FI81386B - Foerfarande foer utvinning av zink fraon en zinkhaltig malm eller ett koncentrat. - Google Patents
Foerfarande foer utvinning av zink fraon en zinkhaltig malm eller ett koncentrat. Download PDFInfo
- Publication number
- FI81386B FI81386B FI862385A FI862385A FI81386B FI 81386 B FI81386 B FI 81386B FI 862385 A FI862385 A FI 862385A FI 862385 A FI862385 A FI 862385A FI 81386 B FI81386 B FI 81386B
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- zinc
- concentrate
- solution
- temperature
- process according
- Prior art date
Links
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
Description
1 81386
Menetelmä sinkin talteenottamiseksi sinkkipitoisesta malmista ja rikasteista - Förfarande för utvinning av zink frän en zinkhaltig malm eller ett koncentrat
Keksintö koskee sinkin hydrometallurgista valmistusta sink-kipitoisista malmeista ja rikasteista. Sinkin yleisin muoto on sulfidi, joka aiheuttaa pulmia ilmakehän saastuttamisena rikkidioksidilla, mutta karbonaattien ja oksidien muodossa olevaa sinkkiä voidaan myös käsitellä tällä menetelmällä ja niitä voidaan eräissä tapauksissa käsitellä tehokkaammin kuin sulfideja.
Tavanomainen menetelmä sinkkisulfidien käsittelemiseksi on pasuttaminen sinkkioksidin ja rikkidioksidin muodostamiseksi. Tämä rikkidioksidi voidaan muuttaa rikkihapoksi tai jättää muuttamatta. Tämän jälkeen tuote liuotetaan rikkihappoon ja suoritetaan puhdistetun liuoksen elektrolyysi sinkin tuottamiseksi katodilla ja hapen tuottamiseksi anodilla. Johtuen hapon syntymisestä anodilla ja taipumuksesta, että katodilla syntyy vetyä sinkin asemesta, on käytettävä erittäin puhtaita liuoksia ja virrantiheyttä on säädettävä huolellisesti.
Tämä edellyttää reaqenssien lisäämisen elektrolyyttiin, jotta muodostuu sileä levy eikä karkea levy tai jauhe, joka näissä kenno-olosuhteissa edistäisi vedyn kehitystä.
US-patentissa 4 148 698 on esitetty vaihtoehtoinen menetelmä perusmetallin uuttamiseksi perusmetallia sisältävästä malmista, joka menetelmä perustuu sykliseen prosessiin. Se käsittää lietteen muodostamisen malmista käyttämällä kloridi-uuttoainetta ionisen kuparikatalvsaattorin läsnäollessa.
Happea käytetään perusmetallin liukenemisen edistämiseksi.
Johtuen hyvin pienistä sinkkimääristä, jotka voitiin uuttaa elektrolyysikennosta heikosti happaman anolyytin tilavuutta kohti tarvittiin suuria kierrätysnopeuksia, mistä seurasi kalliit vaiheet kiintoaineen erottamiseksi nesteestä. Hapan anolyytti teki sinkin galvanoinnin katolyytissä vaikeaksi 2 81386 johtuen vetyionien helposta kulkeutumisesta diafragman läpi, jopa käytettäessä ioniselektiivisiä membraaneja, kuten Nafion'ia (DuPont'in tavaramerkki).
Sinkkiä on myös tuotettu kloridiliuoksista, jolloin anodilla kehittyy klooria. Tämä edellyttää korkean anodipotentiaalin, kalliit anodit (platina tai ruteniumilla päällystetty titaani) ja aiheuttaa materiaalin käsittelyvaikeuksia johtuen sinkin ja kloorin taipumuksesta reagoida räjähtävästi. Ano-lyytti on myös hapan ja muodostaa täten vetyionien lähteen, mikä tavallisesti on pääsyynä sinkin tehottomaan galvanoin-tiin.
Tämän keksinnön mukainen menetelmä poistaa edellä esitettyjen menetelmien epäkohdat ja mahdollistaa sinkin uuttamisen ja galvanoinnin vetyioneista köyhässä ympäristössä. Tämä lisää sinkin galvanoinnin tehokkuutta ja mahdollistaa galvanoinnin jauheena eikä kiinni tarttuvana levynä, mikä vaatisi galvanointilisäaineiden lisäämisen, jolla saattaisi olla vahingollinen vaikutus uuttamisreaktioihin. Anolyytti ja katolyytti on erotettu toisistaan ioniselektiivisellä membraa-nilla (kuten Nafion'illa), ja virtaa kulkee membraanin läpäisevien ionien, kuten natriumin mukana, joka ei vaikuta sinkin galvanointiin. Myös vetyionit kulkevat näiden diafragmo-jen läpi ja vaikuttavat sinkin galvanointiin, ja keksinnön erityisenä tarkoituksena on uuttaa mineraali vähän happa-missa olosuhteissa heikosta sinkin galvanoinnista johtuvien suurien kustannusten välttämiseksi.
