksi arvometallipi-toisuuksiksi voidaan olettaa likimäärin seuraavat arvot:
Zn 53 %, Cu 0,5 %, Cd 0,2 %, Pb 1 %, Ag 60 g/t, Au 0,5 g/t.
Tämä merkitsee, että tuotteiden nykyhinnoilla kuparin ja kadmiumin yhteinen arvosisältö on 4-5 %, lyijyn, hopean ja kullan 8-10 % sekä lisäksi rikin arvo laskettuna rikkihappona 5-6 % eli sivutuotteiden arvosisältö yhteensä noin 20 % prosessin päätuotteena olevan sinkin arvosta. Näin ollen on selvää, että kilpailukykyiselle prosessille on oleellista myös mainittujen sivutuotteiden mahdollisimman täydellinen talteensaanti.
Mitä tulee mainittuihin haitallisiin aineisiin erityisesti rautaan ei sen talteensaannilla ole erityistä taloudellista merkitystä (raudan arvo rautamalmina on noin 0,2 % sinkin arvosta) ; sen sijaan prosessissa muodostuvat rautayhdisteet aiheuttavat usein vaikeasti ratkaistavan jäteongelman.
Ennen vuotta 1965 elektrolyyttisessä sinkkiprosessissa oltet- 3 65805 tiin yleisesti talteen laimealla happoliuotuk sella lähinnä sinkkioksidiin ja -sulfaattiin sitoutunut sinkki liukenemattoman ferriittisen aineksen muodostaessa liuotusjätteen, joka useissa tapauksissa ohjattiin jätealueille. Tällöin menetelmän kannalta haitallisen raudan mukana menetettiin jätealueelle myös ferriittiin sitoutunut sinkki, kupari ja kadmium sekä liuotus-olosuhteissa liukenemattomina yhdisteinä pysyneet lyijy, hopea ja kulta. Tällöin metallien talteensaantoasteet olivat tyypillisesti sinkille 87-89 %, kuparille noin 50 % ja kadmiumille 50-60 % sekä lyijylle, hopealle ja kullalle 0 %. Ferriittisen liuotusjätteen määrä oli keskimäärin noin kolmannes prosessiin syötetyn pasutteen määrästä. Mainittua menettelytapaa sovellettiin, koska ei tunnettu pasutteen sisältämien suurten rauta-määrien erottamiseen sopivaa menetelmää.
Tässä suhteessa oleellisen parannuksen toivat toisaalta Steintveit' in ja toisaalta Haigh & Pickering'in vuonna 1965 jättämät patenttihakemukset (norjalainen patentti n:o 108047 ja australialainen patentti n:o 401 724), joiden esittämissä ratkaisuissa ferriitit liuotettiin ja rauta saostettiin hyvin laskeutuvan ja suodattuvan jarosiittiyhdisteen muodossa. Edellisessä saostettiin rauta atmosfcätiSissä olosuhteissa käyttäen saostuksessa syntyvän rikkihapon neutralointiin sinkkipasut-teen sinkkioksidia. Jälkimmäisessä raudan saostus suoritettiin autoklaavissa ilman neutralointia. Jarosiittiprosessi on edellisen patentin mukaisena menetelmänä täydennettynä jarosiitti-sakan happamalla pesulla (norjalainen patentti n:o 123 248) löytänyt laajan käytön sinkkiteollisuudessa. Menetelmä on kuvattu mm. artikkelissa G. Steintveit "Die Eisenfällung als Jarosit und ihre Anwendung in der Nassmetallurgie des Zinks", Erzmetall 23 (1970) 532-539.
Jarosiittiprosessissa sinkin saanto kohoaa välille 97-98 %, kadmiumin saanto 90-95 %, kuparin saanto 80-90 % sekä lyijyn, hopean ja kullan saan hot 70-80 %. Prosessista poistetaan jaro-siittisakka, jonka rautapitoisuus on likimäärin 30 % ja määrä vajaa 30 % prosessiin syötetyn pasutteen määrästä. Sakka muodostaa monesti - erityisesti suuren vuotuisen määränsä johdosta - ao. teollisuuslaitokselle jäteongelman. Prosessin liuotus-vaiheesta poistetaan liuotusjäte, joka sisältää pääosan rikas- 4 65805 teen lyijystä, hopeasta ja kullasta. Liuotusjätteen määrä on useimmiten noin 5 % pasutesyötön määrästä. Jätteen lyijypitoisuus on yleensä noin 20 %. Tällaisen liuotusjätteen matala lyijypitoisuus ja sen oksidinen ja sulfaattinen koostumus ovat alentaneet sen kaupallista arvoa, ja siksi on ymmärrettävissä, että se aikaisemmin lyijyn ja jalometallien suhteellisen matalan hintatason vallitessa ei tarjonnut erityisen kiinnostavaa prosessoinnin kohdetta, ja saatettiin monessa tapauksessa ohjata jarosiittisakan ohella jätealueelle.
Pian jarosiittiprosessin jälkeen kehitti Socd§t§ de la Vieille
Montagne goethiittiprosessin (belgialainen patentti n:o 724 214). Se eroaa jarosiittiprosessista raudan pelkistysvai-3+ 2+ heen (Fe Fe ) ja raudan saostusvaiheen osalta. Rauta saos-tetaan goethiittinä käyttäen saostuksessa syntyvän rikkihapon neutralointiin sinkkipasutteen sinkkioksidia.
Goethiittiprosessin metallisaannot ovat suurin piirtein samat kuin jarosiittiprosessissa. Prosessista poistetaan rautasakka ja liuotusjäte. Viimeksi mainittu on laadultaan ja määrältään samanlainen kuin jarosiittiprosessin liuotusjäte. Rautasakka on nyt goethiittipohjainen ja sen rautapitoisuus on noin 45-48 %. Sen määrä on selvästi pienempi kuin vastaavan sakan jarosiittiprosessissa, mutta tässäkin tapauksessa lähes 20 % sinkkipasutteen syötön määrästä. Goethiittiprosessia on kuvattu artikkelissa J.N. Andr§, N.J.J. Masson "The Goethite Process in Retreating Zinc Leaching Residues" ΑΙΜΕ Annual Meeting, Chicago, February, 1973.
Kuten edellä esitetyistä lyhyistä menetelmäkuvauksista selviää sekä jarosiitti- että goethiittiprosessi tuottavat suhteellisen suuret rautasakkamäärät, jotka eivät ilman jatkokäsittelyä sovellu esimerkiksi raakaraudan valmistukseen ja joille ei ole löytynyt muutakaan käyttöä, vaan ne on säännönmukaisesti ohjattu jätealueille.
