NO124036B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO124036B NO124036B NO161429A NO16142966A NO124036B NO 124036 B NO124036 B NO 124036B NO 161429 A NO161429 A NO 161429A NO 16142966 A NO16142966 A NO 16142966A NO 124036 B NO124036 B NO 124036B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- ore
- leaching
- zinc
- acid
- silicic acid
- Prior art date
Links
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims description 53
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 52
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 51
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 50
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 45
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 30
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 30
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 29
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 27
- 238000005345 coagulation Methods 0.000 claims description 25
- 230000015271 coagulation Effects 0.000 claims description 25
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 25
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 21
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 19
- -1 aluminum ions Chemical class 0.000 claims description 16
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 15
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 claims description 12
- 238000007792 addition Methods 0.000 claims description 11
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 11
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 11
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 claims description 11
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 8
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 6
- 235000019352 zinc silicate Nutrition 0.000 claims description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 4
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 claims description 3
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical class [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 claims description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 2
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 claims description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 27
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- BUACSMWVFUNQET-UHFFFAOYSA-H dialuminum;trisulfate;hydrate Chemical compound O.[Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O BUACSMWVFUNQET-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 19
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 18
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 10
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 8
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 description 7
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 5
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 5
- DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H aluminium sulfate (anhydrous) Chemical compound [Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 4
- 239000000701 coagulant Substances 0.000 description 4
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000004110 Zinc silicate Substances 0.000 description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- ZOIVSVWBENBHNT-UHFFFAOYSA-N dizinc;silicate Chemical compound [Zn+2].[Zn+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] ZOIVSVWBENBHNT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229960004887 ferric hydroxide Drugs 0.000 description 3
- IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M iron(3+);oxygen(2-);hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[Fe+3] IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 3
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 3
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 3
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FMRLDPWIRHBCCC-UHFFFAOYSA-L Zinc carbonate Chemical compound [Zn+2].[O-]C([O-])=O FMRLDPWIRHBCCC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 2
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 2
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 2
- 235000004416 zinc carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 239000011667 zinc carbonate Substances 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910020169 SiOa Inorganic materials 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 1
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011437 continuous method Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 229940006199 ferric cation Drugs 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 230000005021 gait Effects 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 239000006194 liquid suspension Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- 239000000741 silica gel Substances 0.000 description 1
- 229910002027 silica gel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J19/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J19/18—Stationary reactors having moving elements inside
- B01J19/1862—Stationary reactors having moving elements inside placed in series
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01F—MIXING, e.g. DISSOLVING, EMULSIFYING OR DISPERSING
- B01F27/00—Mixers with rotary stirring devices in fixed receptacles; Kneaders
- B01F27/60—Mixers with rotary stirring devices in fixed receptacles; Kneaders with stirrers rotating about a horizontal or inclined axis
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01F—MIXING, e.g. DISSOLVING, EMULSIFYING OR DISPERSING
- B01F33/00—Other mixers; Mixing plants; Combinations of mixers
- B01F33/80—Mixing plants; Combinations of mixers
- B01F33/81—Combinations of similar mixers, e.g. with rotary stirring devices in two or more receptacles
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C08—ORGANIC MACROMOLECULAR COMPOUNDS; THEIR PREPARATION OR CHEMICAL WORKING-UP; COMPOSITIONS BASED THEREON
- C08F—MACROMOLECULAR COMPOUNDS OBTAINED BY REACTIONS ONLY INVOLVING CARBON-TO-CARBON UNSATURATED BONDS
- C08F14/00—Homopolymers and copolymers of compounds having one or more unsaturated aliphatic radicals, each having only one carbon-to-carbon double bond, and at least one being terminated by a halogen
- C08F14/02—Monomers containing chlorine
- C08F14/04—Monomers containing two carbon atoms
- C08F14/06—Vinyl chloride
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J2219/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J2219/00049—Controlling or regulating processes
- B01J2219/00051—Controlling the temperature
- B01J2219/00074—Controlling the temperature by indirect heating or cooling employing heat exchange fluids
- B01J2219/00076—Controlling the temperature by indirect heating or cooling employing heat exchange fluids with heat exchange elements inside the reactor
- B01J2219/00083—Coils
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J2219/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J2219/00049—Controlling or regulating processes
- B01J2219/00051—Controlling the temperature
- B01J2219/00074—Controlling the temperature by indirect heating or cooling employing heat exchange fluids
- B01J2219/00087—Controlling the temperature by indirect heating or cooling employing heat exchange fluids with heat exchange elements outside the reactor
- B01J2219/00094—Jackets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J2219/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J2219/00049—Controlling or regulating processes
- B01J2219/00162—Controlling or regulating processes controlling the pressure
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J2219/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J2219/00049—Controlling or regulating processes
- B01J2219/00189—Controlling or regulating processes controlling the stirring velocity
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
- B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
- B01J2219/00—Chemical, physical or physico-chemical processes in general; Their relevant apparatus
- B01J2219/19—Details relating to the geometry of the reactor
- B01J2219/194—Details relating to the geometry of the reactor round
- B01J2219/1941—Details relating to the geometry of the reactor round circular or disk-shaped
- B01J2219/1942—Details relating to the geometry of the reactor round circular or disk-shaped spherical
-
- 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
- Y10—TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC
- Y10S—TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y10S526/00—Synthetic resins or natural rubbers -- part of the class 520 series
- Y10S526/909—Polymerization characterized by particle size of product
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Health & Medical Sciences (AREA)
- Medicinal Chemistry (AREA)
- Polymers & Plastics (AREA)
- Polymerisation Methods In General (AREA)
- Addition Polymer Or Copolymer, Post-Treatments, Or Chemical Modifications (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Fremgangsmåte til utvinning av sink fra malmer bestående av eller inneholdende silikater.