Keksinnöllä on saatu aikaan menetelmä sinkin talteenottami-seksi sinkkipitoisesta malmista tai rikasteesta elektrolyysi-kennossa, joka käsittää katodin sisältävän katodiosaston ja anodin sisältävän anodiosaston, jotka katodi- ja anodi-osastot on muodostettu sijoittamalla niiden väliin ioniselektiivinen membraani, jolle on tunnusomaista kyky estää ionien, jotka saattavat vaikeuttaa sinkin galvanointia, kulkeutumisen anodiosastosta katodiosastoon, jossa menetelmässä anodi- 3 81386 osastossa muodostetaan kloridi-ioneja ja kupari-ioneja sisältävän liuoksen avulla malmin tai rikasteen liete, lietteeseen sekoitetaan tehokkaasti happipitoista kaasua, seos pidetään pääasiassa ilmakehän paineessa ja liuoksen kiehuma-pisteeseen asti olevassa lämpötilassa, ja liuoksen pH pidetään arvossa 1-4, minkä johdosta syntyvä liuos on rikas liukoiseksi tehdystä sinkistä, ainakin osa seosta poistetaan ja siitä erotetaan syntynyt liuos, syntynyt liuos saatetaan kosketukseen sinkkiä sisältävän malmin tai rikasteen kanssa, minkä johdosta siitä saostuu ionista kuparia, liuos johdetaan katodiosastoon ja sinkki otetaan sähkökemiallisesta talteen katodilla. Haluttaessa syntyneen liuoksen neste voidaan erottaa mineraalista ja syntynyt liuos saatetaan kosketukseen sinkkimetallin kanssa lisäpuhdistusta varten.
Keksintö merkitsee parannusta tunnettuihin menetelmiin verrattuna, koska sinkin koko liuottaminen ja talteenotto tapahtuu yhdessä ainoassa kennossa, jossa käytetään ioniselektiivistä membraania, kuten Nation'ia. Ei tarvitse käyttää suurta liuoksen virtausta, sillä samanaikaisesti suoritettu uutto kuluttaa kennossa muodostuneet vetyionit. Lisäksi keksinnön menetelmä edistää ionisen kuparikatalysaattorin helppoa kierrättämistä minimaalisin häviöin. Menetelmä mahdollistaa myös anolyytin toiminnan vähän happamissa olosuhteissa ilman kloorin syntymistä, minkä johdosta voidaan käyttää halpoja grafiittianodeja alhaisen hapetuspotentiaalin ansiosta, verrattuna kloorin tai hapen syntymiseen, mikä myös myötävaikuttaa alhaiseen kennojännitteeseen ja täten energiakustannuksiin. Eräänä toisena etuna on, että mahdollisesti uutettu rauta hapettuu ferrimuotoon ja hydrolysoituu sitten muodostaen goetiittia tai akageniittia, joten vältetään elektrolyytin rautaepäpuhtaiksia. Vähän happaman anolyytin käyttö, verrattuna tekniikan tasoon, lisää sinkin galvanoin-nin tehokkuutta ja vähentää energiakustannuksia, jotka muodostavat sinkin tuoton kustannusten tärkeimmän komponentin.
Keksinnön ensimmäisessä edullisessa sovellutusmuodossa on tarkoituksenmukaista käyttää sinkkipitoista malmia tai rikas- 4 81 386 tetta, johon ionien kupari saostetaan, osana syöttöä ano-diosastoon. Tällöin tapahtuu kuparin uudelleen liukenemista tarvitsematta erikseen lisätä huomattavia katalysaattorimää-riä.
Toisessa edullisessa sovellutusmuodossa seoksen pH anodi-osastossa on 2,5-3,5 ja mieluimmin 3. Kuten edellä on esitetty, vähän happamien olosuhteiden käyttö helpottaa vedyn kehittymisen ehkäisyä katodiosastossa ja kloorin kehittymisen ehkäisyä anodiosastossa, mikä ehkäistään mineraalilietteen pelkistysvoimalla.