Pyrkimys jätehaitan pienentämiseen on johtanut sellaisten ratkaisujen hakemiseen, joissa rauta saadaan erotetuksi riittävän puhtaana hematiittina tarkoituksella ohjata se rautateollisuuden raaka-aineeksi. Tältä pohjalta ovat kehittyneet hema- 5 65805 tiittiprosessit, joissa rauta saostetaan autoklaavivaiheessa prosessiliuoksesta hematiittina. Ensimmäisen hematiittiproses-siratkaisun kehitti The Dowa Mining Company, ja prosessi on käytössä sinkkitehtaalla Iijimassa Japanissa. Menetelmää on kuvattu artikkelissa S. Tsuaioda, J. Maeshiro, E. Emi, K. Sekine "The Construction and Operation of the Iijima Electrolytic Zinc Plant" TMS Paper Selection ΑΙΜΕ A-73-65 (1973).
Toisen hematiittiprosessin on kehittänyt äskettäin Ruhr-Zink GmbH Saksan liittotasavallassa. Menetelmää on kuvattu DT-OS 26 24 657 ja DT-OS 26 24 658 sekä artikkelissa A. von Röpenack "Die Bedeutung der Eisenfällung fiir die hydrometallUrgische Zinkgewinnung" Erzmetall Bd 32 (1979) 272-276.
Outokumpu Oy on kehittänyt jarosiittiyhdisteiden hyväksikäyttöön perustuvan prosessiratkaisun, konversioprosessin, jossa on kiinnitetty erityisesti huomiota sinkin, kuparin ja kadmiumin korkeaan talteensaantiin ja sinkkipasutteen liuotusprosessin yksinkertaistamisen. Menetelmä on ollut vuodesta 1973 lähtien käytössä Outokumpu Oy:n sinkkitehtaalla Kokkolassa. Prosessia käyttöönotettaessa oli tehtaan raaka-ainepohja lyijyn, hopean ja kullan suhteen niin matala, että niiden talteenotto ei metallien silloisten hintasuhteiden vallitessa näyttänyt taloudellisesti perustellulta. Sen sijaan nähtiin aiheelliseksi pyrkiä rikasteen sisältämien sinkin, kuparin ja kadmiumin mahdollisimman korkeaan talteenottoon sekä laitteiston ja prosessointitavan yksinkertaisuuteen. Osoittautui, että luopumalla aikaisemmin kuvattuun jarosiittiprosessiin normaalisti liittyvästä erillisestä lyijyä ja jalometalleja sisältävästä liuotusjätteen erottamisesta, voitiin jarosiittiprosessiin tavallisesti kuuluvat vaiheet - ferriittiliuotus, (esineutra-lointi), jarosiittisaostus ja jarosiittisakan hapan pesu - yhdistää yhdeksi prosessivaiheeksi, jossa samanaikaisesti ferriitti liukenee kuluttaen happoa) ja rauta saostuu jarosiitti-na (tuottaen happoa), ja siten yksinkertaistaa sinkkipasutteen liuotusprosessia. Tällöin prosessissa tapahtuvia ilmiöitä kuvaavat reaktiot (1) ja (2) (1) 3ZnFe204(s)+12H2S04(aq) * 3ZnS04(aq)+3Fe2<S04>3(aq) + 12H2°(aq) 6 65805 (2) 3Fe2(S04)3(aq)+Na2SO4( +12H20( * 2NaFe3 (SO,,) 2 (OB) (s) + 6H2S04(3^) (3) 3ZnFe204(s)+6H2S04( )+Na2S04 ^ 2NaFe3 <SO„) ., (OH) + 37znso... .
4 (aq) ovat keskenään vuorovaikutuksessa ja muodostavat summareaktion (3), jossa sinkkiferriitin sinkki menee liuokseen ja rauta konvertoituu samassa vaiheessa liuoksen kautta jarosiittifaasiin. Sinkin liuotus- ja kokonaissaannot ovat vastaavasti 98-99 % ja 97,5 - 98,5 % ja kuparin sekä kadmiumin kokonaissaannot 85-90 %. Menetelmää on kuvattu suomalaisessa patenttihakemuksessa 410/73 ja artikkeleissa T-L Huggare, S. Fugleberg, J. Rastas "How Outokumpu Conversion process raises zinc recovery" World Min. (1974) 36-42 ja J. Rastas, S. Fugleberg, L-G Björkqvist, R-L Gisler "Kinetik der Ferritlangung und Jaro-sitfällung" Erzmetall Bd. 32 (1979) 117-125.
Toisaalta raaka-ainepohjan muuttuminen aikaisempaa enemmän lyjyä, hopeaa ja kultaa sisältäviksi ja toisaalta näiden metallien - erityisesti jalometallien - hintasuhteissa tapahtuneet muutokset pakottavat nykyisin suunnittelemaan sinkkipa-sutteen liuotusprosessin sellaisiksi, että niissä sinkin, kuparin ja kadmiumin korkean talteensaannin ohella vastaava on saavutettava myös lyijyn, hopean ja kullan suhteen.
Aikaisemmin referoiduissa jarosiitti- ja goethiittiprosesseissa syntyy kuumassa happoliuotusvaiheessa liuotusjäte, joka ei sisällä enää ferriittejä mutta sisältää kaiken neutraaliliuo-tusvaiheeseen syötetyn pasutteen sisältämän lyijyn, hopean ja kullan. Tämän liuotusjätteen lyijypitoisuus on yleensä suhteellisen matala, usein noin 20 %. Jätteen matala lyijypitoisuus ja sen oksidinen ja sulfaattinen koostumus alentavat sen kaupallista arvoa. Siksi on ymmärrettävissä, että tämän - alunperin myytäväksi tarkoitetun - liuotusjätteen edelleen käsittelemiseksi on kehitetty menetelmiä, joilla jätteen sisältämä lyijy, hopea ja kulta saadaan paremmin myytävään muotoon.
Asturiana De Zinc S.A. on suomalaisessa patenttihakemuksessaan 3435/70 esittänyt menetelmän, jossa edellä kuvatulla tavalla muodostunutta kuuman happoliuotuksen liuotusjätettä, missä lyijy on lyijysulfaattina ja hopea hopeakloridina ja -sulfi-dina, uutetaan kloridilla kyllästetyllä ja happamaksi tehdyllä 65805 liuoksella sellaisten yhdisteiden, jotka kiihdyttävät jäännöksissä olevien metallisulfidien hapettumista, kuten kupariklo-ridien, läsnäollessa, lämpötilassa, joka on ympäristön lämpötilan ja liuoksen kiehumispisteen välillä, uuttamisen tapahtuessa yhdessä tai useammassa vaiheessa. Tällöin hopeakloridi ja lyijysulfaatti molemmat liukenevat muodostaen hopea- ja lyijykloridikomplekseja. Hopeasulfidin muuntumista hopeaklo-ridiksi pyritään edistämään sopivien reagenssien, kuten kupari-kloridin, lisäyksillä. Sekä lyijy että hopea voidaan erottaa liuoksesta liukenemattomina suoloina, kuten sulfideina tai saostamalla metallit peräkkäin liuoksesta sementoimalla käyttäen tähän reagensseina lyijyä ja sinkkiä.