Den malm som nå vanligvis brukes for
å utvinne sink såvel ved help av pyrome-tallurgi som ved hydrometallurgi er sulfi-det (blende eller sfarelitt). I mindre måle-stokk brukes også sinkkarbonat (smitsonitt eller galmei) og sinkoksyd (sinkitt). Det er å merke at den generelle betegnelse «galmei» ) mineralogisk betegnelse av sinksilikat) ofte brukes for forskjellige sink-kar-bonatmalmer med varierende innhold av sinksilikater.
Hydrometallurgisk utvinning av sink fra sinkmalmer er forbundet med store vanskeligheter når malmen inneholder oppløselige silikater som etter utluting kan danne en oppløsning inneholdende ca. 2— 3 % oppløselig SiOa. Dette skyldes dannel-sen av kiselsyre under utlutning med svovelsyre. Kiselsyre må fjernes før den sink-sulfatholdige oppløsning behandles for å eliminere forurensninger som betydelig minsker det elektriske strømutbytte under den etterfølgende elektrolyse. Fjernelse av kiselsyre kan bare utføres ved nøytraliser-ing av oppløsningen, og da dannes der en silikagel som er vanskelig å filtrere.
Flere metoder har vært foreslått for å
unngå de ovennevnte vanskeligheter ved behandling av slike malmer. En av disse metoder er den «omvendte utlutning» (re-verse leaching) ved hvilken den fri svovelsyre-holdige elektrolyserte oppløsning
gradvis helles over malmmassen, idet pH-verdien omhyggelig reguleres for å hindre at de oppløselige silikater går i oppløsning og idet de tilsvarende sinkverdier ikke eks-
traheres. En annen metode består i at kiselsyre felles ut sammen med ferrihydroksyd, idet ferri-jonen kommer fra selve malmen eller tilsettes som ferrisulfat som er fått ved behandling av jernskrap med
en del av den elektrolyserte oppløsning og påfølgende okjsydasjon av det toverdige jern med mangandioksyd. En annen metode brukt for sulfidiske malmer, særlig når
disse malmer inneholder kvartsholdig gangart, består i å regulere på passende
måte røsting for å hindre dannelse av opp-løselige silikater. Denne metode krever en meget nøyaktig regulering av røstetempe-raturen.
Når imidlertid sinkmalmer inneholder en forholdsvis stor eller selv fremhersken-de mengde av oppløselige silikater, kan ingen av disse metoder anvendes, da de resulterende oppløsninger ville inneholde en for høy konsentrasjon av kiselsyre. Under disse betingelser består den eneste mulige metode i å behandle malmen ved flotasjon for å eliminere selve silikatkomponenten. Denne metode brukes av en stor sinkfabri-kant. Rhodesia-Broken Hill Development Co., som daglig fremstiller ca. 70 tonn. Det således fraskilte sinksilikat har ikke vært brukt inntil nå på grunn av en manglende praktisk utlutningsmetode. Da dette er av stor betydning siteres her et avsnitt av boken «Hydrometallurgy of Base Metals» av George D. Van Arsdale (side 17, Mc-Graw-Hill Book Company. Inc. 1. utg. 1953). «Der er ennå ikke mulig å behandle karbonat- og silikatmalmer med fullstendig suksess og kanskje en dag vil man fin-ne en passende utlutningsmetode for disse malmer.»
Foreliggende oppfinnelse har spesielt som formål å behandle høyverdige oppløse-lige silikatmalmer ved hjelp av en ytterst enkel utlutningsmetode. Metoden kan også med hell anvendes til lavverdige oppløse-lige silikatmalmer, slik som de som nå brukes i sink-hydrometallurgien under silika-koaguleringstrinnet.
Den hovedsakelige fordel ved foreliggende oppfinnelse består i at det er mulig å behandle ved hjelp av hydrometallurg-iske metoder sinkmalmer som inneholder oppløselige silikater, hvilke malmer forekommer i naturen i store mengder og har forholdsvis høyt sinkinnhold (40 % og eventuelt mere). En annen fordel består i at det er mulig å utlute slike malmer di-rekte ved hjelp av en enkel og billig metode. Andre fordeler vil fremgå av den følg-ende beskrivelse av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen.
Det har alltid vært fristende i hydrometallurgien å anvende sinkmalmer som inneholder oppløselige silikater, da disse malmer forekommer i forholdsvis store mengder i naturen, har stort sinkinnhold og er lett å behandle med svovelsyre med en konsentrasjon som vanligvis brukes i hydrometallurgien, nemlig ca. 100—300 og H2SO4 pr. liter.
Flere koaguleringsmidler har vært for-søkt for å koagulere kiselsyre til en filtrer-bar form. Det viktigste av disse midler er ferrihydroksyd.
Man har imidlertid alltid støtt på to store vanskeligheter, likegyldig hvilke forhold av jern og hvilke behandlingsmetoder ble tatt i bruk: en for langsom filtrering og en for stor mengde av bunnfall, og dette forårsaket at vesentlige mengder av sinksulfat ble holdt tilbake under kondisjonering av oppløsninger som inneholdt opp-løselig kiselsyre i konsentrasjoner av 20 g pr. liter eller mere.
Ved å studere det som var kjent på dette område har vi funnet at de oppnådde resultater ikke var særlig oppmuntrende. Ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen oppnåes særlig gode resultater, og det ka-rakteristiske hovedtrekk ved fremgangsmåten er at 1—50 vektsprosent aluminiumioner tilsettes utlutningstanken i form av et aluminiumsalt eller dannes in situ av tilsatt aluminiumholdig råmateriale annet enn nevnte sinkmalm, hvorpå man oppslutter reaksjonsblandingen så at kiselsyren koaguleres og fraskiller den erholdte opp-løsning av sinksulfat, hvorav sink utvin-nes ved elektrolyse.
