FI66913C - Tvaostegstryckurlakningsfoerfarande foer zink- och jaernhaltiga sulfidmineralier - Google Patents
Tvaostegstryckurlakningsfoerfarande foer zink- och jaernhaltiga sulfidmineralier Download PDFInfo
- Publication number
- FI66913C FI66913C FI763006A FI763006A FI66913C FI 66913 C FI66913 C FI 66913C FI 763006 A FI763006 A FI 763006A FI 763006 A FI763006 A FI 763006A FI 66913 C FI66913 C FI 66913C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- zinc
- extraction
- solution
- leaching
- acid
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
----1 ,., KUULUTUSJULKAISU . . Q . , vgg I'l I") uTL>«sNiNes»iirT 6691 3 ♦ f/Vy (4¾ Pr f'nt r;i :' dC 1Γ-1 (51) KT.lt lk*.a? c 22 B 19/22 SUOMI—FINLAND (Μ) ι^«ιΐιΛ^-Ν·«η^ 763006 (22) Hifc»mHpl>vt--Awfllwlwpihf 21.10.76 ' (23) AHwpMvi—GIWfl>tttd«t 21.10.76 (41) TmHiicjwUtlMlal <— MMtoffamMg 23.0lt.77
Patentti·)· rekisteri hall Itua _____________________ (44) ΓΐΙΙΝίνΐΙΕΜρβΙΚΝΙ JA WIMIiJUImWW P^m» ·· Q 0 .
PstenA» och reglsterstyrelsen ' 7 Araftkan uthcd och mUkriton pibticorad 31.0o.o4 (32)(33)(31) Pyyd*ty stsotki» B«t*rd prior** 22.10.75
Kanada(CA) 238439 (71) Sherritt Gordon Mines Limited, 2800 Commerce Court West, Toronto,
Ontario, Kanada(CA) (72) Herbert Veltman, Fort Saskatchewan, Alberta, Geoffrey James Julien Mould, Flin Flon, Manitoba, Paul Kawulka, Fort Saskatchewan, Alberta, Kanada(CA) (74) Oy Kolster Ab (54) Kaksivaiheinen sinkki- ja rautapitoisten su 1 fidimineraalien paineuutto-menetelmä - Tvastegstryckurlakningsförfarande för zink- och järnhaltiga sulf i dmi neralier
Keksinnön kohteena on menetelmä sinkin uuttamiseksi sinkkiä ja rautaa sisältävissä sulfideista ja varsinkin kaksivaiheinen hyd-rometallurginen paineuuttomenetelmä sinkin talteenottamiseksi sink-kisulfidimalmeista ja -rikasteista, jolloin sinkkiin liittyvä sul-fidirikki samalla muutetaan alkuainemuotoon.
US-patenttijulkaisusta 2 996 440 tunnetaan sinkin uuttaminen sinkkirautasulfidimineraaleista saattamalla sulfidit reagoimaan vesipitoisen rikkihapon kanssa happea sisältävän kaasun läsnäollessa korotetussa lämpötilassa ja paineessa. Tämän patentin menetelmässä hienojakoiset sulfidit lietetään vesipitoiseen rikkihappoon, joka sisältää vapaata rikkihappoa ainakin riittävästi sitomaan sulfidien sisältämän sinkin sinkkisulfaattina. Lietettä sekoitetaan korotetussa lämpötilassa rikin sulamispisteen alapuolella hapen ylipaineessa, kunnes sinkki olennaisesti täydellisesti on uutettu sul-fidimineraalista ja rikki samalla hapettunut alkuainerikiksi. Uutto- 2 6691 3 liuosta voidaan puhdistuksen jälkeen sopivasti käsitellä tavanomaisilla menetelmillä sinkin tuottamiseksi, kuten elektrolysoida, ja rikki, joka on uuttojäännöksessä alkuainemuodossa, saadaan talteen siitä prosessin sivutuotteena.
Tässä tunnetussa menetelmässä uuttoreaktio suoritetaan siis rikin sulamispisteen alapuolella, so. alle noin 119°C. Lämpötila voidaan haluttaessa nostaa tämän yläpuolella aina noin 160°C:een uuton päätyttyä, mutta jos uuttovaiheen aikana käytetään rikin sulamispistettä korkeampia lämpötiloja, niin hapetuksessa muodostunut rikki on lietteessä nestemäisinä rikkipisaroina. Nämä nestemäiset rikki-pisarat "kastelevat" lietteessä olevat sinkkisulfidihiukkaset, ja sulkevat nämä itseensä, minkä seurauksena niiden hapetus ei voi enää tapahtua ja sulfidiuuttoreaktio pysähtyy. Käytettäessä uutossa rikin sulamispisteen alapuolella olevaa lämpötilaa tämä ongelma vältetään, mutta menetelmän epäkohtana on silloin sinkin uuttamiseen tarvittavan ajan pidentyminen.
US-patenttijulkaisussa 3 477 927 on esitetty sinkkirautasul-fidien paineuutto hapettavissa olosuhteissa rikin sulamispisteen yläpuolella olevissa lämpötiloissa, so. yli 119°C, lietteessä, joka sisältää rikkihappoa alle sen määrän, jossa on riittävästi sulfaatti-ioneja sulfidien sisältämän sinkin muuttamiseen sinkkisulfaatiksi. Näissä olosuhteissa reaktio tapahtuu nopeasti. Esimerkiksi sopivasti säätämällä happo- ja sulfidipitoisuudet haluttu sinkkipitoisuus 150 g/1 lioksessa voidaan saavuttaa, ja vapaan hapon ja liuenneen raudan pitoisuudet voidaan alentaa alhaisiin arvoihin noin 2 tunnin reaktioajassa. Saadusta uuttoliuoksesta voidaan tämän jälkeen suoraan poistaa rauta, liuos voidaan puhdistaa ja sinkki saada talteen elektrolyysillä. Jäännöstä, joka sisältää alkuainerikkiä, reagoimattomia sulfideja ja hydratoitua rautaoksidia, käsitellään alkuaineri-kin ja sulfidifraktion poistamiseksi hydratoidusta rautaoksiditrak-tiosta, joka hyljätään lopullisena menetelmäjätteenä. Alkuainerikkiä ja sulfideja sisältävää fraktiota käsitellään rikin erottamiseksi sulfideista js sulfidit viedään takaisin paineuuttovaiheeseen, jossa ne käyttäytyvät käsittelemättömien uuttovaiheeseen syötettyjen sulfidien tavoin, ja rikki saadaan prosessin sivutuotteena.