Sociöt§ des Mines et Fonderies de Zinc de la Vieille Montagne'n suomalaisen patenttihakemuksen 761582 kohteena on menetelmä, jossa otetaan talteen kuuman happoliuoksen liuotusjätteestä, joka ei enää sisällä ferriittiä, toisaalta jalometalleja, varsinkin hopeaa ja toisaalta lyijyä. Menetelmälle on tunnusomaista, että liuotusjäte lietetään veteen, lietteen pH säädetään välille 1-5, lisätään sulfidien kokoojaa ja vaahdotetaan. Saadaan toisaalta sulfidikonsentraatti, joka sisältää hopeaa, sulfideja - ennen kaikkea hopeasulfidia ja sinkkisulfidia - ja alkuainerikkiä, ja toisaalta vaahdotusjäte. Vaahdotusjäteliet-teen pH säädetään välille 1-4, lisätään orgaanista anionista kokoojaa ja vaahdotetaan. Saadaan lyijysulfaattikonsentraatti ja vaahdotusjäte, joka sisältää piidioksidia, rautaoksideja ja kalsiumsulfaattia.
Myös Asturiana de Zinc S.A:n suomalaisen patenttihakemuksen 214/74 kohteena on menetelmä, jossa vaahdotuksen avulla otetaan talteen lyijyä ja hopeaa sinkkiprosessissa neutraaliliuotus-jätteen kuuman happoliuotuksen jälkeisestä liuotusjätteestä, joka ei enää sisällä ferriittejä. Menetelmälle on tunnusomaista, että ensin vaahdotetaan sopivia kokoojia käyttäen suurin osa hopeasta, rikistä ja sinkistä ilman rikitysaineita, vaahdotetulle tuotteelle suoritetaan kertaus 1-3 kertaa, jolloin saadaan hopean, rikin ja sinkin suhteen rikastunut konsentraat-ti, kun taas jäännös käsitellään lyijysulfaatin pintaa aktivoivalla aineella, joka parhaiten on natriumsulfidi, jolloin jäännöksen sisältämän lyijysulfaatin pinta aktivoituu ja kun 8 65805 lisätään sopivaa kokoojaa vaahdottuu täten naamioitu lyijysul-faatti. Saatu tuote kerrataan 1-3 kertaa, jonka jälkeen saadaan lopullinen lyijysulfaattirikaste.
Japanilainen yhtiö, Mitsubishi Metal Corporation, on jo vuonna 1961 suunnitellut prosessin hopean talteenottamiseksi vaahdottamalla sinkkipasutteen liuotusprosessin ferriittisestä liuotus jätteestä. Ferriittinen liuotusjäte on aikaansaatu käsittelemällä neutraaliliuotusjätettä lievästi happamissa olosuhteissa (pH = 1,8), jolloin vapaa sinkkioksidi liukenee sinkkiferriitin jäädessä liukenematta. Menetelmää on lyhyesti kuvattu artikkelissa E. Moriyma, Y. Yamamoto "Akita Electrolytic Zinc Plant and Residue Treatment of Mitsubishi Metal Mining Company, Ltd.", ΑΙΜΕ World Symphosium on Mining & Metallurgy of Lead and Zinc,
Voi II, 1970, 198-222. Myöhemmin on menetelmää esitelty - sen silloisessa muodossa ja aikaisempaa yksityiskohtaisemmin - artikkelissa Y. Yamamoto "Silver Recovery from Zinc Residue" TMS Paper Selection ΑΙΜΕ A 77-18 (1977). Menetelmän mukaan ferriittinen liuotusjäte lietetään veteen, lietteeseen lisätään sulfidien kokoojaa ja vaahdon muodostajaa ja vaahdotetaan. Vaahtoon nousevat ensisijaisesti ferriittisen liuotusjätteen sulfidiset faasit sfaleriitti (ZnS) ja argentiitti (Ag2S).
Hopean ja kullan talteensaannot menetelmällä ovat vastaavasti väleillä 75-80 % ja 30-35 %.
Tarkasteltaessa sinkkipasutteen liuotusprosessien yhteydessä toteutettuja tai ehdotettuja lyijyn ja hopean talteenottomene-telmiä nähdään, että suomalaisten patenttihakemusten 3435/70, 761582 ja 214/74 esittämät ratkaisut kohdistuvat liuotusjätteen -joka on neutraaliliuotusjätteen kuumasta happoliuotuksesta ulostuleva liuotusjäte - jatkokäsittelyyn ja että ratkaisut liittyvät siten monivaiheisten jarosiitti- ja goethiittipro-sessien käyttöön. Kun näihin vielä lisätään kuuman happoliuotus-jätteen tai usein myös vahvahappoliuotusjätteeksi kutsutun materiaalin jatkokäsittely joko kloridiliuotusta tai vaahdotus-ta apuna käyttäen, saadaan monesta osaprosessista koostunut kokonaisuus, jonka prosessiteknillisessä hallinnassa ilmenevät vaikeudet ovat suhteessa kokonaisprosessin kompleksisuuteen.
Mitsubishi Metal Corporation'in menetelmän kohteena on fer- 9 65805 riittinen liuotusjäte ja siinä erityisesti hopean talteenotto. Tämä toteutetaan liuotusjätteeseen kohdistuneella suoralla vaah-dotusmenetelmällä. Menetelmällä ei saada talteen liuotusjätteen sisältämää lyijyä, kullan talteensaanto, 30-35 %, on matala ja hopeankin talteensaanto jää 75-80 %:iin.
Jos taas tarkastellaan Outokumpu Oy:n suomalaisen patenttihakemuksen 410/73 mukaista prosessia, nähdään, että liuotusprosessin teknillinen toteutustapa on - sekä laitteiston että prosessin säädön kannalta - yksinkertainen. Puutteena on, että sillä ei saada talteen rikasteen sisältämää lyijyä, hopeaa ja kultaa, vaan ne menetetään jarosiittisakan mukana jätealueelle. Tähän suomalaisen patenttihakemuksen 410/73 esittämän prosessin haitaan tuo tämän keksinnön mukainen menetelmä parannuksen.
Nyt on yllättäen havaittu, että lyijy, hopea ja kulta voidaan selektiivisesti sulfidoida ferriittijätteestä ilman että liuoksessa oleva sinkki samalla sulfidoituisi ilman että ferriittiä olennaisesti liukenisi Selmalla.