Under de av oss foretatte undersøkel-ser har vi funnet at en tilsetning av forholdsvis små mengder aluminiumsulfat
(ca. 40—90 % i forhold til den oppløselige
kiselsyre) resulterte i ytterst hurtig filtrering, mens mengden av bunnfallet var helt tilfredsstillende. Vi har også funnet at over
visse mengder av aluminiumsulfat oppnådde man bare liten eller ingen reduksjon av bunnfallmengden. Tvertimot når mengden av det tilsatte aluminiumsulfat økte over visse grenser økte gradvis mengden av bunnfallet eller filterkaken, mens filtreringshastigheten hadde en optimal verdi. Forbedringen fått ved anvendelse av aluminiumsulfat som koaguleringsmiddel vil bedre forstås når det tas i betraktning at Rhodesia-Broken Hill Development Co. må
findele malmer for å eliminere største-delen av de oppløselige silikater, og selv da er det vanskelig å fjerne kiselsyre som uunngåelig kommer inn i oppløsningen. I anlegg av ovennevnte firma utføres granu-lering av kiselsyre, etter at malmen er ut-lutet, ved hjelp av ferrihydroksyd gjennom nøytralisering av oppløsningen og opphetning til ca. 60° C. Kondisjonering av kiselsyre betraktes som tilfredsstillende når 250 ml av suspensjonen kan filtreres i 8 minutter gjennom en Buchner-trakt med en diameter av ca. 10 cm. Søkeren vet ikke hvilket vakuum og hva slags filtrerpapir ble bruk under disse forsøk.
Ved hjelp av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen har man behandlet en malm inneholdende 25 % kiselsyre, av hvilken ca. 95 % var oppløselig i 5 % svovelsyre. Det ble tilsatt ca. 40—60 % aluminiumsulfat inneholdende 17,5 % AhO» i forhold til kiselsyre i malmen. Utlutnings- og kondi-sjoneringstid var 30 minutter, ved 95—100° C. Filtrering av 300 ml av suspensjonen varte bare 2 minutter. Det ble brukt en Buchner-trakt av samme diameter med et S & S blue ribbon-filtreringspapir, og en trykkminskning av 25 cm Hg. Tiden ble regnet inntil filterkaken sprakk.
Under ovennenvte betingelser — dvs. anvendelse av en 5 % svovelsyreoppløsning, 30 minutters utlutning og kondisjonering
ved 97—100° C og en malm med 46 % Zn og 24,7 % SiC-2 siktet gjennom en 200 mesh sikt — fikk man filterkaker som veiet fem ganger mere enn den anvendte malm-mengde. Sink utvunnet av den anvendte malm hadde ca. 90 % når kaken var vasket med 50 % vann i forhold til malmvekten. Under disse betingelser var prosentmeng-den av den oppløselige kiselsyre i den fil-
trerte oppløsning mere eller mindre konstant og utgjorde ca. 0,5 g pr. liter. Ved lengere kondisjonering av bunnfallet (1— 2 timer) minsket mengden av den opp-løselige kiselsyre til 0,4 henholdsvis 0,35 g pr. liter.
Det ble også funnet at filtreringshastigheten og mengden av bunnfallet var avhengig av den under utlutningen oppløste jernmengde. Desto høyere jernkonsentra-sjonen i oppløsningen var før koagulasjonen desto større mengder aluminiumsulfat måtte tilsettes for å holde filtreringshastigheten konstant.
Det ble også funnet at temperaturen måtte holdes så høy som mulig under utlutningen for å muliggjøre hurtig nøytra-lisasjon av syren og et kortere tidsrom mel-lom tilsetningen av hele malmchargen på en side og oppnåelsen av koagulasjonen av kiselsyren og en pH av ca. 4,0 på den annen side. Ved bruk av lavere temperaturer tok det lengere tid å nå pH av 4,0 og derved tok det lengere tid til koagulering av kiselsyren kunne begynne. Det ble også funnet at koagulerings-pH er en funksjon av kon-sentrasjonen av aluminiumsulfat i oppløs-ningen, for hver konsentrasjon av aluminiumsulfat er det alltid nødvendig å nå en gitt koagulerings-pH, ca. 3,5—4,0. Ved lavere temperaturer er det vanskelig hurtig å nå den nødvendige pH, dog kan koagulering nås gjennom nøytralisering med kalk-stein.
Et interessant trekk som ble iakttatt er at selve SOi-radikalen tilstede i aluminiumsulfat kan brukes for å angripe sinksilikat. Dette ble funnet ved å bestemme mengden av den utvundne sink i forhold til den brukte mengde av svovelsyre.
Oppfinnelsen vil i det følgende nær-mere forklares ved hjelp av flere eksempler.
Eksempel 1: Sammensetning av malmen: ZnO = 58,4%, SiC- = 24,7% AhO:. = 2,18%, Fe20:i = 1,90 %.
De utførte forsøk viste at ca. 30 % av aluminiumoksyd, ca. 20 % av ferrioksyd og ca. 95 % av kiselsyre i malmen ble oppløst under utlutningen. Disse prosentmengder ble bestemt ved analyse av en aliquot del uttatt før koaguleringen av kiselsyren.
Behandling: 5 % svovelsyre med et innhold av aluminiumsulfat (17.5% AI2O3) vist i den følgende tabell. Malmen ble behandlet ved 95—100° C. Denne temperatur) ble opprettholdt i 30 minutter etter koaguleringen.
Filtrering: Filtrering av 300 ml av suspensjonen gjennom Buchner-trakt med en diameter av ca. 10 cm med et «blue ribbon S & S» filtrerpapir, 25 cm Hg trykkminskning, tid beregnet inntil filterkaken sprakk.
Det ble forsøkt å filtrere en nøytrali-sert suspensjon som ikke var tilsatt aluminiumsulfat og filtreringen varte i over 4 timer. Ved tilsetning av forskjellige mengder ferri-katjon som koaguleringsmiddel lykkedes det å forkorte noenlunde filtrer-ingstiden som varierte fra iy2 time til 3 timer.
Disse tall viser at der finnes en optimal mengde av aluminiumsulfat som kan brukes i forhold til kiselsyre i malmen, hvilken mengde gir både kortere filtrer-ingstider og mindre vekt av filterkake. For den ovenfor angitte malm var denne opti-male mengde 40—60 % i forhold til kiselsyre i malmen.