Vielä toisessa edullisessa sovellutusmuodossa liuoksen lämpötila anodiosastossa on 50°C:sta liuoksen kiehumapisteeseen asti, sopivasti 70-100°C ja mieluimmin 85-95°C.
Ionista kuparia on läsnä sinkkipitoisen malmin tai rikasteen uuttamisen katalysaattorina ja tyypillisesti sitä lisätään noin 5-25 g/1.
Kloridilähteenä uuttoliuoksessa voi olla natriumkloridi tai muu alkali- tai maa-alkalimetallikloridi. Tyypillisesti käytetään natriumkloridia noin 200-300 g/l:n väkevyytenä. Kuparin saostusvaiheessa sulfidimalmiin tai -rikasteeseen saostus voidaan suorittaa myös muille mineraaleille kuin sfaleriitille, esimerkiksi galenalle, pyrrotiitille ja kalko-pyriitille.
Seuraavat esimerkit esittävät menetelmän sovellettuna sinkki-pitoisiin malmeihin. On tietenkin mahdollista, että muita perusmetalleja voi olla läsnä malmeissa tai ne on aikaisemmin poistettu käyttämällä menetelmiä, kuten US-patentissa 4 148 698 esitettyä menetelmää.
Keksinnön mukainen menetelmä perustuu siihen, että anolyytti-ja katolyyttireaktiot on erotettu toisistaan ioniselektiivisellä membraanilla.
I) 5 81386 Tämä mahdollistaa ionisen kuparin käytön anodisen hapettami-sen katalysoimiseksi anolyytissa ja puhdistettujen sinkki-liuosten käytön katodisesti pelkistettäviksi katolyytissä seuraavien reaktioiden mukaan.
Anodi: Cu+ -> Cu2 + + e
Zns + 2 Cu2+ -> Zn2+ + 2Cu+ + s°
Katodi: Zn2+ + 2e -> Zn° Sähköinen neutraalisuus säilyy Na+-ionien kulkeutumisen johdosta ioniselektiivisen membraanin läpi.
Esimerkki 1
Ionisen kuparin saostus
Aika Lämpötila pH Cu/Cu2* O" 55 2,8 22,0/2,8 0+ 65 4,3 18,8/2,9 i 83 4,4 2,1/2,0 1 86 4,7 0,05/0,2 li 86 4,6 0,02/0,04 2 - 0,008/0,02
Syöttö: Sfaleriittirikaste, jossa on 0,7 % Cu Jäännös: 4,6 % Cu
Lietteen tiheys: 50 paino-%
Yllä oleva taulukko havainnollistaa ionisen kuparin talteenoton tehokkuutta saostettaessa sfaleriittiin.
Esimerkki 2 6 81 386
Tulokset 50 l;n kennossa
Syöttö: sfaleriittirikaste Nimellisvirta: 60 A
Elektrolyytti: Om.p. 1,21 Lietteen tiheys: 100 g/401 250 g/1 NaCl 2 paino-% 60 g/1 Zn++
Aika (h) 0+ 1 2 3 4 5 6 7 8 O/N
Ilman vir- 1,5 1,5 1,5 1,52 3,5 3,5 3,5 3,0 3,0 taus (1/min) Lämpö- 90 88 90 90 90 90 91 90 90 90
tila °C
„ 2,34 2,18 2,15 2,14 2,18 2,90 3,13 2,95 3,18
Kenno- jännite___________
Anolyytti
Analyysi
Zn g/1 58,0 60,0 64,0 62,4 63,6 62,4 63,6 63,6 61,2 61,2
Cu g/1 17,2 16,4 16,4 16,4 15,2 14,4 17,2 17,6 17,6 16,8
Cu++ g/1 3,5 4,6 5,1 4,8 6,1 10,1 17,2 17,6
Fe g/1 0,02 0,02 0,02 0,02 0,02 0,01 0,07 0,8 1,1 1,7 pH_3,4 3,1 3,1 2,9 2,8 2,6 1,3 0,6 0,5 1,6_
Katolyytti
Analyysi
Zn g/1 61,0 38,0 47,0 49,2 44,4 57,6 46,2 42,0 42,6 pH_6,2 6,5 6,5 6,2 6,3 6,0 6,2 6,2 6,4_ . . Kiintoai neen analyysi % Zn % Fe % Cu % Et)