Kuvatun menetelmän välttäessä monet aikaisemman US-patentti-julkaisun 2 996 440 menetelmän ongelmista sillä on kuitenkin määrättyjä epäkohtia. Yksi tällainen on, että työvaiheet joissa uuttamat- 3 66913 tomat sulfidit erotetaan uuttojäännöksestä ja alkuainerikistä, tulevat kannattamattomiksi, kun alkuainerikin hinta on erittäin alhainen (kuten se usein on) ja/tai kun jäännös ei sisällä riittävästi muuta talteen otettavaa, kuten jalometalleja korvaamaan ainakin osaksi jäännöksen käsittelystä aiheutuvia kuluja. Toisena epäkohtana on, ettei tämä menetelmä sovellu kaikille sinkkisulfidi-rikasteille yhtä hyvin. On havaittu, ettei joitakin rikasteita edes optimiolosuhteissa saada uutettua uuttoreaktiossa loppuun asti niin nopeasti kuin on toivottua, mistä johtuen tarvitaan kohtuuttoman pitkiä aikoja sellaisen liuoksen saamiseksi, jonka sinkkipi-toisuus on riittävä ja hapon ja liuenneen raudan pitoisuudet sopivan alhaiset.
Esillä olevassa keksinnössä esitetään suora paineuuttomene-telmä, joka on tehokas monien erilaisten sinkkiä sisältävien sulfi-dien käsittelyyn sinkin uuttamiseksi niistä ja alkuainerikin tuottamiseksi ilman yllä käsiteltyihin aikaisempiin menetelmiin liittyviä ongelmia.
Keksinnön kohteena on menetelmä sinkin talteenottamiseksi sinkkiä ja rautaa sisältävistä sulfidimineraaleista paineuuttamal-la hienojakoista mineraalia rikkihapon vesiliuoksella hapettavissa olosuhteissa, joissa sulfidirikki muuttuu alkuainerikiksi ja sink-kisulfidi uuttoliuokseen liuenneeksi sinkkisulfaatiksi, josta uut-toliuoksesta puhdistamisen jälkeen sinkki saadaan talteen elektrolyysin avulla.
Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tunnusomaista, että uutto suoritetaan vastavirtaan kaksivaiheisena paineuuttona positiivisessa hapen osapaineessa noin 135-175°C:ssa syöttämällä hienojakoisia sulfidimineraaleja ensimmäiseen uuttovaiheeseen, jossa uutto suoritetaan toisen uuttovaiheen jälkeen suoritetusta kiintoaine-neste-erotuksesta saadulla happoliuoksella, ja ensimmäisen uuttovaiheen jälkeen suoritetussa kiintoaine-neste-erotuksessa saatu sinkkiä sisältävä uuttoliuos, jonka pH on yli 1, ja rikkihappopi-toisuus on alle noin 3 g/1 ja rautapitoisuus alle noin 2 g/1, johdetaan raudanpoistovaiheen ja puhdistusvaiheen sekä näiden vaiheiden jälkeen suoritettujen kiintoaine-neste-erotusten jälkeen sink-kielektrolyysiin, josta saatua paluuelektrolyyttiä käytetään toisessa uuttovaiheessa uuttoliuoksena, jolla uutetaan kiintoaine-neste-erotuksessa saatu kiintoaine, joka sisältää reagoimattomia sulfi- 4 6691 3 deja, alkuainerikkiä ja saostvnutta rautaa, jolloin ensimmäiseen uuttovaiheeseen syötettyjen sulfidimineraalien sisältämän sinkki-sulfidin ja toiseen uuttovaiheeseen syötetyn paluuelektrolyytin sisältämän hapon moolisuhde on vähintään 1:1 ja toiseen uuttovaiheeseen syötetyn paluuelektrolyytin määrä on sellainen, että se sisältää noin 1 moolin happoa kutakin paluuelektorlyytillä liuotettavaa sinkkimoolia kohti, ja toista uuttovaihetta jatketaan, kunnes ensimmäisestä uuttovaiheesta kiintoaine-neste-erotuksessa saadusta kiintoaineesta on olennaisesti kaikki sinkki uutettu.
Keksinnön mukaisella suhteellisen yksinkertaisella menetelmällä saavutetaan kuitenkin hämmästyttäviä ja tärkeitä etuja. Kaksivaiheinen vastavirtauuttomenetelmä yhdessä suhteellisen korkeiden uuttolämpötilojen kanssa ja ensimmäiseen uuttovaiheeseen viedyn sulfidimineraalien määrän ja toiseen uuttovaiheeseen viedyn happo-määrän suhteen määritelty kontrolli takaa, että toisessa uuttovai-heessa on happoa yli sen määrän, joka tarvitaan stökiometrisesti sitomaan kaikki hapon kanssa reagoivat aineosat toiseen uuttovaiheeseen viedyssä ensimmäisen uuttovaiheen jäännöksessä, kun taas ensimmäisessä uuttovaiheessa happomäärä on pienempi kuin se, mikä tarvitaan stökiometrisesti reagoimaan kaikkien ensimmäiseen uuttovaiheeseen vietyjen sulfidimineraalien hapon kanssa reagoivien osien kanssa. Tällä puolestaan taataan olennaisesti täydellinen sinkin uutto syöttömateriaalista mahdollisimman lyhyessä viipyraisajassa ja samalla varmistetaan, että tuotetun uuttoliuoksen liuenneen raudan ja vapaan hapon määrät ovat halutun alhaisella tasolla.
Keksinnön menetelmää voidaan käyttää korkea- tai matala-astei-sen sinkki-rautasulfideja sisältävän raaka-aineen uuttoon. Yleensä raaka-aine on korkea-asteinen, sinkkiä ja rautaa sisältävä sulfi-dirikaste, joka on saatu sinkkisulfidimalmien selektiivisellä vaah-dotusrikastuksella. Tällaiset rikasteet sisältävät usein sinkin lisäksi muita ei-rautametalleja. Tyypillinen sinkkisulfidirikaste voi sisältää jonkin verran kuparia, lyijyä, nikkeliä ja/tai kobolttia, kadmiumia ja monasti jalometalleja. On siten ymmärrettävä, että tässä käytettynä ilmaisut "rautaa sisältävät sinkkirautasulfi-dit" tai yksinkertaisesti "sulfidit" käsittävät myös tällaiset materiaalit ja myös muut korkea- tai matala-asteiset materiaalit, jotka sisältävät rautaa joko luonnostaan esiintyvänä tai lisättynä aineosana ja taloudellisesti hyödynnettäviä määriä sinkkiä sulfidi-muodossa.
5 6691 3
Parhaiden mahdollisten tulosten saamiseksi keksinnön mukaisella menetelmällä sulfidilähtöaineiden tulisi edullisesti olla hienojakoisessa muodossa. Täyden hyödyn saamiseksi keksinnön menetelmästä lähtöaineen tulisi läpäistä noin 90-%:isesti seula, jonka silmäkoko on 0,043 mm edullisemmin läpäistä noin 97-%risesti seula, jonka silmäkoko on 0,043 mm. Vaahdotusrikasteena saatu materiaali on monissa tapauksissa jo tällä edullisella alueella. Materiaali, jonka hiukkaskoko ei ole tällä edullisella alueella, märkäjauhetaan edullisesti ensin kuulamyllyssä tms.
Kuten liitteenä olevasta kaaviosta ilmenee, prosessi koostuu viidestä perusoperaatiosta. Ensimmäinen uuttovaihe (10), toinen uuttovaihe (12), raudan poisto (14), liuoksen puhdistus (16) ja sinkkielektrolyysi (18). Prosessiin kuuluvat myös neste-kiintoaine erotusvaiheet 20, 22, 24 ja 26, jotka seuraavat ensimmäistä uuttovaihetta (10), raudanpoistovaihetta (14) puhdistusvaihetta (16) ja toista uuttovaihetta (12) .
Keksinnön menetelmän suorituksessa sulfidit, tarpeen mukaan hienonnuksen jälkeen, lietetään toisesta uuttovaiheesta (12) kiertoon tuotuun uuttoloppuliuokseen, ja saatu liete viedään ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10). Ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10) viety syöttöliete valmistetaan edullisesti jatkuvasti erillisessä lietteenvalmistusvaiheessa (ei-esitetty), jossa sulfidit disper-goidaan liuokseen huoneen lämpötilassa ja normaalipaineessa. Milloin sulfidit eivät sisällä tai sisältävät vain vähän rautaa, rautapitoisuus voidaan sopivasti säätää tässä vaiheessa lisäämällä rautaa lietteeseen. Rauta voidaan viedä lietteeseen hienojakoisina rautahiukkasina tai yhdisteenä, joka pystyy dissosioitumaan liuoksessa hapettavissa olosuhteissa muodostaen ferro- ja/tai fer-ri-ioneja. Edullisia lisättäviä rautayhdisteitä ovat ferrioksidi, pyrrotiitti ja marmatiitti. Yleensä lisätyn raudan tai rautayhdis-teen määrän tulisi olla riittävän kohottamaan hapettuvan raudan kokonaismäärän lietteessä noin 5 noin 15 paino-%:iin sinkkimääräs-tä, so. lietteessä tulisi edullisesti olla noin 1 -noin 3 g rautaa kutakin 20 g Zn kohti.
Ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10) syötetyn lietteen kiinto-ainepitoisuuden so. ensimmäiseen uuttovaiheeseen vietyjen sulfidien ja liuoksen suhteellisten määrien on kussakin tapauksessa havaittu 6 6691 3 riippuvan sulfidien sinkkipitoisuudesta ja halutusta lopullisen uut-toliuoksen sinkkipitoisuudesta. Yleensä kiintoainepitoisuus on edullisesti noin 20 - noin 50 %. Kiintoainepitoisuuden kasvaessa yli sen tason, jossa kiintoaineiden ja hapen optimidispergoitumista liuoksessa voidaan ylläpitää, reaktionopeus alenee, ja kiintoaine-pitoisuuden ollessa liian prosessi kokonaistehokkuus tietenkin laskee .
Olennaisena piirteenä prosessissa on hapon ja sulfidien pitoisuuksien kontrolli ensimmäisessä ja toisessa uuttovaiheessa siten, että (a) riittävästi happoa ja sulfldeja saadaan uuttokiertoon ja varmistutaan siitä, että ensimmäisestä uuttovaiheesta (10) poistuva lopullinen uuttoliuos sisältää riittävästi liuennutta sinkkiä, esim. 140-180 g/1, tekemään sen sopivaksi sinkin elektrolyyttiseen erottamiseen, ja että (b) ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10) vietyjen sulfidien määrä on yli sen määrän, joka tarvitaan reaktioon
V
kaiken käytettävissä olevan hapon kanssa, joka happo on tuotu reaktioon toisen vaiheen uutosta (12), ja että (c) toiseen. Uuttovaiheeseen viedyn vapaan hapon määrä on yli sen määrän, joka tarvitaan stökiometrisesti reagoimaan ensimmäisestä uuttovaiheesta viedyn jäännöksen kaikkien hapon kanssa reagoivien aineosien kanssa .
Keksinnön mukaan nämä ehdot voidaan toteuttaa säätämällä ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10) syötettyjen sulfidien määrä suhteessa toiseen uuttovaiheeseen (12) syötetyn hapon määrään, siten, että vähintään 1 sinkkisulfidimooli viedään ensimmäiseen uuttovaiheeseen kutakin toiseen uuttovaiheeseen vietyä happomoolia kohti. Samalla toiseen uuttovaiheeseen viedyn palautuselektrolyytin määrää (siten myös hapon määrää) säädetään siten, että siinä on noin 1 happomooli kutakin sinkkimoolia kohti, joka on uutettava sulfi-deista ja liuotettava elektrolyyttiin sen sinkkipitoisuuden lisäämiseksi elektrolyysivaiheeseen sopivalle etukäteen määrätylle tasolle. Toiseen vaiheeseen vietävän palautuselektrolyytin tarkka määrä riippuu kussakin tapauksessa useista eri tekijöistä, joita on jäännössinkin määrä palautuselektrolyytissä (tavallisesti 40-60 g/1), happoa kuluttavien ainesten, kuten lyijyn määrä syöttö- x) Käytettävissä olevalla hapolla tarkoitetaan vapaata rikkihappoa ja rikkihappoa, joka saataisiin, jos kaikki liuoksessa oleva ferro- ja ferrirauta saostuisi liuoksesta Fe(OH) :na.