Eksempel 2: Sammensetning av malmen: ZnO = 49.2 %, SiOi> = 23,3 %, AI2 - 3,8 %, Fe203 = 8,7 %.
De utførte forsøk viste at omtrent de samme mengder av AI2O3, Fe20;j og Si02 som i eksempel I ble oppløst.
Behandling og filtrering var identisk med eksempel 1.
Ovennevnte tabell viser at små tilsetninger av aluminiumsulfat ikke gir tilfredsstillende resultater. Imidlertid, når mengden av aluminiumsulfat øker, minsker virkningen av det oppløste jern særlig hva angår filterkakens vekt.
Den diskontinuerlige utlutning av opp-løselige silikatmalmer ved hjelp av den beskrevne og ovenfor illustrerte fremgangsmåte kunne ikke ennå betraktes som tilfredsstillende på grunn av den forholdsvis store masse av filterkake i forhold til mengden av den høyverdige oppløselige silikatmalm. Under disse betingelser var det praktisk talt umulig å bruke slam-for-tykningsmidler av Dorrtypen da dekantering praktisk talt ville være lik null (ca. 5—15%). En annen vanskelighet besto i at suspensjonen blir forholdsvis tykk ved koaguleringspunkter av Si02- Mere flytende suspensjoner kan imidlertid oppnås ved å bruke større mengder aluminiumsulfat. I alle tilfelle måtte den koagulerte suspensjon omrøres ved hjelp av kraftige og virkningsfulle midler. På den annen side var det nødvendig ved metoden å bruke elektro-lyserte oppløsninger som inneholdt maksimum ca. 50 g fri svovelsyre pr. liter, fordi en økning av suspensjonens konsi-stens frembrakt ved anvendelsen av høyere konsentrasjoner av fri svovelsyre kunne bevirke vanskeligheter under behandlingen.
Alle disse vanskeligheter ble fjernet ved hjelp av en fullstendig ny metode av utlutning av malmen. Det ble funnet ved forsøk at når fortynnet syre ble tilsatt til en tidligere nøytralisert suspensjon mens kiselsyre allerede var koagulert, kunne man få en litt større dekantering og en litt mindre filterkake; filtreringshastigheten var imidlertid forholdsvis lav.
Etter mange forsøk oppnådde man ualminnelig gunstige resultater ved vekselvis tilsetning av syre og malm. Dette kunne lett gjøres i praksis, da den finpulveriserte malm hurtig ble angrepet av den mere fortynnet svovelsyre som nå var tilstede i utlutningstanken på grunn av den fortyn-ning som ble forårsaket av de i tanken forblivende nøytraliserte syrecharger.
Med andre ord brukte man følgende
trinn:
1) innføring i utlutningstanken av en elektrolysert oppløsning med et innhold av fri svovelsyre (10 % H2SO4) og aluminiumsulfat, oppheting av denne charge til
omtrent 90° C, 2) nøytralisering ved hjelp av et lite overskudd av malmchargen, opphetning i y2 time, 3) innføring av en ny
elektrolysert oppløsningscharge (samme volum som i (1), oppheting av suspensjonen i y2 time, (4) nøytralisering av den
frie svovelsyre ved hjelp av en ny malmcharge og oppheting. Og så videre.
Etter tilsetning av et visst antall av syrecharger (alltid med aluminiumsulfat)
og av malmcharger ble før hver ny tilsetning av syreoppløsningen, en tilsvarende del av den nøytraliserte suspensjon fjernet og deretter filtrert. Utlutningstanken ble derved holdt ved et konstant nivå.
Det ble iakttatt flere interessante trekk, nemlig: 1) da i reaktoren var tilstede en eller flere syrecharger, fant det ikke lengre sted den nesten momentane koagulering som kunne iakttas ved den tidligere beskrevne diskontinuerlige metode, (2) med økningen av antallet av charger i tanken ble suspensjonen gradvis mere flytende, etter den fjerde charge forandret seg fluiditeten bare lite, (3) med økningene av antallet av charger i tanken økte de-kanteringshastigheten, (4) etter igangset-ting, dvs. etter at en del av suspensjonen ble fjernet før tilsetningen av hver ny syrecharge minsket gradvis mengden av bunnfallet og mengden av de dekanterte faste stoffer og minskningen var en funksjon av både temperaturen og antallet av charger i tanken, (5). Etter at behandlingen skred frem i kontinuerlig form begynte sandlignende, sprø og forholdsvis tette korn å vise seg i betydelige mengder.
Ifølge de oppnådde resultater ser det ut at kiselsyrekorn som er koagulert under den forutgående behandling virker som kjerne for ny korndannelse av kiselsyre i oppløsning og når prosessen skrider frem viser det seg en stor mengde av hårde kiselsyrekorn som er mye større enn malmpar-tikler og lar seg hurtig dekantere.
Et annet interessant trekk er at ved hver ny syrebehandling av en nøytralisert suspensjon går en del av aluminium og jern utfelt ved en tidligere behandling igjen i oppløsning (ca. 40 % av jernet og ca. 60 % av aluminium). Den mengde av aluminiumsulfat som hver gang må tilsettes for å opprettholde en viss filtrer-ingshastighet og mengden av bunnfallet kan derfor tilsvarende minskes.
Det er mulig at de således oppnådde gode resultater skyldes heller en gradvis enn en momentan koagulering av kiselsyren, som det er tilfelle under den diskontinuerlige behandling av bare en charge. Selv om der fåes bedre resultater når man øker antallet av de behandlede charger i utlutningstanken, finnes det en viss grense og denne grense består i kapasiteten av utlutningstanken som er nødvendig for å beholde resten fra charger, en annen fak-tor er syrefortynning som minsker syrens nøytraliserende virkning på malmen, hvor-ved nøytralisering og koagulering tar lengere tid.