Tämän keksinnön mukaisessa menetelmässä, jonka pääasialliset tunnusmerkit ilmenevät patenttivaatimuksesta 1, ohjataan neut-raaliliuotusvaiheesta otettu ferriittinen liuotusjäte näin ollen sulfidointivaiheeseen, jossa liuotusjätteen lyijysulfaatin lyijy ja hopeayhdisteiden, kuten hopeakloridin, hopea sulfi-doidaan täydellisesti suljetussa reaktorissa lyijyyn ja hopeaan nähden ekvivalentilla sulfidimäärällä. Sulfidointiaineina voidaan käyttää Na2S, Ca(HS)2 tai I^S. Suljetussa reaktorissa tai reaktoreissa tapahtuvat sulfidointireaktiot - sulfidointiai-neena natriumsulfidi - ovat seuraavat: <4> PbS04(s) + Na2S(aq> * PbS(s) + Na2S04<aq) (5) 2AqCl(s) + Na2S(aq) 4*Ag2S(s) + 2NaCl(aq).
Sulfidointivaiheesta liete johdetaan vaahdotusvaiheeseen, jossa sulfidien kokoojia, oksidisen materiaalin painajia ja vaahdon muodostajia käyttäen suoritetaan sulfidien vaahdotus. Vaahdotus pyritään suorittamaan siten ja sellaisissa olosuhteissa, että vaahtoon nousevat ensisijaisesti Ag2S ja PbS. Yleensä myös ferriittiseen liuotusjätteeseen sisältyvä pasut- 10 65 80 5 tamaton sinkkisulfidi ja mahdollisesti sulfidointivaiheessa syntynyt sinkkisulfidi nousevat sulfiäiseen vaahtoon.
Keksinnöllä saavutetaan mm. ne edut, ettei ferriittiä tarvitse liuottaa ennen lyijyn, hopean ja kullan vaahdottamista ja lisäksi nämä arvoaineet saadaan olennaisesti kvantitatiivisesti talteen yhteisrikasteena.
Vaahdotusvaiheessa erotetaan sulfidinen, ferriittinen ja liuos-faasi toisistaan. Ferriittinen faasi, johon sisältyvät myös pasutteen sivukivi ja prosessissa muodostunut kipsi, johdetaan suomalaisen patenttihakemuksen 410/73 mukaiseen konversiovai-heeseen, johon myös syötetään sellaiset rikkihappo- ja NH3-, (NH^^SO^- tai Na2SO^-määrät, että ne ovat vaiheeseen tulevaan ferriittimäärään nähden ekvivalentteja reaktion (3) mukaan ja lisäksi siten mitoitettuja, että vaiheen lopussa rikkihappopi-toisuus asettuu välille 15-80 g/1 edullisesti välille 30-50 g/1 ja NH4- tai Na-pitoisuus välille 3-5 g/1.
Keksintöä selostetaan alla lähemmin viitaten oheiseen piirustukseen, joka esittää kaaviollisesti tämän keksinnön mukaisen menetelmän kytkennän eli millä tavalla ferriittisen liuotusjätteen sulfidointi- ja vaahdotusvaiheet kytketään suomalaisen patenttihakemuksen 410/73 mukaiseen prosessiin. Kuvioon on merkitty myös suomalaisen patenttihakemuksen 760486 mukainen jaro-siitin kierrätys konversiovaiheessa, joka kierrätys tehostaa konversiovaiheen toimintaa siten, kuin on esitetty mainitussa patenttihakemuksessa ja myös artikkelissa J. Rastas, S. Fugle-berg, L-G Björkqvist, R-L Gisler "Kinetik der Ferritlaugung und Jarositfallung" Erzmetall Bd. 32 (1979) 117-125.
Liuottamalla sinkkipasutteesta pois sen sinkkioksidi- ja sink-kisulfaattifaasit jää jäljelle ferriittinen liuotusjäte. Ferriittinen liuotusjäte sisältää pasutteen sinkkiferriitin, pa-suttamattoman sinkkisulfidin ja liuotusolosuhteissa liukenemattomat tai liukenemattomiksi yhdisteiksi muuntuneet pasutteen sivukomponentit, kuten lyijysulfaatin, hopeayhdisteet, kipsin, silikaatit ja piidioksidin. Tällainen selektiivinen liuotus voidaan suorittaa prosessin rikkihappopitoisella paluuhappo-liuoksella säätämällä liuotuksessa pH-arvo välille 1,5-2,5.
11 65 80 5
Sopiva liuotuslämpötila on 70-95°C. Käytännössä ferriittinen liuotusjäännös saadaan aikaan esimerkiksi kaksivaiheisella vas-tavirtaisella neutraaliliuotuksella, kuten on esitetty suomalaisessa patenttihakemuksessa 410/73, tai kaksivaiheisella myötävirtaisella neutraaliliuotuksella. Tässä jälkimmäisessä vaihtoehdossa pasutteesta liuotetaan selektiivisesti sen sinkki-oksidi- ja sinkkisulfaattifaasit edellä mainituissa liuotus-olosuhteissa. Liuotuksen jälkeen erotetaan kiintoainefaasi, ferriittinen liuotusjäte. Se pestään ja johdetaan sulfidointi-vaiheeseen, jossa sen sisältämä lyijy ja hopea, jotka ovat fer-riittisessä liuotusjätteessä niukkaliukoisina yhdistein^, sulfi-doisaan. Ferriittisestä liuotusjätteestä erotettu liiiosfaasi neutraloidaan pH-välille 4-5 pienellä sinkkipasutanäärällä. Tässä vaiheessa jäljelle jäänyt kiinto-faasi erotetaan laskeuttamalla ja palautetaan edelliseen - sinkkioksidin - liuotusvaiheeseen. Liuos, jota yleensä kutsutaan raakaliuokseksi, johdetaan liuospuhdistukseen.
Ferriittisen liuotusjätteen sulfidointi suoritetaan suljetuissa reaktoreissa, joihin johdetaan lyijyyn ja hopeaan nähden reaktioiden (4) ja (5) mukaan ekvivalentti määrä sulfidia esimerkiksi natriumsulfidi- tai kalsiumvetysulfidi-liuoksen muodossa. Reaktorit mitoitetaan lietteen syöttönopeuteen nähden sellaisiksi, että lietteen viive reaktoreissa eli sulfidien saostus-aika on sopiva. Sulfidoinnissa pyritään saostumisnopeuden säädöllä - säätämällä saostumisnopeus riittävän hitaaksi - sekä lyijy- ja hopeasulfidiytimien käytöllä huolehtimaan siitä, että lyijy- ja hopeasulfidi saostuvat valmiiden lyijy- ja hopeasulfidiytimien päälle ilman että sulfidit muodostaisivat alkuperäisten lyijy- ja hopeayhdisteiden ympärille tiiviitä sulfidikalvoja. Lisäksi ytimien määrällä, lämpötilalla, liuoksen pH:n ja saostumisnopeuden säädöllä voidaan vaikuttaa sul-fidipartikkelien raekokoon. Liuoksen pH:n ja sulfidisyötön sääntelyllä voidaan estää suurimmalta osalta epätoivottu sinkki-sulfidin saostuminen. Sulfidoinnin tarkoituksena on viedä fer-riittisessä liuotusjätteessä niukkaliukoisina yhdisteinään olevat lyijy ja hopea täysin sulfidimuotoon.