Syöttö 36,0 13,8 0,2 0,02
Lopullinen 1,7 14,8 0,1 0,01 % talteenotto 97
Energian kulutus: 2,5 kVJh/kg
II
Esimerkki 3 7 81386
Tulokset 50 l:n kennossa
Syöttö: sfaleriittirikaste Nimellisvirta: 40 A
Elektrolyytti: Om.p. 1,2 Lietteen tiheys: 800 g/401 250 g/1 NaCl 1,6 paino-% 60 g/1 Zn2 +
Aika (h) 0+ 1 2 3 4 5 6
Ilman vir- taus (1/min) 2,5 0,5 1 1 1 2 2 Lämpö- 90 89,5 90 89 90 89,6 90
tila C
Kenno- 1,98 2,72 2,81 2,98 3,10 3,22 3,24 jännite_
Anolyytti
Analyysi
Zn g/1 56,4 58,8 60,0 66,0 69,6 68,4 69,6
Cu g/1 8,3 8,2 8,2 8,6 8,6 8,5 8,8
Cu++ g/1 4,2 2,4 2,2 2,2 2,5 2,7 4,6
Fe g/1 0,3 0,3 0,4 0,6 0,7 0,7 0,6 pH_2,2 2,5 2,1 2,3 2,0 2,0 2,0
Katolyytti
Analyysi
Zn g/1 46,8 46,2 44,4 43,2 43,8 45,0 45,0 pH_5,2 5,8 6,0 6,3 6,5 6,3 6,5
Kiintoaineen % Zn % Fe % Cu % Pb analyysi
Syöttö 36,0 8,2 0,7 4,6
Lopullinen 10,1 10,6 0,9 0,05 % Talteenotto 70
Energian kulutus: 2,75 kWh/kg 8 81 386
Esimerkki 4
Tulokset 50 l:n kennossa
Syöttö: sfaleriittirikaste Nimellisvirta: 60 A
Elektrolyytti: Om.p. 1,2 Lietteen tiheys: 3,5 kg/401 250 g/1 NaCl 6,9 paino-% 60 g/1 Zn++
Aika (h) 0+ 2 4 6 8 10 12
Ilman vir- 2 1 2 1 0,5 0,5 0,5 taus (1/min) Länpöti- 90 90 90 90 90 90 90 la
Kenno- 2,40 2,48 2,71 3,21 3,40 3,50 3,50 jännite_
Anolyytti
Analyysi
Zn g/1 54,0 57,6 58,8 64,8 69,6 74,4 78,0
Cu g/1 17,6 18,4 16,8 16,8 16,4 16,4 16,8
Cu+* g/1 3,0 3,8 3,5 - 3,8 4,2 4,3
Fe g/1 0,02 0,03 0,03 0,08 0,2 0,2 0,09 pH_3,6 3,4 2,5 2,8 2,2 2,6 2,8
Katolyytti
Analyysi
Zn g/1 29,4 24,0 28,8 26,4 28,0 31,8 37,8 pH_6,5 6,8 6,8 6,9 6,1 6,3 6,4
Kiintoaineen %Zn % Fe % Cu % Pb analyysi
Syöttö 37,8 13,0 0,8 0,5
Lopulli- 11,2 20,9 3,8 0,03 nen % Talteen- 70 otto
II
Energian kulutus: 2,2 kWh/kg
Esimerkki 5 9 81386
Tulokset 50 l;n kennossa
Syöttö: sfaleriittirikaste Nimellisvirta: 60 A
Elektrolyytti: Om.p. 1,2 Lietteen tiheys: 840 g/401 250 g/1 NaCl 1,7 paino-% 60 g/1 Zn++
Aika (h) 0+ 1 2 3 4 5 6
Ilman virtaus (1/min) 2 2 2 2 4 6 6 Lämpötila °C 50 50 50 50 50 50 50
Kennojännite 3,36 3,28 3,43 3,27 3,19 3,03 2,92
Anolyytti
Analyysi
Zn g/1 60,0 62,0 62,0 58,0 60,0 60,0 60,0
Cu g/1 13,2 13,6 13,2 13,6 13,6 13,6 14,0
Cu g/1 2,6 4,3 6,2 13,6 13,6 13,6 14,0
Fe g/1 1,0 0,9 0,8 1,0 1,4 1,4 1,5 pH_0,3 0,7 1,0 0,5 0,0 0,0 0,2
Katolyytti
Analyysi
Zn g/1 56,0 50,1 47,0 41,0 41,0 42,0 40,0 pH_6,5 6,7 6,8 6,8 6,7 6,7 6,7
Kiintoaineen analyysi % Zn % Cu % Fe % Pb
Syöttö 42,0 0,2 8,3 0,05
Lopullinen 38,4 0,1 7,5 0,02 % Talteenotto 9
Energian kulutus: 45 kWh/kg
Esimerkin 2 koe toistettiin 50°C:n lämpötilassa. Ioninen kupari oli 3 tunnin kuluttua kuprimuodossa ja pH laski alle 1,0 vedyn kehittyessä katodilla, mikä osoittaa, että tässä lämpötilassa puuttuu reaktiokykyä.
Esimerkki 6 10 81386
Tulokset 50 l:n kennossa
Syöttö: sfaleriittirikaste Nimellisvirta: 60 A
Elektrolyytti: Om.p. 1,228 Lietteen tiheys: 890 g/401 250 g/1 NaCl 1,8 paino-% 50-60 g/1 Zn++
Aika (h) 0+ 1 2 3 4 5 5,5 6
Ilman virtaus (1/min) 0,5 0,5 0,5 1 1 1 1 2 Länpötila °C 75 75 75 75 70 70 70 70
Kennojännite_2,28 2,15 2,14 2,62 2,71 2,78 2,80 2,81
Anolyytti
Zn g/1 50,4 52,8 54,0 57,6 56,4 57,6 57,6 57,6
Cu g/1 14,8 15,2 15,6 16,0 15,6 15,6 15,2 15,6
Cu++ g/1 3,8 4,2 3,4 6,9 7,4 8,3 9,6 12,4 % Cu2+ 26 28 22 43 47 53 63 79
Fe g/1 0,04 0,3 0,4 0,3 0,5 0,6 0,6 0,6 2H_2,9 3,2 2,3 2,5 2,0 2,5 2,0 1,6
Katalyytti
Analyysi
Zn g/1 46,2 60,0 64,8 46,6 46,8 46,8 47,2 45,6 £H_5,8 5,7 5,2 6,0 6,2 6,3 6,3 6,3
Kiintoaineen analyysi % Zn % Fe % Cu % Pb
Syöttö 42,6 10,4 0,2 0,05
Lopullinen 30,0 8,4 0,1 0,03 % Talteenotto 30 Energian kulutus: 8,2 kWh/kg
Esimerkin 2 koe toistettiin alkulämpötilassa 75°C, joka myöhemmin laskettiin 70°C:een. Kolmen tunnin kuluttua 75°C:ssa kuprimuodossa olevan ionisen kuparin osuus oli kasvanut vain 17 %:lla kun pH säädettiin rajoissa 2,5-3,5 johtamalla ilmaa. Kun lämpötila laskettiin 70°C:een, 4-6 tuntia, kuprimuodossa olevan ionisen kuparin osuus nousi jyrkemmin 32 %:lla kun pH pyrki alenemaan huolimatta lisätystä ilman syötöstä. Nämä tulokset osoittavat, että reaktiokyky on riittävä 75°C:ssa, mutta rajallinen 70°C:ssa.
11 81386
Piirustus esittää kaaviollisesti laitetta ja on samalla juoksu-kaavio .
Tuoretta malmia 1 lisätään sähkökemiallisen kennon 3 anodi-osastoon 2. Kenno 3 käsittää anodit 4 ja katodin 5. Katodia 5 ympäröi ioniselektiivinen membraani 6, joka estää kupari-ionien virtauksen anodiosastosta katodiosastoon. Happipitoista kaasua 7 johdetaan anodiosastoon lähteestä 8 ja se sallii sinkkipitoi-sen malmin tehokkaan sekoittumisen lähteestä 10 lisätyn kloridia sisältävän uuttoliuoksen 9 kanssa. Anodiosastossa 2 sinkki-metallia liukenee sinkkipitoisesta malmista siirtyen täten liuokseen kupari-ionien kanssa, jotka on lisätty uuttoliuok-seen joko kierrättämällä tai erillisestä kuparilähteestä (ei esitetty).