Det ble allerede nevnt at suspensjoner som fjernes fra utlutningstanken når prosessen er i full gang lett dekanterer. Det ble forsøkt å sende tilbake til utlutningstanken en del av den dekanterte slam, mens resten ble filtrert. Samtidig ble mengder av den til utlutningstanken tilbakeførte slam og av den filtrerte slam slik regulert at slamnivået også i dekanteringsapparatet var jevnt. Dette forårsaket en ny minsk-ning av filterkakens volum når prosessen en gang var satt igang.
Som nevnt, består slammen i dekanteringsapparatet både av grove, hårde, sandlignende korn og av geléaktige korn. De grove korn er tettere og dekanterer hurtigere idet den nylig koagulerte kiselsyre forblir på toppen. Den øvre del av den dekanterte slam, dvs. den del som inneholder fersk utfelt kiselsyre som ikke ennå ble utsatt for flere avvekslende ansyrings- og nøytraliseringsbehandlinger ble ført tilbake til tanken i andre forsøk, mens den tettere og lettere filtrerbare slam ble filtrert. Dette resulterte i filterkaker med mindre volum for den samme mengde malm, mens prosessen var i full gang.
Nedenfor angis flere eksempler av utførelsesmåten av foreliggende oppfinnelse.
Eksempel 3:
I eksempel 3, 4 og 5 ble brukt den samme malm som hadde en identisk sammensetning med malmen ifølge eksempel I.
I foreliggende eksempel var behand-
lingsbetingelsene som følger: Avvekslende innføring av tre charger av 10 % svovelsyre med et innhold av 0,66 g aluminiumsulfat (17,5% AI2O3) pr. 100 milliliter og av tre malmcharger, opphetning til 95— 100° C i 30 minutter etter hver syre- eller malmtilsetning fjernelse av en tredjedel av den i utlutningstanken før hver ny tilsetning av en syrecharge inneholdte suspensjon, idet det begynnes med den tredje charge.
De nedenfor angitte filtreringstall fikk man ved å filtrere 300 milliliter nøytrali-sert suspensjon som var fjernet fra utlutningstanken med en Buchner-trakt med en diameter av ca. 10 cm og «blue ribbon S & S»-filtreringspapir. Det ble anvendt en trykkminskning av 25 cm og tiden ble beregnet inntil filterkaken sprakk.
Eksempel 4:
Forsøksbetingelser var nøyaktig de samme som i eksempel 3, med den unn-tagelse at det ble brukt 10 % svovelsyre med et innhold av 1,33 g aluminiumsulfat (17,5% AI2O3) pr. 100 milliliter.
Eksempel 5:
Forsøksbetingelsene var nøyaktig de samme som i eksempel 3, med den unn-tagelse at det ble brukt 10 % svovelsyre med et innhold av 2,0 g aluminiumsulfat (17,5 % AlaOn) pr. 100 milliliter.
Når utlutning og koagulering er over, utgjør den resterende konsentrasjon av den oppløselige kiselsyre ca. 0,25 g pr. liter, når den ovenfor beskrevne kontinuerlige metode brukes. Kiselsyrekonsentrasjonen kan senkes når dette er nødvendig og særlig når rensningen utføres ved hjelp av pulverformet sink og således en del av den oppløste kiselsyre utfelles og gjør det vanskelig å filtrere residuumet. For å gjøre dette brukes ferrijon eller aluminiumjon som koaguleringsmiddel i en særskilt behandling. Hvis det er nødvendig å fjerne kiselsyre, er det mulig å beholde i oppløs-ningen en del av jern og aluminium som trenges for å koagulere resten av kiselsyren til en grad av ca. 0,1 g pr. liter, hvilket er den konvensjonelle konsentrasjon tillatt ved vanlige metoder. For å oppnå dette må pH av oppløsningen og særlig tiden for koaguleringsbehandling nøye reguleres.
Etter at overskuddet av den oppløste kiselsyre er fjernet, utfører man den vanlige rensningsbehandling for å fjerne fra oppløsningen slike forurensninger som kop-per, kadmium, nikkel og kobolt som betrak-telig kunne minske strømutbytte.
I hydrometallurgien av sink brukes det vanligvis utlutningsoppløsninger som inneholder ca. 10—30 % H2SO4. Ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen er det også mulig å anvende slike konsentrasjoner og det eneste som kreves er at det begynnes med lavere konsentrasjoner og gradvis øker dem når fluiditeten av suspensjonen i utlutningstanken tillater det.
Foreliggende oppfinnelse kan også brukes til behandling av konvensjonelle malmer som inneholder slike oppløselige silikater at de krever bruk av en metode som gjør det mulig å hindre deres oppløs-ning eller som. f remmer koagulering av den resulterende oppløselige kiselsyre. I slike tilfelle er det best å tillate at større mengder av kiselsyre går i oppløsning med det resultat at sinken som opprinnelig er tilstede i malmen bedre utnyttes for å frem-me koagulering. Dette kan lett gjøres ved å tilpasse utlutningsmetoden til fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse, eller ved å bruke den konvensjonelle koaguleringsmetode for kiselsyre ved hjelp av jern eller aluminium og deretter ved å føre en del av det dekanterte slam igjen til utlutningstanken, mens utelukkende denne del filtreres som inneholder fullt granulert og sandlignende kiselsyre.
Aluminiumsulfat kan lett og billig fremstilles ved hjelp av den konvensjonelle metode. Det er også funnet at det er mulig å fremstille de for koagulering av kiselsyre nødvendige aluminiumjoner ved å behandle findelt bauxit eller hvilken som helst aluminiummalm som inneholder AI2O3 i lett oppløselig form med en elektrolysert oppløsning som inneholder fri syre. Dette utføres i en oppløsningstank forsynt med omrørings- og opphetningsinnretninger. De mengder av malm som uavbrutt tilsettes og deres findeling reguleres etter behov for å opprettholde den ønskede konsentrasjon av aluminiumsulfat i den oppløsning som skal sendes til utlutningstanken. Dette er ikke den eneste måte for å skaffe aluminiumjoner. Disse joner kan også fåes ved å behandle aluminiummalmen i selve utlutningstanken under syrekondisjonerin-gen, aluminiummalmen kan da males sammen med sinkmalmen.