7 6691 3 materiaalissa, uuton aikana syntyneen hapon määrä ja sinkin uuton kokonaisteho. Useimmissa tapauksissa on havaittu, että toiseen uut-tovaiheeseen tulisi viedä noin 0,9- noin 1,2 moolia vapaata happoa kutakin uutettavaa sinkkimoolia kohti. Koska palautuselektrolyytti sisältää sellaisen vapaan rikkihapon määrän, joka vastaa talteen-saatua metallisen sinkin määrää elektrolyysivaiheessa 18, niin kuin prosessi kerran on saatu jatkuvaksi, haluttu happotasapaino voidaan helposti ylläpitää suorittamalla ensimmäinen ja toinen uuttovaihe yllä esitetyissä olosuhteissa, ja sen jälkeen lisäämällä happoa juuri sen verran kuin mekaanisten häviöiden ja palautumattomien reaktioiden vuoksi happojen kanssa reagoivien aineiden, kuten lyijyn ja kalsiumin kanssa on kulunut.
Ensimmäiseen uuttovaiheeseen viedyn sulfidimäärän ja toiseen uuttovaiheesen viedyn vapaan hapon määrän säätäminen siten kuin yllä on kuvattu, varmistaa, että ensimmäisessä vaiheessa happoa on alle sen määrän, joka tarvitaan reaktioon sulfidien sisältämän kaiken sinkin ja muiden hapon kanssa reagoivien aineiden kanssa ja että toisessa uuttovaiheessa happoa on yli sen määrän, joka tarvitaan ensimmäisen uuttovaiheen kaikkien happoreaktiivisten aineiden reaktioon. Seurauksena on, että ensimmäisessä uuttovaiheessa reaktion kuluessa pH nousee esim. 2-3:een tai korkeammalle ja tämä puolestaan edistää ensimmäisestä uuttovaiheesta (10) poistetun loppuliuok-sen liuenneen raudan nopeata hydrolyysiä ja saostumista. Kun ensimmäisessä uuttovaiheessa uutetun sinkin määrä on suhteellisen vähäinen, esim. noin 25 paino-%, loppuliuoksen kokonaissinkkimäärä on halutulla tasolla, koska ensimmäiseen uuttovaiheeseen toisesta uuttovaiheesta viedyn liuoksen sinkkipitoisuus on korkea. Esimerkiksi tyypillisessä tapauksessa toisesta uuttovaiheesta uudelleen kiertoon viety liuos sisältää 130 g/1 Zn, 10 g/1 Fe ja 30 g/1 H2SO4, ja ensimmäisestä uuttovaiheesta poistuva tuotteen uuttoliuos sisältää 160 g/1 Zn, alle 1 g/1 Fe ja alle 2 g/1 H^SO^. Toisessa uuttovaiheessa happoa on yli sen määrän, joka tarvitaan reaktioon siihen syötetyn ensimmäisen uuttovaiheen jäännöksen sisältämien hapon kanssa reagoivien aineosien kanssa, joten siinä on vahvasti happamet olosuhteet, ja jäännöksessä oleva sinkki saadaan uutetuksi jäännöksestä nopeasti ja käytännöllisesti katsoen täydellisesti, esim.
97 paino-% tai yli.
8 6691 3
Sekä ensimmäinen että toinen uuttovaihe suoritetaan sekoit-time11a varustetuissa paineastioissa/ kuten autoklaaveissa lämpötiloissa yli rikin sulamispisteen, so. yli noin 135°C, mutta alle noin 175°C. Lämpötiloissa 135°C:n alapuolella reaktionopeudet ovat suhteellisen hitaita ja siten epätaloudellisia käytettäviksi. Hape-tusreaktiossa pieni määrä alkuainerikistä muuttuu rikkihapoksi. Edullisesti työskentelylämpötila on noin 140 - noin 160°C. Kuten edellä huomautettiin, mekaanisten happohäviöiden ja happoa kuluttavien palautumattomien sivureaktioiden aiheuttamisen häviöiden korvaamiseksi, joita häviöitä aiheuttavat laimennusmetallit, kuten lyijy ja juoni-materiaalit, kuten kalsium ja magnesium, useimmissa tapauksissa on lisättävä happoa. Lämpötiloissa yli noin 175°C alkuainerikki muuttuu rikkihapoksi suhteellisen suurella nopeudella, jolloin saattaa muodostua enemmän rikkihappoa kuin tarvitaan happotasapainon ylläpitämiseen. Uuttoreaktiot ovat eksotermisiä ja tuottavat riittävästi lämpöä pitämään lietteen lämpötilan edullisella lämpötila-alueella ilman ulkoista lämmön lisäystä, kun reaktio ensin on saatu käyntiin.
Ensimmäisessä ja toisessa uuttoreaktiossa käytetty paine on se, mikä syntyy itsestään hapetusreaktion kehittämän lämmön ja ha-petuskaasun ylipaineen vuoksi. Hapetuskaasu on edullisesti happi, mutta voidaan käyttää myös ilmaa tai hapella rikastettua ilmaa. Reaktio menee tyydyttävästi hapen ylipaineella yli noin 20 kPa. Reaktionopeus kuitenkin paranee hapen ylipainetta lisättäessä. Siten edullisesti hapen ylipaine on noin 100 kPa ja edullisemmin noin 150 - 400 kPa. Yläraja määräytyy käytetyn laitteiston mukaan. Kun yleensä on toivottua taloudellisista syistä välttää kalliiden kor-keapainelaitteistojen käyttöä, niin hapen tai ilman ylipaineen yläraja on yleensä noin 1000 kPa.
Ensimmäisessä ja/tai toisessa uuttovaiheessa lisätään uutto-lietteeseen edullisesti pieni määrä pinta-aktiivista yhdistettä.
Kuten US-patenttijulkaisussa 3 867 268 on kuvattu, sellaiset yhdisteet kuin natrium- ja kalsiumlignosulfaatti, tanniiniyhdisteet ja alkyyliaryylisuflonaatit parantavat sinkin uuttoa korotetussa, yli rikin sulamispisteessä paineessa suoritetussa hapettavassa uu-tossa. Esillä olevassa menetelmässä lisätään edullisesti toiseen uuttovaiheeseen kebratsouutetta vähintään noin 0,1 g/1 määrinä, edullisesti noin 0,25 g/1.
9 6691 3
Ensimmäisen vaiheen uuttoreaktiota jatketaan, kunnes sul-fidit ovat kuluttaneet ensimmäisen vaiheen uuttoliuoksesta olennaisesti kaiken hapon ja uuttoliuoksen pH on noin 1,5 tai sen yli, edullisesti noin 2-3, ja rautapitoisuus on alle 2 g/1, edullisesti alle 0,5 g/1. Tähän tarvittava uuttoaika vaihtelee riippuen aina käsiteltävien sulfidien luonteesta sekä työskentelymenetelmän ja laitteiston yksityiskohdista. Yleensä kuitenkin ensimmäisen uutto-vaiheen loppuliuos, joka sisältää alle 1,0 g/1 rikkihappoa ja alle 2,0 g/1 rautaa, saadaan noin 40-60 minuutissa.
Toisessa uuttovaiheessa (12) uuttoreaktiota jatketaan, jotta olennaisesti kaikki sinkki saataisiin uutettua ensimmäisen uuttovai-heen jäännöksestä. Yleensä on havaittu, että 98 %:n tai sen yli olevan sinkin uuton saamiseksi riittää noin 40 - noin 120 minuutin uutto.
Kun toinen uuttovaihe on päättynyt, lopullinen uuttojäännös siirretään uuttoastiasta paisuntatankkiin ja siitä edelleen ilma-kehänpaineessa olevaan astiaan. Toisen vaiheen uutosta poistetun lietteen uuttoliuos sisältää normaalisti noin 100 -140 g/1 sinkkiä, 5-25 g/1 rautaa ja 10-50 g/1 rikkihappoa. Uuttoliuos erotetaan liukenemattomasta jäännöksestä tavallisella neste-kiintoaine-erotuksel-la vaiheessa 26 ja viedään kokonaisuudessaan ensimmäiseen uuttovai-heeseen (10). Toisen uuttovaiheen jäännös sisältää kaiken molemmissa uuttovaiheissa tuotetun alkuainerikin sekä pienen määrän uutta-mattomia sulfideja, hydratoitua rautaoksidia, liukenematonta sivu-kiveä ja lähtömateriaalissa mahdollisesti läsnäolevia jalometalleja. Tämä jäännös saatetaan hyljätä tai varastoida tulevaa käyttöä varten tai sitä voidaan käsitellä välittömästi alkuainerikin ja mahdollisten muiden taloudellisesti kannattavien aineiden, kuten lyijyn talteenottamiseksi. Tärkeä piirre tässä menetelmässä on lisäksi se, että olennaisesti kaikki lähtömateriaalin sisältämät jalometallit ovat lopullisessa jätteessä rikastuneina. Prosessi edustaa siten yksinkertaista ja tehokasta menetelmää jalometallien talteenottamiseksi sivutuotteena jalometalleja sisältävistä sinkkisulfidi-rikasteista.
Ensimmäisestä uuttovaiheesta (10) saadusta lopullisesta uuttoliuoksesta erotetaan liukenematon jäännös neste-kiintoaine-ero-tuksessa 20, ja liuos viedään sitten raudanpoistovaiheeseen (14). Raudan poisto suoritetaan edullisesti saattamalla liuos kosketuksiin sinkkioksidin tai sinkkituhkan ja ilman kanssa. Voidaan käyttää 10 6691 3 olosuhteista riippuen myös muita happoa neutraloivia aineita, kuten sinkkipasutetta, kalkkia tai kalkkikiveä. On kuitenkin huomattava, että koska ensimmäisestä uutosta saadun loppuliuoksen raudan ja vapaan hapon määrät ovat jo alhaiset, raudanpoistovaiheessa tarvitaan vain erittäin pieniä neutralointiainemääriä verrattuna aikaisemmin tunnettuihin menetelmiin.
Raudan poiston jälkeen liuos viedään puhdistusvaiheeseen 16, ja epäpuhtauksien poiston jälkeen neste-kiintoaine-erotuksella 24 sinkkielektrolyysiin 18. Jokainen näistä vaiheista suoritetaan hyvin tunnetuilla tavanomaisella menetelmillä, jotka eivät sinänsä muodosta tämän keksinnön osaa.
Elektrolyysivaiheesta 18 saatu palautuselektrolyytti, joka sisältää jäännösmääriä sinkkiä, esim. 40-60 g/1, ja regeneroitua rikkihappoa 1 mooli kutakin tuotettua sinkkimoolia kohti, viedään toiseen uuttovaiheeseen (12), jolloin keksinnön prosessin kierto on päättynyt.
Keksinnön menetelmää valaistaan ja selvennetään seuraavan esimerkin avulla.
11 6691 3
Esimerkki 1
Suoritettiin koe käyttäen sinkkirikastetta, jolla oli analyysi :
Zn 45,8 %, Cu 0,7 %, Fe 14,1 %, Cd 0,1 %, Pd 0,2 %, kokonais-S 33,9 %,
Mn 0,1 %, Mg 0,3 %, As 0,2 %, Ca 0,2 %, AI 0,16 %, SiO- 1,2 % ja z 3 liukenematon 1,8 %. 1000 g näyte tätä rikastetta lietettiin 300 cm :im vettä ja lietettä jauhettiin keramiikkakuulamyllyssä hiukkaskokoon, jossa 95 % läpäisi seulan, jonka silmäkoko on 0,043 mm. Jauhetun ja jauhamattoman materiaalin seulonta analyysit on esitetty taulukossa 1.