Ennalta määrätyn kosketusajan kuluttua sinkkipitoisen malmin ja kupari- ja kloridi-ionien välillä, muodostunut liete poistetaan kennosta ja johdetaan erottimeen 11, jossa sinkistä ja kuparista rikas liuos 12 erotetaan jäännöksestä 13. Osa sinkistä ja kuparista rikasta liuosta 12 johdetaan sitten saostusastiaan 14 yhdessä ainakin osan kanssa sinkkipitoista malmia tai rikastetta 1. Näiden välisen kosketuksen tuloksena kupari saostuu pääasiassa liuoksesta 12 sinkkipitoiseen malmiin tai rikasteeseen. Sinkistä rikas ja kupari-ioneista vapautettu liuos 15 johdetaan sitten katodiosastoon 16, jossa sinkkimetallia galvanoituu katodiin 5. Saostusastiästä 14 saatu jäännös 17 käsittää sinkkipitoista malmia tai rikastetta ja saostunutta kuparia ja se johdetaan anodiosastoon 2 sekä kuparin että sinkin liuottamiseksi siinä.
Keksintö soveltuu näin ollen sykliseen jatkuvaan menetelmään, joka mahdollistaa sekä sinkin galvanoinnin katodille samalla kun perusmetallit uutetaan ilmastetussa lietteessä diafragma-kennon anodiosastossa.
Claims (9)
1. Menetelmä sinkin talteenottamiseksi sinkkipitoisesta malmista tai rikasteesta elektrolyysikennossa, joka käsittää katodin sisältävän katodiosaston ja anodin sisältävän anodiosaston, jotka katodi- ja anodiosastot on muodostettu sijoittamalla niiden väliin ioniselektiivinen membraani, joka kykenee estämään ionisen kuparin kulkeutumisen anodiosastosta katodiosas-toon, tunnettu siitä, että anodiosastossa muodostetaan malmin tai rikasteen liete kloridi-ioneja ja kupari-ioneja sisältävän liuoksen avulla, lietteeseen sekoitetaan tehokkaasti happipitoista kaasua, seos pidetään pääasiassa ilmakehän paineessa ja liuoksen kiehumapisteeseen asti olevassa lämpötilassa, ja seoksen pH pidetään arvossa 1-4, minkä johdosta syntyvä liuos on rikas liuenneesta sinkistä, ainakin osa seosta poistetaan ja syntynyt liuos erotetaan siitä, syntynyt liuos saatetaan kosketukseen sinkkipitoisen malmin tai rikasteen kanssa, jolloin siitä saostuu ionista kuparia, syntynyt liuos johdetaan katodiosastoon ja sinkki otetaan sähkökemiallisesti talteen katodilla.
2- Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av ett tili uppelamningen tilleättee zinkhaltig malm eller koncentrat och kopparfällning.
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että lietteeseen lisätään sinkkipitoista malmia tai rikastetta ja kuparisaostumaa.
3· Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av att blandningene pH är frän 2,5 tili 3,5. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av att löeningene temperatur är frän 50 C upp tili löeningene kokpunkt. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av , O O att löeningene temperatur är frän 70 C tili 100 C. is 81386
3. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että seoksen pH on 2,5-3,5.
4. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuoksen lämpötila on 50°C:sta liuoksen kiehumapisteeseen asti.
5. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuoksen lämpötila on 70-100°C.
6. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av o o att löeningens temperatur ligger mellan 85 C och 95 C.
6. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuoksen lämpötila on 85-95°C. 13 81 386
7. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av att löeningen mnehäller ca 5-25 g/1 jonisk koppar.
7. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että liuos sisältää noin 5-25 g/1 ionista kuparia.
8. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av att i huvudeak ali i den resulterande löeningen ingäende jonisk koppar utfälle genom kontakt med zinkhaltig malm el-ler koncentrat .
8. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että pääasiassa kaikki syntyneeseen liuokseen sisältyvä ioninen kupari saostetaan kosketuksella sinkkipitoisen malmin tai rikasteen kanssa.
9. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että kloridi-ioneja lisätään natriumklori-dina väkevyydessä 200-300 g/1. 14 81 386 !· Förfarande för utvinning av zink frän an zinkhaltig malm eller ett koncentrat i en elektrolyecell innefattande an katodavdelning innehällande en katod och an anodavdelning innehällande en anod, vilka katod- och anodavdelningar är bil" dade genom att mellan dem ineätta en joneelektiv membran, aom förmär hindra migration av joniek koppar frän anodavdelningan tili katodavdelningen, kannetecknat av att i anodavdelningen bildae en uppslamning av malm eller koncentrat med hjälp av en k1or id- och kopparjoner innehällande loaning, eyrehaltig gas blandae effektivt med uppelamningen, blandningen hällee vid huvudeak1igen atmoefäriekt tryck och en temperatur upp tili 1öeningene kokpunkt, och blandningene pH hälise vid 1-4, tili fdljd av vilket den reeulterande löenmgen är rik pä lost zink, ätminatone en del av blandningen avlägenae och den reeulterande 1öeningen aeparerae frän den, den reeulterande lösningen bringae i kontakt med zinkhaltig malm eller koncentrat, varvid joniek koppar utfälle frän denna, den reeulterande löeningen inledee x katodavdelningen och zink utvinnee elektrokemiekt vid katoden.