Et annet viktig trekk ved foreliggende oppfinnelse består i at det ikke alltid er nødvendig å skaffe de for riktig koagulering av kiselsyre nødvendige aluminiumjoner fra en ytre kilde. Det er tilstrekkelig at selve malmen inneholder en slik grad av syreoppløselig aluminiumoksyd at aluminiumjoner kan dannes, særlig under syre-kondisjonerings-behandling, i en tilstrekkelig mengde for på tilfredsstillende måte å koagulere kiselsyren. Forsøk utført med malmen nevnt i eksempel 1 gjorde dette klart. Behandling av malmen bare med en 5 % svovelsyre og bruk av et lite overskudd av malmen ved hvilken som helst temperatur og med en opphetning av hvilken som helst varighet etter nøytrali-seringen, ville frembringe suspensjoner hvor det ville kreves to eller flere timer for å filtrere 300 milliliter. Den vekselvise behandling forkortet imidlertid denne tid til bare 15 minutter, fordi opphetning i surt medium bevirker en oppløsning av enten større imengder av aluminiumoksyd tilstede i malmen eller av aluminiumet som i en tidligere behandling ble utfelt eller koagulert sammen med kiselsyren. De ut-førte forsøk viste at oppløsningene hadde en grad av aluminiumjoner som svarte til oppløsning av ca. 30—50 % av AI2O3 i malmen. Det er derfor klart at mengden av aluminiumjoner som skal komme fra en ytre kilde er en funksjon av AI2O3 som er tilstede i den behandlede malm. Denne mengde er også avhengig av oppløselighets-graden av den spesielle AI2O3 og av opp-hetningstiden i surt medium.
Det kan derfor forekomme tilfelle hvor det ikke er nødvendig med en tilsetning av aluminiumjoner utenom de som tilveie-bringes av selve malmen, da metoden er avhengig såvel av graden av den oppløse-lige aluminiumoksyd i malmen som av behandlingen.
For å resumere kan det sies at det hovedsakelig nye ved metoden ifølge oppfinnelsen består i at det ble påvist at nærvær av aluminiumjoner under utlutningen og nøytraliseringen bevirket koagulering av den oppløselige kiselsyre på en meget fordelaktig måte. Det viste seg også at de resulterende koagulerte og nøytraliserte suspensjoner lett kunne filtreres og således gjorde det mulig å bruke malmer som ellers ikke kunne anvendes i hydrometallurgien av sink. Det viste seg på den annen side at de således oppnådde filtreringsrester etter vasking nesten ikke holder tilbake noen oppløst sink. Det viste seg videre at nærvær av aluminiumjoner betydelig bedrer koagulering av den oppløselige kiselsyre under rensningstrinnet av oppløsningen etter utlutningen når det anvendes slike malmer som nå brukes i hydrometallurgien av sink.
Et annet viktig trekk ved foreliggende oppfinnelse består i den vekselvise ansyrings- og nøytraliseringsbehandling med ledsagende fjernelse av en del av den koagulerte suspensjon som føres til fortykkel-sesinnretninger og filtreringsinnretninger før der i utlutningstanken innføres en ny charge av elektrolysert oppløsning som inneholder fri syre. Dette bevirker lett de-kanterbare suspensjoner og muliggjør bruk av slam fortykkelsesmidler og minsker derved filtreringstid og kapasiteten av filtere.
Et annet trekk ved oppfinnelsen består i tilbakeføring til utlutningstanken av en del av det dekanterte eller fortykkede slam, særlig av dens mindre tette del som inneholder nylig koagulert kiselsyre. I utlutningstanken undergår slammen en ny vekselvis ansyring og nøytralisering, hvor-ved massen av fuktige filtreringsrester betydelig minskes.
Claims (14)
1. Fremgangsmåte til utvinning av sink fra sinkmalmer bestående av eller inneholdende silikater som er oppløselige under reaksjonsbetingelsene ved utlutning av malmen med vandig svovelsyre, karakterisert ved at 1—50 vektprosent aluminiumioner tilsettes utlutningstanken i form av et aluminiumsalt eller dannes in situ av tilsatt aluminiumholdig råmateriale annet enn nevnte sinkmalm, hvorpå man oppslutter reaksjonsblandingen så at kiselsyren koaguleres og fraskiller den erholdte oppløsning av sinksulfat, hvorav sink ut-vinnes ved elektrolyse.
2. Fremgangsmåte ifølge påstand 1, karakterisert ved at aluminiumionene inn-føres i utlutningstanken sammen med opp-løsningen som inneholder fri svovelsyre fra elektrolysen.
3. Fremgangsmåte ifølge påstand 1, karakterisert ved at de for koagulering av kiselsyre nødvendige aluminiumioner fåes ved å behandle findelt aluminiummalm med en elektrolysert oppløsning som inneholder fri svovelsyre, ved en temperatur på over 70° C og under omrøring.
4. Fremgangsmåte ifølge hvilken som helst av de foregående påstander, karakterisert ved at utlutningen under tilsetning av 1—50 % aluminiumioner utføres med et overskudd av sinkmalm for å oppnå nøytralisering av syreoppløsningen og den resulterende koagulering av kiselsyre.
5. Fremgangsmåte ifølge hvilken som helst av de foregående påstander, karakterisert ved at utlutningen utføres ved en temperatur høyere enn 70° C.
6. Fremgangsmåte ifølge påstand 1, karakterisert ved at i utlutningstanken innføres gjentatt og vekselvis oppløsnings-charger inneholdende fri svovelsyre og charger av pulverformet malm, idet hver av disse tilsetninger etterfølges av en opp-varmning til en temperatur høyere enn 70° C.