Taulukko 1
Seulan silmä- Rikaste koko, mm Jauhamaton, Jauhettu, _% seulalle jäi_% seulalle jäi 0,147 9,0 % 0,0 % 0,104 18,1 % 0,0 % 0,075 27,1 % 0,2 % 0,043 50,2 % 3,1 % 1070 g näyte kuivattua, jauhettua rikastetta lietettiin sitten 4,9 litraan happoliuosta, joka oli saatu alla kuvatulla tavalla suoritetusta toisesta uuttovaiheesta. Tämä liuos sisälsi 121 g/1 Zn, 17,2 g/1 ja 9,3 g/1 Fe. Saatu liete, joka sisälsi kiin toaineissa 4,49 moolia Zn kutakin liuoksessa olevaa käytettävissä olevan haponx moolia kohti, vietiin 10 litran lyijyllä vuorattuun titaanisekodttimella varustettuun keramiikka-autoklaaviin. Lietettä kuumennettiin 139°C:ssa sekoittaen (600 kierrosta/min) hapen osa-paineessa 206 kPa, ja lämpötila pidettiin samana 30 min. Loppuliete tästä uuttovaiheesta poistettiin autoklaavista ja liuos erotettiin liukenemattomasta jäännöksestä suodattamalla. Kuivattu, liukenematon jäännös painoi 984 g, ja sillä oli analyysi: 36,6 % Zn, 15,9 %
Fe ja 36,4 % S. Liuos, jonka pH oli 2, sisälsi 150 g/1 Zn, 0,47 g/1 H2S04 -^a 0,96 9 A Fe ja puhdistettiin lisäämällä 4 g/1 kalkkikiveä pH:n nostamiseksi 5,5:een. Liuosta pidettiin 82°C:ssa 1,4 tun-x) Käytettävissä olevalla hapolla tarkoitetaan vapaata rikkihappoa ja rikkihappoa, joka saataisiin, jos kaikki liuoksessa oleva ferro- ja ferrirauta saostuisi liuoksesta Fe(OH)3:na.
12 6691 3 tia johtaen siihen samalla happea. Sitten rautavapaan liuoksen lämpötila nostettiin 85°C:een ja pH säädettiin 4:ään. Lisättiin sink-kipölyä, kuparisulfaattia ja arseenioksidia, kuten taulukossa 2 on esitetty.
Taulukko 2
Ensimmäisen vaiheen puhdistus
Aika Lämpötila Zn-pöly CuS04.5H20 As2°3 __(karkea) (g/1)_g/1_g/1 0 85 2,19 0,17 0,16 30 88 1,56 60 92 1,25 0,07 0,04 90 95 0,62 120 95 0,31 0,06 0,04 150 95 0,31
Liuos suodatettiin ja sen lämpötila laskettiin 80°C:een. pH säädettiin 4:ään ja sinkkipölyä ja kuparisulfaattia lisättiin, kuten taulukossa 3 on esitetty.
Taulukko 3
Aika Lämpötila Zn-pöly CuS04.5H20 (min)__(hieno) (g/1)_g/1_ 0 85 1,85 0,30 30 81 1,54 60 77 0,92 90 73 0,62 120 70 0,31
Puhdistuksen jälkeen saatu liuos suodatettiin ja suodos vietiin elektrolyysiin, johon käytettiin 3 litran galvanointikoe-kennoa, jossa oli kaksi Pb-Ag-anodia ja alumiinikatodi, tasavirta- lähteenä käytettiin kuivatasasuunninta. Virrantiheydellä 0,043 A/cm saatiin 24 tunnissa helposti poistettava sinkkikerros, jossa oli epäpuhtauksia (%): Cu 0,0005, Pb 0,0007, Cd 0,0002 ja FE 0,0002.
2 13 6691 3 Käytetty elektrolyytti sisälsi 50 g/1 Zn ja 150 g/1 H«SO..
« f*
Valmistettiin keinotekoinen paluuelektrolyytti/ joka sisälsi saman määrän vapaata happoa ja sinkkiä kuin yllä kuvatussa Zn-elektrolyysissä saatu käytetty elektrolyyttiliuos, ja 974 g ensimmäisen uuttovaiheen jäännöstä lietettiin 4,85 litraan tätä liuosta, jolloin saatiin 1,36 moolia vapaata happoa jäännöksen sinkkimoolia kohti. Seokseen lisättiin 0,5 g/1 kebartsoa ja toisen uuttovaiheen uutto suoritettiin samoin kuin yllä kuvattu ensimmäisen vaiheen uutto 30 minuutin ajan. Uuton loppuliete poistettiin, ja liuos erotettiin liukenemattomasta jäännöksestä, joka paino 532 g, ja jonka analyysi oli; 1,03 % Zn, 21,8 % Fe, 159,8 % kokonais-S ja 42 % alkuaine-S. Tästä analyysistä laskettuna sinkin uuttotulos oli 98,9 % ja 61,5 % sulfidirikistä oli muuttunut alkuainemuotoon. Toisesta uuttovaihejäännöksestä erotettu liuos oli koostumukseltaan olennaisesti samanlainen kuin aikaisemmin kuvattu ensimmäisessä uuttovaiheessa käytetty liuos.
Claims (5)
1. Menetelmä sinkin talteenottamiseksi sinkkiä ja rautaa sisältävistä sulfidimineraaleista paineuuttamalla hienojakoista mineraalia rikkihapon vesiliuoksella hapettavissa olosuhteissa, joissa sulfidirikki muuttuu alkuainerikiksi ja sinkkisulfidi uuttoliuokseen liuenneeksi sinkkisulfaatiksi, josta uuttoliuoksesta puhdistamisen jälkeen sinkki saadaan talteen elektrolyysin avulla, tunnet- t u siitä, että uutto suoritetaan vastavirtaan kaksivaiheisena paineuuttona positiivisessa hapen osapaineessa noin 135-175°C:ssa syöttämällä hienojakoisia sulfidimineraaleja ensimmäiseen uuttovai-heeseen (10), jossa uutto suoritetaan toisen uuttovaiheen (12) jälkeen suoritetusta kiintoaine-neste-erotuksesta (26) saadulla happo-liuoksella, ja ensimmäisen uuttovaiheen (10) jälkeen suoritetussa kiintoaine-neste-erotuksessa saatu sinkkiä sisältävä uuttoliuos, jonka pH on yli 1, ja rikkihappopitoisuus on alle noin 3 g/1 ja rautapitoisuus alle noin 2 g/1, johdetaan raudanpoistovaiheen (14) ja puhdistusvaiheen (16) sekä näiden vaiheiden jälkeen suoritettujen kiintoaine-neste-erotusten (22) (24) jälkeen sinkkielektrolyy- siin (18), josta saatua paluuelektrolyyttiä käytetään toisessa uut-tovaiheessa (12) uuttoliuoksena, jolla uutetaan kiintoaine-neste-erotuksessa (20) saatu kiintoaine, joka sisältää reagoimattomia sulfideja, alkuainerikkiä ja saostunutta rautaa, jolloin ensimmäiseen uuttovaiheeseen (10) syötettyjen sulfidimineraalien sisältämän sinkkisulfidin ja toiseen uuttovaiheeseen (12) syötetyn paluu-elektrolyytin sisältämän hapon moolisuhde on vähintään 1:1 ja toiseen uuttovaiheeseen (12) syötetyn paluuelektrolyytin määrä on sellainen, että se sisältää noin 1 moolin happoa kutakin paluuelektro-lyytillä liuotettavaa sinkkimoolia kohti, ja toista uuttovaihetta (12) jatketaan, kunnes ensimmäisestä uuttovaiheessa (10) kiintoaine-neste-erotuksessa (20) saadusta kiintoaineesta on olennaisesti kaikki sinkki uutettu.