9. Förfarande enligt patentkravet 1, kännetecknat av att kloridjoner tillsättee som natriumklorid i en koncentra-tion av 200-300 g/1.
Applications Claiming Priority (4)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AUPG751684 | 1984-10-05 | ||
AUPG751684 | 1984-10-05 | ||
PCT/AU1985/000230 WO1986002107A1 (en) | 1984-10-05 | 1985-09-20 | Production of zinc from ores and concentrates |
AU8500230 | 1985-09-20 |
Publications (4)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI862385A0 FI862385A0 (fi) | 1986-06-04 |
FI862385A FI862385A (fi) | 1986-06-04 |
FI81386B true FI81386B (fi) | 1990-06-29 |
FI81386C FI81386C (fi) | 1990-10-10 |
Family
ID=3770792
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI862385A FI81386C (fi) | 1984-10-05 | 1986-06-04 | Foerfarande foer utvinning av zink fraon en zinkhaltig malm eller ett koncentrat. |
Country Status (29)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4684450A (fi) |
EP (1) | EP0197071B1 (fi) |
JP (1) | JPS62500388A (fi) |
KR (1) | KR890005181B1 (fi) |
CN (1) | CN1013381B (fi) |
AU (1) | AU570580B2 (fi) |
BR (1) | BR8506944A (fi) |
CA (1) | CA1260429A (fi) |
CS (1) | CS268673B2 (fi) |
DE (1) | DE3574741D1 (fi) |
DK (1) | DK249786D0 (fi) |
ES (1) | ES8605052A1 (fi) |
FI (1) | FI81386C (fi) |
GR (1) | GR852394B (fi) |
HU (1) | HU198759B (fi) |
IE (1) | IE56638B1 (fi) |
IN (1) | IN166276B (fi) |
MA (1) | MA20542A1 (fi) |
MW (1) | MW3886A1 (fi) |
NO (1) | NO862221D0 (fi) |
NZ (1) | NZ213678A (fi) |
OA (1) | OA08339A (fi) |
PH (1) | PH21404A (fi) |
PT (1) | PT81258B (fi) |
RO (1) | RO95898B (fi) |
WO (1) | WO1986002107A1 (fi) |
ZA (1) | ZA857259B (fi) |
ZM (1) | ZM7485A1 (fi) |
ZW (1) | ZW16485A1 (fi) |
Families Citing this family (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS62111699A (ja) * | 1985-08-05 | 1987-05-22 | コラボラテイブ・リサ−チ・インコ−ポレ−テツド | 制限断片長多形性による遺伝子型の決定 |
US4804458A (en) * | 1987-08-20 | 1989-02-14 | Amoco Corporation | Process for collecting vapor in ebullated bed reactors |
CN1034958C (zh) * | 1993-05-06 | 1997-05-21 | 王绍和 | 硫化锌矿电解制取锌的方法及其电解槽 |
US5609747A (en) * | 1995-08-17 | 1997-03-11 | Kawasaki Steel Corporation | Method of dissolving zinc oxide |
CN101126164B (zh) * | 2007-07-27 | 2010-11-10 | 葫芦岛锌业股份有限公司 | 利用高氟锌物料和高二氧化硅锌物料生产电解锌的方法 |
CN103014778A (zh) * | 2012-12-11 | 2013-04-03 | 北京矿冶研究总院 | 一种矿浆电解装置 |
CN103710727B (zh) * | 2013-12-05 | 2016-04-06 | 中南大学 | 可溶性溴盐的应用 |
Family Cites Families (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3673061A (en) * | 1971-02-08 | 1972-06-27 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
US3772003A (en) * | 1972-02-07 | 1973-11-13 | J Gordy | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore |
US3736238A (en) * | 1972-04-21 | 1973-05-29 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
FR2323766A1 (fr) * | 1975-04-21 | 1977-04-08 | Penarroya Miniere Metallurg | Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures |
AU510493B2 (en) * | 1976-04-01 | 1980-06-26 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Extracting metals from ores |
IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
AU527808B2 (en) * | 1977-11-06 | 1983-03-24 | The Broken Hill Proprietary Company Limited | Simultaneous electrodissolution and electrowinning of metals from sulphide minerials |
AU537305B2 (en) * | 1979-04-09 | 1984-06-14 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Production of lead from ores and concentrates |
NO149003C (no) * | 1979-04-17 | 1984-01-25 | Elkem As | Fremgangsmaate til selektiv ekstraksjon av sink fra kloridloesninger som inneholder hovedsaklig jern, kobber og sink |
US4536214A (en) * | 1983-07-07 | 1985-08-20 | Duval Corporation | Metal sulphide extraction |
-
1984
- 1984-10-04 ZM ZM74/85A patent/ZM7485A1/xx unknown
-
1985
- 1985-09-20 IE IE2327/85A patent/IE56638B1/en not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 AU AU49568/85A patent/AU570580B2/en not_active Ceased
- 1985-09-20 BR BR8506944A patent/BR8506944A/pt unknown
- 1985-09-20 JP JP60504279A patent/JPS62500388A/ja active Granted
- 1985-09-20 KR KR1019860700284A patent/KR890005181B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 RO RO123603A patent/RO95898B/ro unknown
- 1985-09-20 EP EP85904778A patent/EP0197071B1/en not_active Expired
- 1985-09-20 DE DE8585904778T patent/DE3574741D1/de not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-20 HU HU854217A patent/HU198759B/hu not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 US US06/871,402 patent/US4684450A/en not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-20 WO PCT/AU1985/000230 patent/WO1986002107A1/en active IP Right Grant
- 1985-09-20 ZA ZA857259A patent/ZA857259B/xx unknown
- 1985-09-23 ZW ZW164/85A patent/ZW16485A1/xx unknown
- 1985-09-25 CA CA000491522A patent/CA1260429A/en not_active Expired
- 1985-09-27 IN IN761/MAS/85A patent/IN166276B/en unknown
- 1985-10-02 NZ NZ213678A patent/NZ213678A/xx unknown
- 1985-10-03 GR GR852394A patent/GR852394B/el unknown
- 1985-10-04 PT PT81258A patent/PT81258B/pt unknown
- 1985-10-04 MA MA20766A patent/MA20542A1/fr unknown
- 1985-10-04 ES ES85547588A patent/ES8605052A1/es not_active Expired
- 1985-10-04 CS CS857151A patent/CS268673B2/cs unknown
- 1985-10-05 CN CN85107417A patent/CN1013381B/zh not_active Expired
- 1985-10-07 PH PH32886A patent/PH21404A/en unknown
-
1986
- 1986-04-29 MW MW38/86A patent/MW3886A1/xx unknown
- 1986-05-28 DK DK249786A patent/DK249786D0/da not_active Application Discontinuation
- 1986-06-04 NO NO862221A patent/NO862221D0/no unknown
- 1986-06-04 FI FI862385A patent/FI81386C/fi not_active IP Right Cessation
- 1986-06-05 OA OA58873A patent/OA08339A/xx unknown
Also Published As
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA2138777C (en) | Production of metals from minerals | |
CN100554452C (zh) | 一种含铜硫化矿湿法提取铜的方法 | |
FI61049B (fi) | Foerfarande foer utvinning av koppar fraon koppar- och jaernhaltig malm eller slig | |
FI81386B (fi) | Foerfarande foer utvinning av zink fraon en zinkhaltig malm eller ett koncentrat. | |
US8097132B2 (en) | Process and device to obtain metal in powder, sheet or cathode from any metal containing material | |
EP0161224B1 (en) | Process for copper chloride aqueous electrolysis | |
CA1092365A (en) | Refining of ferrous and base metal sulphide ores and concentrates | |
Yang et al. | The separation and electrowinning of bismuth from a bismuth glance concentrate using a membrane cell | |
US4634507A (en) | Process for the production of lead from sulphide ores | |
Letowski et al. | A new hydrometallurgical method for the processing of copper concentrates using ferric sulphate | |
CA1109826A (en) | Electrolytic metal recovery with sulphate ion diffusion through ion-permeable membrane | |
Evans et al. | Hydrometallurgy and electrometallurgy | |
Mackowiak | (B) Electrometallurgy | |
PL111091B1 (en) | Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution | |
IE43392B1 (en) | Extraction of copper from ores and concentrates |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM | Patent lapsed | ||
MM | Patent lapsed |
Owner name: DEXTEC METALLURGICAL PTY. LTD. |