7. Fremgangsmåte ifølge påstand 6, karakterisert ved at hver malmcharge er tilstrekkelig til å nøytralisere den siste oppløsningscharge som ble tilført utlutningstanken.
8. Fremgangsmåte ifølge påstand 6,
karakterisert ved at fjernelse av en del av den nøytraliserte, koagulerte og filtrerbare suspensjon går forut for innføring i utlutningstanken av en oppløsning som inneholder fri svovelsyre.
9. Fremgangsmåte ifølge påstand 8, karakterisert ved at den fjernede del av den oppsluttede suspensjon er tilstrekkelig til at samme nivå holdes i utlutningstanken ved tilsvarende trinn i en rekke gjen-tatte operasjoner.
10. Fremgangsmåte ifølge påstander 6—9, karakterisert ved at der i utlutningstanken stadig holdes suspensjoner som re-sulterer fra to eller flere oppløsningschar-ger som inneholder fri syre og malmcharger.
11. Fremgangsmåte ifølge påstander 8—10, karakterisert ved at den del av den oppsluttede suspensjon som fjernes før hver ny tilsetning av syre, sorteres eller fortykkes i konvensjonelle apparater, idet en del av det utskilte slam føres tilbake til utlutningstanken.
12. Fremgangsmåte ifølge påstand 11, karakterisert ved at den del av slammet som ikke returneres til utlutningstanken blir filtrert.
13. Fremgangsmåte ifølge påstand 11 eller 12, karakterisert ved at den del av det sorterte slam som føres tilbake til utlutningstanken er den del som er mindre tett, behøver lengere tid for bunnfeldning og inneholder ny-koagulert kiselsyre.
14. Fremgangsmåte til utvinning av sink fra malmer inneholdende sinksilikater eller andre oppløselige silikater, karakterisert ved at koaguleringen av kiselsyren etter utlutningen av malmen finner sted som et separat trinn i en annen tank og med tilsetning av 1—50 % aluminiumioner i et sådant forhold at man erholder det ønskede volum filterkake og de ønskede filtreringshastigheter.
Applications Claiming Priority (6)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FR926457A FR1382072A (fr) | 1963-03-01 | 1963-03-01 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
FR932756A FR84958E (fr) | 1963-03-01 | 1963-04-26 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
FR948908A FR84965E (fr) | 1963-03-01 | 1963-09-27 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
FR949093A FR84966E (fr) | 1963-03-01 | 1963-09-30 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères, à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
FR972927A FR85672E (fr) | 1963-03-01 | 1964-04-30 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
FR34962A FR89025E (fr) | 1963-03-01 | 1965-10-14 | Procédé de préparation en masse de polymères et de copolymères à base de chlorure de vinyle, en deux étapes, et variantes de mise en oeuvre dudit procédé |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO124036B true NO124036B (no) | 1972-02-21 |
Family
ID=27546024
Family Applications (3)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO152200A NO119049B (no) | 1963-03-01 | 1964-02-27 | |
NO153821A NO123402B (no) | 1963-03-01 | 1964-06-26 | |
NO161429A NO124036B (no) | 1963-03-01 | 1966-01-26 |
Family Applications Before (2)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO152200A NO119049B (no) | 1963-03-01 | 1964-02-27 | |
NO153821A NO123402B (no) | 1963-03-01 | 1964-06-26 |
Country Status (11)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US3562237A (no) |
BE (3) | BE644524A (no) |
BR (1) | BR6676241D0 (no) |
CH (1) | CH441762A (no) |
CS (2) | CS151432B2 (no) |
DE (3) | DE1520594B1 (no) |
FR (5) | FR84958E (no) |
GB (3) | GB1056674A (no) |
NL (6) | NL6401899A (no) |
NO (3) | NO119049B (no) |
SE (1) | SE301723B (no) |
Families Citing this family (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4104457A (en) * | 1972-01-11 | 1978-08-01 | Rhone-Progil | Bulk polymerization of vinyl chloride to control grain size |
US3933771A (en) * | 1973-07-16 | 1976-01-20 | Hooker Chemicals & Plastics Corporation | Composition of and method of obtaining small particle size polymers and copolymers of vinyl chloride having a fused surface |
US4028329A (en) * | 1974-07-24 | 1977-06-07 | Hooker Chemicals & Plastics Corporation | Process for the bulk polymerization of vinyl halide polymers showing reduced reactor scale formation |
US3970612A (en) * | 1974-12-30 | 1976-07-20 | Hooker Chemicals & Plastics Corporation | Process for molecular weight lowering of polyvinyl halides |
CS212352B1 (en) * | 1978-08-01 | 1982-03-26 | Jiri Docekal | Method of continuous measuring the changes of rheological properties of polymeres in the course of the polymerization process |
DE3029907A1 (de) * | 1980-08-07 | 1982-03-18 | Hoechst Ag, 6000 Frankfurt | Kontinuierliches verfahren und vorrichtung zur herstellung eines vinylchlorid-polymerisates in waessriger suspension |
DE3132421A1 (de) * | 1981-08-17 | 1983-02-24 | Hoechst Ag, 6000 Frankfurt | Kontinuierliches verfahren zur herstellung von vinylchloridpolymerisaten in waessriger suspension |