Sulfidoidun ferriittisen liuotusjätteen vaahdotusvaiheessa pyritään etsimään sellaiset vaahdotusolosuhteet, että lyijy- ja hopeasulfidit menevät mahdollisimman täydellisesti vaahdo-tusrikasteeseen.
12 6 5 8 0 5
Kun jalometalleja ja lyijyä sisältävä materiaali on sulfidoitu keksinnön mukaisesti, suoritetaan em. arvometallien talteenotto sinänsä tunnetulla vaahdotusmenetelmällä, jolloin pH-alue on hapan, edullisesti 2-4. Sulfidointikäsittelystä tuleva liete johdetaan sen jälkeen kun pH on säädetty halutulle alueelle valmennukseen, johon lisätään tunnettua sulfidikokoojaa (ksan-taattia, ditiofosfaattia, tiokarbamaattia tms.).Kokoojali-säyksen yhteydessä lisätään pieni määrä vaahdotetta (esim. trietoksibutaani, TEB) ja mahdollisesti tarvittava modifiointi-(pinta-aktiivisuutta pienentävä) kemikaali. Valmennuksen jälkeen johdetaan k.o. liete vaahdotuskennostoon, jossa arvometallimi-neräalit saadaan vaahtotuotteeseen ja ei-toivotut mineraalit ei-vaahdottuvaan tuotteeseen. Kun rikasteelle (vaahtotuote) suoritetaan riittävän monta kertausvaahdotusta (4-6 kpl) saadaan haluttu lopputuotteen laatu. Tässä tapauksessa lyijysul-fidirikaste, jossa Pb*v 60 %; Ag 4000-4500 g/t vaahdotukseen tulevan lietteen kiintoainepitoisuus on edullisimmin 25-35 % lietteen painosta eli 300-500 g kiintoainetta/1 lietettä.
Edellä esitetty ja myöhemmin esimerkissä yksityiskohtaisesti kuvattu sulfidointi- ja vaahdotusmenettely lyijyn ja hopean talteenottamiseksi ferriittisestä liuotusjätteestä soveltuu vastaavalla tavalla toteutettuna myös monille muille lyijyä ja hopeaa sisältäville materiaaleille. Yleisesti voidaan sanoa, että menetelmä soveltuu kaikille sellaisille materiaaleille, jotka sisältävät lyijyä ja hopeaa yhdisteinä, jotka ovat vastaavia sulfideja helppoliukoisempia. Useimmiten niukkaliukoi-nen lyijy-yhdiste on lyijysulfaatti ja niukkaliukoinen hopea-yhdiste hopeakloridi. Tällaisia lyijyä ja hopeaa sisältäviä materiaaleja ovat esimerkiksi suomalaisten patenttihakemusten 803097 ja 803098 mukaan syntyneet lyijy- ja hopeapitoiset hematiittipohjaiset kiintofaasit. Edellisessä menetelmässä kiintofaasi on syntynyt autoklaavi- ja jälkimmäisessä termisen käsittelyn tuloksena. Monesti myös sulfatoivalla pasutuk-sella tuotetaan vastaavia lyijy- ja hopeapitoisia hematiitti-pohjaisia kiintoainefaaseja.
Lyijyn, hopean ja kullan talteenottoa keksinnön mukaisella menetelmällä selostetaan yksityiskohtaisesti seuraavissa esimerkeissä.
13 65805
Esimerkki 1 5000 g ferriittistä liuotusjätettä lietettiin 10 l:aan HjSO^-liuosta, jossa HjSO^-pitoisuus oli 5 g/1. Lietteeseen lisättiin 300 g kosteaa PbS:a ja 20 g kosteaa AgjSra. Lisättyjen sulfidien kosteuspitoisuus oli 40-50 %. Tällaisen lietteen sulfidointikäsittely suoritettiin suljetussa reaktorissa, jossa oli voimakas potkurisekoitus, lämpötilamittaus, sulfidin-lisäyssysteemi ja vesimanometri paineen seuraamista varten. Lietteeseen lisättiin tällöin 500 ml 2,5 M Na2S-liuosta tasaisella nopeudella kolmen tunnin aikana. Lämpötila pidettiin sul-fidoinnin aikana 50°C:ssa. Liuoksen pH oli saostuksen lopussa 5,2. Ferriittinen liuotusjäte sisälsi ennen sulfidointia 22,4 % sinkkiä, josta vesiliukoista 0,05 % ja happoliukoista 0,16 %, rautaa 41,2 %, lyijyä 4,8 %, hopeaa 300 g/t ja kultaa 1,7 g/t. Hopea- ja lyijysulfidilisäyksen jälkeen seoksen hopeapitoisuus oli 470 g/t ja lyijypitoisuus 7,8 %.
Tällä näytteellä suoritettiin vaahdotuskokeita seuraavasti:
Koe 1
Lietteen kiintoainepitoisuus laimennettiin vettä lisäten 30 %:iin. Liete syötettiin vaahdotuskennoon, pH säädettiin H2S04:llä arvossa 2. Lietteeseen lisättiin tiofosfaattityyppistä sulfidikokoojaa (American Cyanamid, Aerofloat 242 promoter) 240 g/t ja TEB-vaahdotetta 60 g/t. Tätä seurasi noin 1 min valmennus mainitussa pH:ssa, jonka jälkeen vaahdotettiin esi-rikaste (vaahdotus kesti noin 15 min). Jäännöslietteeseen lisättiin em. kokoojaa 1100 g/t ja TEB-vaahdotetta 210 g/t ja noin 1 min valmennuksen jälkeen vaahdotettiin riperikaste jotka yhdistettynä kerrattiin kolme kertaa.
Seuraavassa taulukossa on esitetty havainnollisesti sulfi-dointiin menevän materiaalin, sulfidoinnista vaahdotukseen menevän materiaalin sekä vaahdotuksesta saadun rikasteen ja vaahdotusjätteen materiaalivirtaukset, niiden koostumus ja arvometallijakautuma vaahdotuksessa.
14 65805
Pb 4,8 % Pb 7,8 %
Zn 22,4 % Zn 21,7 %
Fe 41,2 % Fe 40,0 %
Ag 300 g/t Ag 470 g/t
Au 1,7 q/t Au -*->7 g/t I Isulfi- „ ., .
Ferriittlnen dointi -__ * Vaahdotus__ liuotusjäte 3 h 100 yks· 45 min 97 yks. f 100 yks.
φ v 3 yks. 10,8 yks. 89,2 yks*
Pbs KR^ Vaahdotusjäte
Ag2S pb % 61,5 1,3
Ytimet! R % 85,1 14,9_ g/t 4100" 30
Ag R % 94.2 5,8_ g/t 13,4 0,3 AU R % 84,3 15,7_
Zn % 8,7 23,3 R % 4,3 95,7_ % 6,5 44,1
Fe R % 1,8 98,2
Koe 1
Kuten eo, taulukosta nähdään, on sulfidointi+vaahdotus erittäin tehokas ja yksinkertainen menetelmä mainittujen arvometallien talteenottamiseksi (eo. tapauksessa on esim.hopean, johon pääasiallisin arvo sisältyy, pitoisuus saatu lähes 9-ker-taiseksi noin 95 prosentin saannolla.
Koe 2 Tässä kokeessa ovat sulfidointi ja sulfidoinnin syötemateriaali olleet täysin samanlaiset kuin kokeessa 1. Vaahdotuksessa on käytetty toisenlaista sulfidikokoojaa Aerophine 3418A (fosfiini-johdannainen, valmistaja American Cyanamid Company). Vaahdotus on muuten suoritettu samanlaisissa olosuhteissa kuin edellisessä esimerkissä. Aerophineä käytettiin 420 g/t etuvaahdotuk-sessa ja 180 g/t ripevaahdotuksessa samoin TEB-vaahdotetta 60 g/t ja 100 g/t vastaavasti. Vaahdotuksessa saatiin seuraava tulos (esirikaste + riperikaste kerrattu 4 kertaa).
15 65805 <kr4)
Syöte Pb-Ag-sulfidirikaste Vaahdotusjäte Paino-%_100_10,3_89,7_
Ag g/t 468 4300 30
Ag saanti % 100,0 95,0 5,0
Pb % 7,6 62,6 1,3
Pb saanti % 100,0 84,8 15,2
Zn % 21,3 8,6 22,8
Zn saanti % 100,0 4,2 95,8
Fe % 40,0 6,4 44,1
Fe saanti % 100,0 1,7 98,3
Eo. taulukosta nähdään, että tulostaso (Ag-Pb saanti/pitoisuus) on täysin samaa luokkaa kuin edellisessä kokeessa 1, vaikka tässä kokeessa onkin käytetty erilaista sulfidimineraalien kokoojaa kuin edellisessä kokeessa, ts. sulfidikokoojän tyypillä ei ole käytännöllistä merkitystä tuloksiin.
Koe 3
Seuraavassa kokeessa on vielä varmennus tästä, koska se on suoritettu ksantaattikokoojalla, KEX:llä (K-etyyliksantaatti). On tunnettua, että ksantaattien kestävyys vakavasti happamassa miljöössä ei ole niin hyvä kuin esim. tiofosfaattien. Tästä syystä on tämä koe suoritettu pH 3,5-4:ssä. Lietteen dispersiolla on oleellinen merkitys vaahdotuksen selektiivisyydelle, erikoisesti kun on kysymys erittäin hienosta materiaalista kuten tässä tapauksessa ( ~98 % - 74 ^,um) ; 88 % - 37 ^,um ja ^ 50 % - 5 ^um) pH-arvoa nostettaessa 2-3:n yläpuolelle tulevat em. vaikeudet vastaan. Vaikeudet on kuitenkin voitettavissa käyttämällä sppivaa lisäkemikaalia (esim. suomalaisen patenttihakemuksen n:o 782017 mukaista menetelmää). Tässä tapauksessa käytettiin 600 g/t pinta-aktiivisuuden poistavaa OK216:a (dionyylifenolietyleenioksidiaddukti, etyleenioksidia 16 moolia) , joka lisättiin valmennukseen yhdessä kokoojan (KEX) kanssa. Ksantaattia käytettiin 2000 g/t. Seuraavassa taulukossa saatu tulos.
16 65805
Pb-Ag-sulfidi- Vaahdotus-
Syöte rikaste (KRg) jäte
Paino-% 100 10,5 89,5
Ag g/t 47,2 4200 34
Ag saanti % 100,0 93,5 6,5
Pb % 7,8 61,5 1,5
Pb saanti % 100,0 82,8 17,2
Zn % 20,8 8,8 22,2
Zn saanti % 100,0 4,4 95,6
Fe % 39,8 6,8 43,7
Fe saanti % 100,0 1,8 98,2
Yllä olevassa taulukossa oleva tulos näyttää, kuten edellä jo todettiinkin, yhdessä kokeen 1 ja kokeen 2 tulosten kanssa, että käytettäessä keksinnön mukaista menetelmää ei saavutettu tulostaso ole riippuvainen käytetystä sulfidimineraalien kokoojasta eikä myöskään happamassa miljöössä (pH 2-4) suoritetun kokeen tarkasta pH-arvosta (koe 1 ja koe 2 pH 2; koe 3 pH 3,5-4) kun tarvittaessa käytetään sopivia tunnettuja lisäke-mikaaleja.
Esimerkki 2
Termisestä konversiosta (suomalainen patenttihakemus 803098) saatua hematiittisakkaa lietettiin 2000 g 5 Isaan H2S04-liuos-ta, jossa HjSO^-pitoisuus oli 5 g/1. Lietteeseen lisättiin 100 g PbS:a ja 500 mg Ag2S:a, lisättyjen sulfidien kosteus oli 40-50 % H20. Sakan sulfidoinnissa käytettiin edellisen esimerkin mukaista järjestelyä, jolloin lisättiin 200 ml 2,5 M Na2S-liuosta tasaisella nopeudella 3 tunnin ajan. Lämpötila pidettiin sulfidoinnin aikana 50°C:ssa. Liuoksen pH oli saostuksen lopussa noin 5.
Sulfidointiin syötetty materiaali sisälsi sinkkiä 0,7 %, rautaa 50,5 %, lyijyä 4,5 % ja hopeaa 240 g/t. Kun lietteeseen lisättiin Ag2S ja PbS olivat pitoisuudet 6,9 % lyijyä, 380 g/t hopeaa.
Tällä materiaalilla suoritettiin vaahdotuskoe kuten kokeessa 2 ja saatiin seuraava tulos.
17 65805 kr5
Syöte Pb-Ag-sulfidirikaste Vaahdotusjäte Paino-% 100 10,8 89,2
Ag g/t 380 3250 32
Ag saanti % 100,0 92,5 7,5
Pb % 6,0 57,8 0,73
Pb saanti % 100,0 90,5 9,5
Zn % 0,7 0,3 0,75
Zn saanti % 100,0 4,6 95,4
Fe % 50,5 18,8 54,3
Fe saanti % 100,0 4,0 96,0
Kuten taulukosta havaitaan, on saatu tulos täysin samaa luokkaa esimerkin 1 kokeiden tulosten kanssa hopean ja lyijyn saannin osalta. Lopullisen rikasteen matalampi hopeapitoisuus johtuu luonnollisesti lähtömateriaalin matalammasta hopeapitoisuudesta.
Esimerkki 3 Tässä tapauksessa on sulfidointi-vaahdotusprosessin lähtömateriaalina ollut autoklaavikonversiosta (suomalainen patenttihakemus 803097) saatu, esimerkin 2 lähtömateriaalia vastaava tuote.
2700 g autoklaavikäsittelystä saatua hematiittipohjaista sakkaa lietettiin 10 Isaan H2S04-liuosta, jossa H2S04~pitoisuus oli 5 g/1. Lietteeseen lisättiin 160 g PbSsa ja 1,2 g Ag2S:a. Lisättyjen sulfidien kosteus oli 40-50 % H20.
Sulfidointikäsittely suoritettiin edellä esitettyjen esimerkkien mukaisessa laitteistossa, jolloin 2,5 M Na2S-liuosta lisättiin 250 ml tasaisella nopeudella 3 h:n aikana. Lämpötila oli sulfidoinnin aikana, kuten aikaisemminkin 50°C. Liuoksen pH oli saostuksen lopussa noin 5.
Sulfidointiin menevä materiaali sisälsi rikkiä 0,6 %, rautaa 51,4 %, lyijyä 4,0 %, hopeaa 203 g/t ja kultaa 0,6 g/t. Kun lietteeseen oli lisätty alussa mainittu Ag2S ja PbS, oli hopea-pitoisuus 350 g/t ja lyijypitoisuus 6,8 %.
18 65805 Näin saadulla materiaalilla suoritettiin vaahdotuskoe edellisen esimerkin tavoin ja saatiin siitä seuraava tulos.
KRC
o
Syöte Ag-Pb-sulfidirikaste Vaahdotusjäte Paino-% 100,0 10,2 89,8
Ag g/t 350 3200 27
Ag saanti % 100,0 93,0 7,0
Au g/t 0,6 5,1 0,09
Au saanti % 100,0 86,2 13,8
Pb % 6,8 60,7 0,68
Pb saanti % 100,0 91,0 9,0
Zn % 0,6 0,3 0,63
Zn saanti % 100,0 5,1 94,9
Fe 51,4 19,0 55,1
Fe saanti % 100,0 3,8 96,2
Claims (7)
1. Menetelmä lyijyn, hopean ja kullan ottamiseksi talteen elektrolyyttisen sinkkiprosessin rautapitoisesta jätteestä vaahdottamalla rautapitoisen jätteen lietettä sulfidisen kokoojan läsnäollessa sulfidien vaahdottamiseksi ja erottamiseksi rautapitoisesta jätteestä, tunnettu siitä, että rautapitoinen jäte sulfidoidaan selektiivisesti lyijyn, hopean ja mahdollisesti kullan muuttamiseksi olennaisesti kvantitatiivisesti sulfidiksi ennen rautapitoisen jätteen vaahdottamista suorittamalla sulfidointi suljetussa tilassa ja syöttämällä rautapitoisen jätteen lietteeseen lyijyn, hopean ja kullan määrään nähden suurin piirtein ekvivalenttimäärä sulfidia.
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidointi suoritetaan hienojakoisten lyijy- ja hopeasulfidiytimien läsnäollessa lyijy- ja hopeasulfidin estämiseksi saostumasta rautapitoisen jätteen lyijy- ja hopeayh-disteiden pinnalle.
3. Patenttivaatimuksen 2 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että osa vaahdottamalla talteenotetusta sulfidirikas-teesta palautetaan sulfidointiin mainituiksi ytimiksi.
4. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidointi suoritetaan korotetussa lämpötilassa, edullisesti korkeintaan 80°C:ssa.
5. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidointi suoritetaan pH-arvossa 3-6, edullisesti 4-5.
6. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidointi suoritetaan 2-6 tunnin sisällä, edullisesti noin 3 tunnissa.
7. Jonkin edellisen patenttivaatimuksen mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidoidun lietteen pH säädetään arvoon 2-4 ennen vaahdotusta.
Priority Applications (9)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI803096A FI65805C (fi) | 1980-09-30 | 1980-09-30 | Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess |
| DE3137678A DE3137678C2 (de) | 1980-09-30 | 1981-09-22 | Verfahren zur Gewinnung von Blei, Silber und Gold aus eisenhaltigem Abfall des elektrolytischen Zinkgewinnungsprozesses |
| IN1068/CAL/81A IN155869B (fi) | 1980-09-30 | 1981-09-25 | |
| MX189385A MX156286A (es) | 1980-09-30 | 1981-09-28 | Metodo mejorad para recuperar plomo,plata y oro a partir de un residuo de un proceso de refinacion electrolitica-de zing,que contiene hierro |
| AU75707/81A AU533648B2 (en) | 1980-09-30 | 1981-09-28 | Froth flotation and pretreatment therefor |
| CA000386852A CA1181245A (en) | 1980-09-30 | 1981-09-29 | Process for the recovery of lead, silver and gold from the iron-bearing residue of an electrolytic zinc process |
| US06/306,707 US4385038A (en) | 1980-09-30 | 1981-09-29 | Flotation recovery of lead, silver and gold as sulfides from electrolytic zinc process residues |
| ES505858A ES8206648A1 (es) | 1980-09-30 | 1981-09-29 | Un procedimiento para recuperar plomo,plata y oro a partir del residuo que contiene hierro de un proceso de zinc elec- trolitico |
| GB8129485A GB2084491B (en) | 1980-09-30 | 1981-09-30 | A process for the recovery of lead silver and gold from the iron-bearing residue of an electrolytic zinc process |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI803096A FI65805C (fi) | 1980-09-30 | 1980-09-30 | Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess |
| FI803096 | 1980-09-30 |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI803096A FI803096A (fi) | 1982-03-31 |
| FI65805B FI65805B (fi) | 1984-03-30 |
| FI65805C true FI65805C (fi) | 1984-07-10 |
Family
ID=8513820
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI803096A FI65805C (fi) | 1980-09-30 | 1980-09-30 | Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess |
Country Status (9)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4385038A (fi) |
| AU (1) | AU533648B2 (fi) |
| CA (1) | CA1181245A (fi) |
| DE (1) | DE3137678C2 (fi) |
| ES (1) | ES8206648A1 (fi) |
| FI (1) | FI65805C (fi) |
| GB (1) | GB2084491B (fi) |
| IN (1) | IN155869B (fi) |
| MX (1) | MX156286A (fi) |
Families Citing this family (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1216157A (en) * | 1982-09-29 | 1987-01-06 | Donald R. Weir | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore |
| AU593728B2 (en) * | 1988-03-24 | 1989-09-28 | Korea Zinc Company Ltd | A process for the recovery of silver from the Pb/Ag cake |
| AUPM969194A0 (en) * | 1994-11-25 | 1994-12-22 | Commonwealth Industrial Gases Limited, The | Improvements to copper mineral flotation processes |
| CA2141099A1 (en) * | 1995-01-25 | 1996-07-26 | Adilson C. Manequini | Process for the hydrometallurgical and electrochemical treatment of the active mass of exhausted lead batteries, to obtain electrolytic lead and elemental sulphur |
| AU729901B2 (en) * | 1996-05-22 | 2001-02-15 | Bhp Billiton Ssm Indonesia Holdings Pty Ltd | pH adjustment of an aqueous sulphide mineral pulp |
| FI122099B (fi) * | 2010-04-30 | 2011-08-31 | Outotec Oyj | Menetelmä arvometallien talteen ottamiseksi |
| CN102952949B (zh) * | 2012-09-17 | 2014-04-16 | 株洲市兴民科技有限公司 | 一种处理锌浸渣的超声选冶方法及系统装置和用途 |
| WO2014168620A1 (en) * | 2013-04-11 | 2014-10-16 | Metals Technology Development Company, LLC | Improved method of recovering lead and other metals from polymetallic lead-bearing mineral resources, and composite polymetallic concentrate made there from |
| CN111675239B (zh) * | 2020-04-28 | 2022-07-08 | 廊坊师范学院 | 一种利用聚乙二醇型低共熔溶剂溶解提取碘化铅的方法 |
| CN113758549B (zh) * | 2021-09-01 | 2023-06-09 | 辽宁科技大学 | 一种快速测量浮选泡沫产品重量的方法 |
| CN118045696B (zh) * | 2024-04-10 | 2024-06-28 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种氧化锌矿的选矿方法 |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1197590A (en) * | 1915-11-10 | 1916-09-12 | Metals Recovery Co | Concentration of ores. |
| ES411058A1 (es) * | 1973-01-27 | 1975-12-01 | Asturiana De Zinc Sa | Procedimiento para concentrar por flotacion plomo y plata de productos que contienen el plomo de forma oxidada. |
| BE829988A (fr) * | 1975-06-06 | 1975-10-01 | Procede de traitement des residus de lixiviation des minerais de zinc |
-
1980
- 1980-09-30 FI FI803096A patent/FI65805C/fi not_active IP Right Cessation
-
1981
- 1981-09-22 DE DE3137678A patent/DE3137678C2/de not_active Expired
- 1981-09-25 IN IN1068/CAL/81A patent/IN155869B/en unknown
- 1981-09-28 MX MX189385A patent/MX156286A/es unknown
- 1981-09-28 AU AU75707/81A patent/AU533648B2/en not_active Expired
- 1981-09-29 US US06/306,707 patent/US4385038A/en not_active Expired - Lifetime
- 1981-09-29 ES ES505858A patent/ES8206648A1/es not_active Expired
- 1981-09-29 CA CA000386852A patent/CA1181245A/en not_active Expired
- 1981-09-30 GB GB8129485A patent/GB2084491B/en not_active Expired
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES505858A0 (es) | 1982-08-16 |
| DE3137678C2 (de) | 1983-01-20 |
| US4385038A (en) | 1983-05-24 |
| ES8206648A1 (es) | 1982-08-16 |
| FI65805B (fi) | 1984-03-30 |
| GB2084491A (en) | 1982-04-15 |
| AU7570781A (en) | 1982-04-08 |
| MX156286A (es) | 1988-08-08 |
| FI803096A (fi) | 1982-03-31 |
| GB2084491B (en) | 1984-10-03 |
| DE3137678A1 (de) | 1982-06-09 |
| CA1181245A (en) | 1985-01-22 |
| AU533648B2 (en) | 1983-12-01 |
| IN155869B (fi) | 1985-03-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4024218A (en) | Process for hydrometallurgical upgrading | |
| FI123376B (fi) | Arvokkaiden nikkeli- ja kobolttiosien talteenotto sulfidimalmin kellutusrikasteesta kloridiavusteisella hapettavalla paineuutolla rikkihapossa | |
| CA2160488C (en) | Recovery of metals from sulphidic material | |
| CA2650043C (en) | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions | |
| US4063933A (en) | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates | |
| FI65805C (fi) | Foerfarande foer aotervinning av bly silver och guld ur jaernhaltigt avfall fraon en elektrolytisk zinkprocess | |
| CA2076025A1 (en) | Recovery of metal values from zinc plant residues | |
| FI61522C (fi) | Foerfarande foer utvinning av icke-jaernmetaller ur sulfidmaterial | |
| AU752203B2 (en) | Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores | |
| MX2011013483A (es) | Metodo para la lixiviacion de concentrado de calcopirita. | |
| FI65804C (fi) | Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av bly silveroch guld samt zink ur orena jarositaoterstoden fraon en e letrolytisk zinkprocess | |
| FI69104C (fi) | Foerfarande foer aotervinning av zink och/eller ickejaernmetaller ur en jaernhaltig laesning eller ett fast material | |
| ES2794298B2 (es) | Procedimiento de extracción de metales a partir de minerales o concentrados de sulfuros polimetálicos | |
| KR101113631B1 (ko) | 정광의 제조방법 | |
| CA2421722C (en) | Pressure leaching process for zinc recovery from sulphidic ore materials | |
| US4355005A (en) | Process for the treatment of a raw material which contains oxide and ferrite of zinc, copper and cadmium | |
| US4362702A (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of a raw material which contains oxide and ferrite of zinc, copper and cadmium | |
| CN100354437C (zh) | 加工含有贵金属的硫化物矿石的方法 | |
| CN114540626A (zh) | 利用锑电积贫液梯级回收污酸中有价金属的方法 | |
| MXPA97001575A (en) | Improved process for the obtaining of copper from concentrated minerals containing dichomine | |
| MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals | |
| GB801403A (en) | Improvements in or relating to the production of iron oxide and sulfur |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM | Patent lapsed |
Owner name: OUTOKUMPU OY |