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet-t u siitä, että ensimmäistä uuttovaihetta jatketaan uuton loppu-liuoksen saamiseksi, jonka pH on yli noin 2 ja joka sisältää alle 2 g/1 rikkihappoa ja alle 0,5 g/1 liuennutta rautaa. 15 6691 3
3. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet- t u siitä, että ensimmäinen ja toinen uuttovaihe suoritetaan lämpötila-alueella 130-160°C hapen positiivisessa osapaineessa yli noin 100 kPa.
4. Patenttivaatimuksen 1, 2 tai 3 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että sulfidien hiukkaskoko on sellainen, että noin 95 % läpäisee seulan, jonka silmäkoko on 0,043 mm.
5. Patenttivaatimuksen 1, 2 tai 3 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että ainakin yhdessä uuttovaiheessa uutto-lietteeseen lisätään noin 0,25 g/1 kvebratso-uutetta. 6691 3 16
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CA238,439A CA1049953A (en) | 1975-10-22 | 1975-10-22 | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
| CA238439 | 1975-10-22 |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| FI763006A FI763006A (fi) | 1977-04-23 |
| FI66913B FI66913B (fi) | 1984-08-31 |
| FI66913C true FI66913C (fi) | 1984-12-10 |
Family
ID=4104376
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| FI763006A FI66913C (fi) | 1975-10-22 | 1976-10-21 | Tvaostegstryckurlakningsfoerfarande foer zink- och jaernhaltiga sulfidmineralier |
Country Status (18)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4004991A (fi) |
| JP (1) | JPS5933652B2 (fi) |
| AU (1) | AU497393B2 (fi) |
| BE (1) | BE847511A (fi) |
| BR (1) | BR7607062A (fi) |
| CA (1) | CA1049953A (fi) |
| DE (1) | DE2647601C2 (fi) |
| DK (1) | DK476276A (fi) |
| ES (1) | ES452614A1 (fi) |
| FI (1) | FI66913C (fi) |
| FR (1) | FR2328775A1 (fi) |
| GB (1) | GB1494990A (fi) |
| IE (1) | IE44035B1 (fi) |
| MX (1) | MX143151A (fi) |
| NL (1) | NL7611752A (fi) |
| SE (1) | SE422813B (fi) |
| YU (1) | YU39486B (fi) |
| ZA (1) | ZA766135B (fi) |
Families Citing this family (33)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4330379A (en) * | 1979-01-24 | 1982-05-18 | National Institute For Metallurgy | Leaching of zinc containing sulphide minerals |
| US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
| CA1155418A (en) * | 1980-02-19 | 1983-10-18 | Richard T. Chow | Electrowinning of zinc |
| CA1166022A (en) * | 1981-05-22 | 1984-04-24 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
| CA1176853A (en) * | 1981-08-05 | 1984-10-30 | Gerald L. Bolton | Process for recovering zinc from zinc ferrite material |
| US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
| CA1206008A (en) * | 1982-02-24 | 1986-06-17 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| CA1195846A (en) * | 1982-06-03 | 1985-10-29 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| 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 |
| LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
| US4578163A (en) * | 1984-12-03 | 1986-03-25 | Homestake Mining Company | Gold recovery process |
| DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
| AU596716B2 (en) * | 1986-12-18 | 1990-05-10 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides |
| US4979987A (en) * | 1988-07-19 | 1990-12-25 | First Miss Gold, Inc. | Precious metals recovery from refractory carbonate ores |
| AP538A (en) * | 1992-06-26 | 1996-09-18 | Intec Pty Ltd | Production of metal from minerals |
| GB9309144D0 (en) * | 1993-05-04 | 1993-06-16 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metals from sulphidic material |
| WO1995006140A1 (fr) * | 1993-08-27 | 1995-03-02 | N.V. Union Miniere S.A. | Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures |
| BE1007417A3 (fr) * | 1993-08-27 | 1995-06-13 | Union Miniere Sa | Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. |
| BE1007906A3 (nl) * | 1993-12-23 | 1995-11-14 | Union Miniere Sa | Werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet. |
| GB9422476D0 (en) * | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
| GB9503877D0 (en) * | 1995-02-27 | 1995-04-19 | Sherritt Inc | Recovery of copper from sulphidic concentrates |
| AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| AUPN476695A0 (en) * | 1995-08-14 | 1995-09-07 | Dominion Mining Limited | Method of processing a copper mineral species |
| US6471849B1 (en) | 2000-09-11 | 2002-10-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Process for the recovery of zinc from a zinc sulphide ore or concentrate |
| FI110268B (fi) * | 2001-03-09 | 2002-12-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä kalsiumin poistamiseksi sinkkiprosessin sulfaattiliuoksista |
| US7604783B2 (en) * | 2004-12-22 | 2009-10-20 | Placer Dome Technical Services Limited | Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates |
| US8061888B2 (en) * | 2006-03-17 | 2011-11-22 | Barrick Gold Corporation | Autoclave with underflow dividers |
| US8252254B2 (en) * | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
| CN102824942A (zh) * | 2012-09-07 | 2012-12-19 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种球磨机钢球级配方法及其应用 |
| CN103613116B (zh) * | 2013-12-09 | 2014-11-05 | 衡阳师范学院 | 一种同时综合回收利用钢铁厂锌灰和高砷氧化锌的方法 |
| CN103952547A (zh) * | 2014-05-22 | 2014-07-30 | 北京矿冶研究总院 | 一种锌加压浸出一段渣的处理方法 |
| CN113846214B (zh) * | 2021-09-16 | 2023-03-31 | 昆明理工大学 | 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 |
Family Cites Families (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2996440A (en) * | 1959-03-12 | 1961-08-15 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method for the production of zinc |
| US3143486A (en) * | 1960-12-05 | 1964-08-04 | Electrolyt Zinc Australasia | Recovery of zinc from zinc plant residue |
| US3434798A (en) * | 1964-10-02 | 1969-03-25 | Asturienne Mines Comp Royale | Process for recovering zinc from ferrites |
| FR1492518A (fr) * | 1965-09-11 | 1967-08-18 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Procédé hydrométallurgique pour récupérer le zine et le soufre contenus dans des sulfures minéraux |
| NL136386C (fi) * | 1965-09-11 | 1900-01-01 | ||
| CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Paul Kawulka | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
-
1975
- 1975-10-22 CA CA238,439A patent/CA1049953A/en not_active Expired
- 1975-12-12 US US05/640,292 patent/US4004991A/en not_active Expired - Lifetime
-
1976
- 1976-10-12 IE IE2244/76A patent/IE44035B1/en unknown
- 1976-10-15 GB GB4297076A patent/GB1494990A/en not_active Expired
- 1976-10-19 MX MX16670176A patent/MX143151A/es unknown
- 1976-10-20 YU YU256376A patent/YU39486B/xx unknown
- 1976-10-21 BE BE171693A patent/BE847511A/xx not_active IP Right Cessation
- 1976-10-21 DE DE2647601A patent/DE2647601C2/de not_active Expired
- 1976-10-21 JP JP51125551A patent/JPS5933652B2/ja not_active Expired
- 1976-10-21 BR BR7607062A patent/BR7607062A/pt unknown
- 1976-10-21 AU AU18890/76A patent/AU497393B2/en not_active Expired
- 1976-10-21 FR FR7631760A patent/FR2328775A1/fr active Granted
- 1976-10-21 DK DK476276A patent/DK476276A/da not_active Application Discontinuation
- 1976-10-21 FI FI763006A patent/FI66913C/fi not_active IP Right Cessation
- 1976-10-22 ES ES452614A patent/ES452614A1/es not_active Expired
- 1976-10-22 ZA ZA766135A patent/ZA766135B/xx unknown
- 1976-10-22 SE SE7611751A patent/SE422813B/xx unknown
- 1976-10-22 NL NL7611752A patent/NL7611752A/xx not_active Application Discontinuation
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE2647601C2 (de) | 1986-09-25 |
| FR2328775A1 (fr) | 1977-05-20 |
| IE44035L (en) | 1977-04-22 |
| ZA766135B (en) | 1977-09-28 |
| SE7611751L (sv) | 1977-04-23 |
| CA1049953A (en) | 1979-03-06 |
| DE2647601A1 (de) | 1977-04-28 |
| FI763006A (fi) | 1977-04-23 |
| IE44035B1 (en) | 1981-07-29 |
| AU1889076A (en) | 1978-04-27 |
| YU256376A (en) | 1982-06-30 |
| YU39486B (en) | 1984-12-31 |
| JPS5933652B2 (ja) | 1984-08-17 |
| DK476276A (da) | 1977-04-23 |
| AU497393B2 (en) | 1978-12-14 |
| FR2328775B1 (fi) | 1980-08-29 |
| GB1494990A (en) | 1977-12-14 |
| BE847511A (fr) | 1977-02-14 |
| MX143151A (es) | 1981-03-25 |
| SE422813B (sv) | 1982-03-29 |
| US4004991A (en) | 1977-01-25 |
| FI66913B (fi) | 1984-08-31 |
| BR7607062A (pt) | 1977-09-06 |
| JPS5266818A (en) | 1977-06-02 |
| ES452614A1 (es) | 1977-10-01 |
| NL7611752A (nl) | 1977-04-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| FI66913C (fi) | Tvaostegstryckurlakningsfoerfarande foer zink- och jaernhaltiga sulfidmineralier | |
| FI123376B (fi) | Arvokkaiden nikkeli- ja kobolttiosien talteenotto sulfidimalmin kellutusrikasteesta kloridiavusteisella hapettavalla paineuutolla rikkihapossa | |
| RU2117057C1 (ru) | Способ выделения цинка и железа из цинк- и железосодержащего материала (варианты) | |
| US5484579A (en) | Hydrometallurical recovery of copper and zinc from complex sulfide ores | |
| FI80076B (fi) | Hydrometallurgiskt foerfarande foer extrahering av zink och koppar samt utvinning av aedelmetaller ur zink- och svavelhaltiga material. | |
| US3867268A (en) | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching | |
| US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
| US20090019970A1 (en) | Process for recovery of metal values from materials containing arsenic and/or antimony | |
| CA2027973A1 (en) | Method of reprocessing jarosite-containing residues | |
| CA2683506A1 (en) | Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material | |
| US20090293680A1 (en) | Processing of Metal Values from Concentrates | |
| JP5439997B2 (ja) | 含銅鉄物からの銅回収方法 | |
| US20090078086A1 (en) | Method for recovering copper from a copper sulphide ore | |
| FI57788C (fi) | Hydrometallurgiskt foerfarande foer extrahering av koppar och svavel ur kopparjaernsulfider | |
| US5126116A (en) | Method for forming copper arsenate | |
| EP0574463A1 (en) | Process for recovery of metal | |
| CA2949036C (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of copper, lead and/or zinc | |
| EP3739069A1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| GB2084555A (en) | A hydrometallurgical process for the recovery of lead silver and gold as well as zinc from impure jarosite residues of an electrolytic zinc process | |
| US3477927A (en) | Hydrometallurgical process for treating sulphides containing non-ferrous and ferrous metal values | |
| US7438874B2 (en) | Pressure oxidation leaching in the presence of an acidic solution of halide and sulfate ions from copper and base metal containing ore/concentrate | |
| CA1179966A (en) | Leaching of zinc containing sulphide minerals | |
| SULFIDES | 1. Copper Sulfide The sulfide minerals of copper such as chalcopyrite (CuFeS2), covellite (CuS), chalcocite (Cu₂S), bornite (Cu, FeS,), cubanite (CuFe₂S,), and digenite (Cu, S,) are not as such soluble in dilute H₂SO,. However, they readily dissolve in this acid in the presence of oxidizing agents such as oxygen, ferric ion, and bacteria. In common practice, low-grade ores are | |
| WO1996025361A1 (en) | Copper precipitation process | |
| AU2006303814A1 (en) | Process for recovery of metal values from materials containing arsenic and/or antimony |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MA | Patent expired | ||
| MA | Patent expired |
Owner name: SHERRITT GORDON MINES LIMITED |