US4539380A (en) * | 1983-07-14 | 1985-09-03 | Formosa Plastics Corporation | Process for producing homopolymers or copolymers of olefinically unsaturated monomers |
CN105498606A (zh) * | 2015-12-11 | 2016-04-20 | 卓达新材料科技集团有限公司 | 双速搅拌系统及其搅拌方法 |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE750608C (de) * | 1939-05-23 | 1945-01-24 | Verfahren und Vorrichtung zum Polymerisieren von Vinylchlorid | |
FR1079772A (fr) * | 1952-07-29 | 1954-12-02 | Saint Gobain | Perfectionnement à la polymérisation en masse |
DE975823C (de) * | 1952-11-20 | 1962-10-31 | Basf Ag | Verfahren zur Herstellung von pulverfoermigen Polymerisaten aus polymerisationsfaehigen AEthylenderivaten |
-
0
- NL NL125469D patent/NL125469C/xx active
- GB GB1047489D patent/GB1047489A/en active Active
- NL NL126910D patent/NL126910C/xx active
- NL NL123953D patent/NL123953C/xx active
-
1963
- 1963-04-26 FR FR932756A patent/FR84958E/fr not_active Expired
- 1963-09-27 FR FR948908A patent/FR84965E/fr not_active Expired
- 1963-09-30 FR FR949093A patent/FR84966E/fr not_active Expired
-
1964
- 1964-02-25 DE DE19641520594 patent/DE1520594B1/de active Pending
- 1964-02-27 NL NL6401899A patent/NL6401899A/xx unknown
- 1964-02-27 NO NO152200A patent/NO119049B/no unknown
- 1964-02-28 BE BE644524A patent/BE644524A/xx unknown
- 1964-03-02 CH CH263564A patent/CH441762A/fr unknown
- 1964-04-30 FR FR972927A patent/FR85672E/fr not_active Expired
- 1964-06-16 NL NL6406814A patent/NL6406814A/xx unknown
- 1964-06-26 NO NO153821A patent/NO123402B/no unknown
- 1964-07-03 GB GB27588/64A patent/GB1056674A/en not_active Expired
- 1964-07-20 DE DE19641595067 patent/DE1595067B2/de active Pending
- 1964-11-30 US US414697A patent/US3562237A/en not_active Expired - Lifetime
-
1965
- 1965-04-28 CS CS2766*BA patent/CS151432B2/cs unknown
- 1965-04-29 BE BE663193A patent/BE663193A/xx unknown
- 1965-10-14 FR FR34962A patent/FR89025E/fr not_active Expired
- 1965-12-22 SE SE16675/65A patent/SE301723B/xx unknown
- 1965-12-30 GB GB55259/65A patent/GB1100297A/en not_active Expired
-
1966
- 1966-01-05 BR BR176241/66A patent/BR6676241D0/pt unknown
- 1966-01-13 NL NL6600455A patent/NL6600455A/xx unknown
- 1966-01-26 NO NO161429A patent/NO124036B/no unknown
- 1966-01-29 DE DE19661645102 patent/DE1645102B2/de active Pending
- 1966-03-21 BE BE678172D patent/BE678172A/xx unknown
- 1966-10-14 CS CS655466A patent/CS157624B2/cs unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
SE301723B (no) | 1968-06-17 |
US3562237A (en) | 1971-02-09 |
BE678172A (no) | 1966-09-21 |
NL123953C (no) | |
BE663193A (no) | 1965-10-29 |
CH441762A (fr) | 1967-08-15 |
FR84958E (fr) | 1965-05-21 |
GB1056674A (en) | 1967-01-25 |
NO123402B (no) | 1971-11-08 |
DE1595067B2 (de) | 1971-06-03 |
CS157624B2 (no) | 1974-09-16 |
NL126910C (no) | |
NL6401899A (no) | 1964-09-02 |
BR6676241D0 (pt) | 1973-07-10 |
GB1047489A (no) | |
DE1595067A1 (de) | 1970-09-10 |
FR89025E (fr) | 1967-04-28 |
DE1520594B1 (de) | 1970-03-19 |
CS151432B2 (no) | 1973-10-19 |
DE1645102B2 (de) | 1971-05-27 |
FR84965E (fr) | 1965-05-21 |
NL6600455A (no) | 1967-04-17 |
FR85672E (fr) | 1965-09-24 |
DE1645102A1 (de) | 1970-05-21 |
NL6406814A (no) | 1965-11-01 |
NO119049B (no) | 1970-03-16 |
BE644524A (no) | 1964-08-28 |
FR84966E (fr) | 1965-05-21 |
GB1100297A (en) | 1968-01-24 |
NL125469C (no) |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102066589A (zh) | 铁沉淀 | |
JPH05229816A (ja) | 赤泥の沈降分離における赤泥沈降助剤の添加方法 | |
JP5644878B2 (ja) | 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
NO124036B (no) | ||
JP5692458B1 (ja) | 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
US4423007A (en) | Removal of radium from aqueous sulphate solutions | |
JP6828359B2 (ja) | ニッケル酸化鉱の湿式製錬方法 | |
US1843006A (en) | Removal of silica from metal-bearing solutions | |
JP2019000834A (ja) | ニッケル高圧浸出残渣の固液分離方法 | |
US3781405A (en) | Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions | |
US3656941A (en) | Hydrometallurgical treatment of siliceous zinc ores | |
AU2017369155B2 (en) | Wet metallurgy method for nickel oxide ore | |
JP6983083B2 (ja) | 銀とSiO2を含むスラリーからSiO2を除去する方法及び銀の精製方法 | |
US2874041A (en) | Process of zinc extraction from ores formed by or containing zinc silicate or other soluble silicates, by means of hydrometallurgy | |
CN115044773A (zh) | 从含金属渣中回收锰、锌的方法 | |
JP6696189B2 (ja) | 残存硫化水素の除去方法 | |
JP7279546B2 (ja) | ニッケル酸化鉱石の浸出処理方法及びこれを含む湿式製錬方法 | |
JP2017201056A (ja) | 中和処理方法、及び中和終液の濁度低減方法 | |
EA005523B1 (ru) | Способ осаждения оксида кремния в процессе выщелачивания цинковой руды | |
CA1103939A (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of soluble silicate-bearing materials | |
US1890856A (en) | Process for the clarification of electrolyte | |
TWI856630B (zh) | 於鋅濕式冶金中移除氯的方法 | |
JP2019085617A (ja) | ニッケル高圧浸出残渣の固液分離方法 | |
JP6750698B2 (ja) | ニッケル高圧浸出残渣の固液分離方法 | |
JP7279578B2 (ja) | シックナーによる固液分離方法及びこれを含んだニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |