NO142995B - Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre - Google Patents
Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre Download PDFInfo
- Publication number
- NO142995B NO142995B NO753098A NO753098A NO142995B NO 142995 B NO142995 B NO 142995B NO 753098 A NO753098 A NO 753098A NO 753098 A NO753098 A NO 753098A NO 142995 B NO142995 B NO 142995B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- leaching
- sulfuric acid
- residue
- Prior art date
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 60
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 60
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 60
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 47
- 239000002253 acid Substances 0.000 title claims description 26
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 24
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 title description 11
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 title description 11
- 238000011282 treatment Methods 0.000 title description 11
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 title 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 111
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 86
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 84
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 70
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 56
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 32
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 31
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 30
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims description 28
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 21
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 21
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 19
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 19
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 15
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 15
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 14
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 14
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims description 13
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 10
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 claims description 10
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 claims description 10
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims description 8
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 claims description 8
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 8
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 claims description 7
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 claims description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 7
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 6
- 229910052732 germanium Inorganic materials 0.000 claims description 6
- GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N germanium atom Chemical compound [Ge] GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 6
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims description 5
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 5
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 5
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 5
- GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N Gallium Chemical compound [Ga] GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 4
- 229910052733 gallium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 3
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 claims description 3
- 230000009089 cytolysis Effects 0.000 claims 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 20
- 230000008569 process Effects 0.000 description 15
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 10
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 description 10
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 8
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 7
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 5
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 3
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 3
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H iron(3+) sulfate Chemical compound [Fe+3].[Fe+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 3
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 3
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 2
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000005569 Iron sulphate Substances 0.000 description 1
- ZAKMGELMYPYPJY-UHFFFAOYSA-N [S-2].S.S.[Zn+2] Chemical compound [S-2].S.S.[Zn+2] ZAKMGELMYPYPJY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 230000005021 gait Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 238000011221 initial treatment Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 1
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical group [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
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
-
- 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
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Description
Denne oppfinnelse angår en forbedret hydrometallurgisk fremgangsmåte til behandling av residuer fra sinkproduksjon,
hvor det oppnås en sinksulfatoppløsning som er hovedsakelig fri for jern. Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen er angitt i kravet,
og det vises til dette.
Utluting av kalsinert sinkmalm eller sinkkonsentrater er en velkjent fremgangsmåte til fremstilling av sinksulfatoppløsninger, fra hvilke sink deretter kan utvinnes ved elektrolyse. En vesentlig del av sinken i materialet som utlutes, blir imidlertid tilbake i et uoppløst residuum, særlig som sinkferritt, og dette residuum må behandles videre hvis det skal oppnås en økonomisk tilfredsstillende gjenvinning av den opprinnelig tilstedeværende sink.
Forskjellige fremgangsmåter har vært foreslått for gjenvin-
ning av sink fra disse residuer, for eksempel oppvarmning av residuet med konsentrert svovelsyre, hvorved sink går i oppløsning.. Utluting av residuet ved forskjellige temperaturer og trykk med svovelsyre, både under oksyderende og reduserende betingelser, har også vært foreslått. Imidlertid har ingen av disse metoder vist seg helt tilfredsstillende, først og fremst fordi de ikke gir økonomisk tilfredsstillende utbytte av sink og svovel fra materialer anvendt for oppnåelse av reduserende betingelser eller for å nøytra-lisere overskudd av syre.
BRD-off.skrift nr. 2 156 391 beskriver en totrinns prosess
for utluting av sinkholdige residuer med svovelsyre. I det første utlutingstrinn holdes konsentrasjonen av svovelsyre under 300 g/l, og i det annet trinn anvendes en konsentrasjon på ca.
300 g/l syre. Syrekonsentrasjonen i sinksulfatoppløsning som fraskilles etter det første trinn, tillates ikke å gå under 5 g/l. Syre fra det annet trinn returneres til det første trinn. Utlutingen utføres ved 90-95°C. Det tilsettes ikke reduksjonsmid-
del, og det angis ikke noen metode til å fjerne jern fra sinksul-fatoppløsningen.
Norsk patent nr. 12 5 354 beskriver utvinning av sink fra sinkholdige residuer ved utluting. av residuet, med fortynnet svovelsyre (100-250 g/l H2S04) ved atmosfæretrykk og en temperatur mellom 50°C og utlutingsoppløsningens kokepunkt. Ifølge krav 1 fjernes et uoppløselig blyresiduum, og oppløsningen behandles med et reduksjonsmiddel, sinksulfid-konsentrat, hvorved treverdig jern reduseres til toverdig tilstand. Oppløsningen nøytraliseres til pH 1,7-3 med sinkoksyd, og det toverdige jern oksyderes med luft ved en temperatur mellom 50°C og kokepunktet for utfelling av treverdig jern sammen med andre forurensninger. Kravene om-fatter samtidig behandling av det sinkholdige residuum med svovelsyre og en svovelholdig malm som reduksjonsmiddel.
BRD-utlegningsskrift nr. 1 161 433 beskriver utvinning av sink fra sinkresiduer ved en flertrinnsutluting med vandig svovelsyre ved forhøyet trykk og temperatur. I det første utlutingstrinn anvendes et reduksjonsmiddel i tilstrekkelig mengde til å redusere i det minste en del av jernet til toverdig tilstand.
Bruk av sinksulfid i autoklav ved 200°C er beskrevet i et eksempel. I det annet trinn behandles utlutingsoppløsningen med oksygen ved forhøyet trykk for utfelling av basisk jern(III)-sulfat.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen innebærer både nyhet
og teknisk fremskritt i forhold til det tidligere kjente, av følgende grunner:
Fremgangsmåten skiller seg fra de kjente fremgangsmåter
ved at det utføres to utlutingstrinn under reduserende betingelser. Ifølge BRD-off.skrift nr. 2 156 391 benyttes to utlutingstrinn, men de er ikke under reduserende betingelser. Ved fremgangsmåten ifølge norsk patent nr. 125.354 anvendes bare ett utlutingstrinn hvor et reduksjonsmiddel kan være til stede. I
den utførelsesform som er beskrevet i detalj, behandles sinksul-fatoppløsningen med reduksjonsmiddel etter fjerning av blyholdig residuum. Fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse er en for-bedring i forhold til fremgangsmåten ifølge det norske patent når det gjelder dens behandling av residuer som erholdes ved nøytrali-sering med sinkoksyd-holdig materiale. Ifølge patentet må residuer som inneholder bly (medmindre renset sinkoksyd anvendes), jern og andre forurensninger, returneres til prosessen for gjenvinning av blyet. Metallverdier i residuer som erholdes i fornøytraliserings-trinnet ved fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse, gjen-vinnes sammen med utlutingsresiduene. - I fremgangsmåten ifølge tysk utlegningsskrift nr. 1 161 433 anvendes et reduksjonsmiddel i ^.t første utlutingstrinn, som følges av et annet utlutingstrinn under oksyderende betingelser. For at sinksulfid-reduksjonsmiddel skal reagere på tilfredsstillende måte foreskrives driftstempera-turer over 140°C, som altså anvendes samtidig med forhøyet trykk. Denne fremgangsmåte innbefatter ikke fraskillelse av blyrester.
Videre kan det her nevnes at. fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen medfører visse særlige fordeler i forbindelse med at oppslemmingen fra det annet utlutingstrinn behandles ved flotasjon for å adskille ureagert sinksulfid og elementært svovel fra oppslemmingen og deretter adskille blyholdig residuum ved væske-faststoff-separasjon. De nevnte særlige fordeler beror på rekkefølgen av disse trinn og deres relasjon til den totale prosess. Blyholdig residuum og uoppsluttet sinkholdig residuum ("sinkfabrikkresiduum") fra det første utlutingstrinn føres gjennom det annet utlutingstrinn for mer fullstendig oppløsning av sinken i ferritten. Ureagert sinksulfidkonsentrat-reduksjonsmiddel, elementært svovel danne under reduksjonen og de uoppløste metallverdier i det sinkoksyd som anvendes i fornøytraliseringstrinnet, erholdes sammen med det blyholdige residuum fra det første utlutingstrinn for behandling med sterkere syre i det annet utlutingstrinn. De blandede residuer blir deretter skilt i en svovel- og sinksulfid-holdig andel som returneres til røsteanlegget, og en blyholdig andel som fjernes fra prosessen, samtidig som det utvinnes relativt sterk svovelsyre til bruk i det første utlutingstrinn. På denne måte blir utvinningen av metallverdier fra overskytende reduksjonsmiddel og fra sinkoksyd-nøytraliseringsmiddel enklere og mer økonomisk enn den ville være hvis jern og andre forurensninger utfelles sammen med disse residuer»
En foretrukken utførelsesform av fremgangsmåten ifdlcje oppfinnelsen går ut på at.sinksulfatoppløsningen som erholdes etter fraskillelse av forbindelser av treverdig jern, returneres til sinkkalsinat-utlutingstrinnet for reaksjon mellom svovelsyre og sinkkalsinat, og at nøytral sinksulfatoppløsning utvinnes.
En annen foretrukken utførelsesform går ut på at det ureagerte sinksulfid og elemertært svovel som fraskilles i fIotasjonstrinnet, innføres i en røsteovn i hvilken sinkkonsentrat kalsineres.
Fortrinnsvis blir minst 1/3 av den sinksulfatoppløsning som fraskilles fra blandingen av faste stoffer etter det første utlutingstrinn, nøytralisert for. utfelling av forurensninger, mens den andel av oppløsningen som ikke behandles på denne måte, føres utenom nøytraliseringstrinnet og forenes med renset oppløsning før den når det trinn i hvilket toverdig jern oksyderes og utfelles som treverdig jern. Helst blir hele mengden av nevnte sinksulf atoppløsning nøytralisert med kalksten for utfelling av nevnte forurensninger. Endelig går en foretrukken utfrtrelses-form av oppfinnelsen ut på at oppslemningen fra det første utlutingstrinn behandles, før fraskillelsen av blandingen av faste stoffer, med sinkoksyd eller sinkkalsinat for nøytrali-sering av en del av svovelsyreoverskuddet, uten utfelling av nevnte andre forurensninger, slik at konsentrasjonen av svovelsyre i oppslemningen reduseres til 2-3 g/l.
Den svovelsyre som anvendes i det annet utlutingstrinn, og som består av retursyre fra sinkelektrolyseceller, blir fortrinnsvis forsterket med konsentrert svovelsyre.
Sinksulfid-reduksjonsmidlet er fortrinnsvis partikkelformig sinkkonsentrat som er blitt malt før det tilsettes til det før-ste utlutingstrinn.
Det toverdige jern i oppløsning etter fraskillelsen av
faste stoffer som utfelles i kalksten-nøytraliseringstrinnet, blir fortrinnsvis oksydert i en autoklav for utfelling av hematitt i en reaksjon som øker surhetsgraden av oppløsningen inneholdende sinksulf at til ca. 60-70 g/l H-jSO^, og hematitten utvinnes.
Ifølge oppfinnelsen utføres utlutingen av sinkfabrikkresiduer med svovelsyre i to trinn ved vanlig trykk under reduserende betingelser og ved en temperatur nær oppløsningens kokepunkt. Reduksjon av treverdig jern foretas med et overskudd av partikkelformig sinksulfidholdig materiale, så som sinkkonsentrat, som tilsettes til det første utlutingstrinn. Faste stoffer som fraskilles etter den første utlutingsbehandling, behandles videre i et annet utlutingstrinn. I et fIotasjonstrinn fjerner man så ureagert sinkkonsentrat og elementært svovel som dannes under utlutingen, slik at det blir tilbake en sulfatoppløsning og et residuum inneholdende bly og sølv. Dette blyholdige residuum blir så skilt fra oppløsningen, som deretter returneres til det første utlutingstrinn. Sinksulfatoppløsning som uttas frå det første residuum-utlutingstrinn og som inneholder toverdig jern og andre forurensninger og 10-20 g/l overskudd av svovelsyre, skilles fra faste stoffer og nøytra-liseres, helt eller delvis i ett eller to trinn, med kalkstein for utfelling av forurensninger. Toverdig jern som blir tilbake i løsning, blir så fjernet ved oksydasjon og utfelling, og oppløsning inneholdende sinksulfat og overskudd av svovelsyre føres til utlutingstrinnet for kalsinert malm eller konsentrat, fra hvilket trinn man får det sinkfabrikkresiduum som behandles i den foreliggende fremgangsmåte, og nøytral sinksulfatoppløsning.
Fremgangsmåten skal nå beskrives i detalj under henvisning til flytskjemaet, som også illustrerer fremgangsmåten i relasjon til den mer generelle behandling av sinkkonsentrat.
En foretrukken utføreIsesform skal nå beskrives. Sinksulf idkonsentrat 10 kalsineres i en røsteovn 11, som avgir svo-veldioksyd 12. Kalsinert konsentrat 13 behandles på kjent måte i en primær utlutingsbeholder 14 med svovelsyre som tilføres i to strømmer, retursyre 15, som inneholder ca. 140 g/l H2S04, fra elektrolyseceller, og resirkulert syre 16, som inneholder ca. 60-70 g/l I^SO^, fra prosessen ifølge oppfinnelsen. En oppslemning 17 fra den primære utlutingsbeholder 14 går til en væske/ faststoff-separator 18, fra hvilken nøytral sinksulfatoppløsning 19 føres til rensing for anvendelse som utgangsmateriale for elektrolytiske celler. Sinkfabrikkresiduum 20, som behandles ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, kommer først til residuum-utlutingsbeholder 21, hvor det utlutes med en svovelsyreoppløsning inneholdende ca. 120-140 g/l H SO. ved atmosfæretrykk og en temperatur mellom 60 o C og oppløsning2 ens kokepunkt i nærvær av et reduksjonsmiddel i form av sinksulfidkonsentrat. Svovelsyren resirkuleres fra prosessen og føres til beholderen 21 via en ledning 22, mens tilførsel av sinksulfidkonsentrat er vist ved en pil 23.
Oppslemning fra beholderen 21 er en sinksulfatoppløsning inneholdende 10-20 g/l I^SO^, 35-45 g/l toverdig jern, oppløste forurensninger så som germanium, indium, gallium, antimon og arsen, og uoppløste faste stoffer. Den følger ledning 24 til en fortykker 25 for separasjon i et overløp av klaret oppløsning og et underløp inneholdende-de uoppløste- faste--stoffer. Oppslemningen kan eventuelt følge en ledning 47 til en fornøytralisatbr 48, som forklart nedenfor, og fra denne til fortykkeren 25. Fortykker-underløpst, som inneholder uoppløst sinkfabrikkresiduum, gangart og uoppløste faste stoffer som er vanlig kjent som blyresiduum, samt ureagert tilsatt sinksulfidkonsentrat, føres gjennom ledning 26 til den annen residuum-utlutingsbeholder 27. Retursyre (fra elektrolytiske celler) som kan være forsterket med konsentrert svovelsyre, kommer inn i beholderen 27 via ledning 28. I denne beholder foretas ytterligere ekstraksjon av sink og jern fra residuet under reduserende betingelser som tilveiebringes av sinksulfid-konsentratet. På grunn av separasjonen av klaret oppløsning og til-setningen av retursyre, vil oppløsningen i beholderen 27 ha et vesentlig høyere syreinnhold og lavere sink- og jerninnhold enn opp-løsningen i beholderen 21. De mer høytsmeltende forbindelser, så som komplekse bly-jarositter, spaltes. Oppslemning som uttas fra beholderen 27, inneholder ca. 120-140 g/l H2S04, og nesten alt jernet er i løsning i toverdig tilstand. Denne oppslemning føres gjennom en ledning 29 til en fIotasjonscelle 30, hvor ureagert sinksulfidkonsentrat og elementært svovel som dannes ved re-duksjonsreaksjonen, fraskilles som et skumprodukt. Blyresiduet og gangart blir tilbake sammen med avgangsmaterialer. Kjent fIo-tas jonsteknologi anvendes i dette trinn. Skumproduktet føres gjennom en ledning 31 til en væske-faststoff-separator 32, fra hvilken det elementære svovel og ureagert sinksulfidkonsentrat kan føres til røsteovnen 11 og påfølgende behandling for gjenvinning av metall- og svovelverdier. på denne måte unngås oksydasjon av disse svovelverdier til sulfat-avfall. Væske inneholdende sinksulf atoppløsning og fri svovelsyre forlater separatoren 32 gjennom en ledning 33 og føres tilbake til utlutingsbeholderen 21 direkte eller via ledningene 39, 35, fortykkeren 36 og ledning 22, som vist. Avgang fra fIotasjonscellen 30 føres gjennom ledningene 34 og 35 til fortykkeren 36, fra hvilken underløpat føres til væske-faststoff-separatoren 37 for utvinning av bly og sølv i et fast residuum. Disse separasjoner gjør det mulig å oppnå en mer økonomisk utvinning av blyet og sølvet fra et residuum som ikke er fortynnet med overskuddet av sinksulfidkonsentrat, og gjør det også mulig å resirkulere sinkverdiene uten akkumulering av bly-
og sølvverdiene i kretsløpet. Væske fra denne separator føres gjennom ledninger 38, 39 og 35 til fortykkeren 36. Overløpsoppløs-ningen fra avgangsfortykkeren, som inneholder sinksulfatoppløsninr, toverdig jern og overskudd av svovelsyre, returneres via ledning 22 til utlutingsbeholderen 21.
Overløpsoppløsning fra fortykkeren 25 behandles for fjerning av jern og andre oppløste forurensninger. Nøytralisering av oppløs-
ningen, som inneholder så meget som 20 g/l svovelsyre i overskudd,
og oksydasjon av jernet til treverdig tilstand er påkrevet. I tidligere kjente prosesser er det vanlig å nøytralisere svovel-syreoverskudd med sinkoksyd eller kalsinert sinkkonsentrat. Sink går i oppløsning som sinksulfat, men en betydelig andel av sinken er uoppløst og kan gå tapt i en jernutfelning. I en variant av den foreliggende fremgangsmåte blir løsning i oppslemning fra den første residuum-utlutingsbeholder 21, og som inneholder ca. 10-20
g/l H2S04 ført direkte gjennom ledning 24 til fortykkeren 25 for fjerning av faste stoffer og deretter gjennom ledning 40 til nøy-traliseringsbehandling med kalkstein i en beholder 41 for utfel-
ling av oppløste forurensninger. I en annen variant av fremgangsmåten strømmer oppslemning fra residuum-utlutingsbeholderen 21
gjennom ledning 47 til en fornøytraliseringsbeholder 48, til hvil-
ken sinkoksyd eller kalsinert sinkmateriale tilsettes i tilstrekke-
lig mengde til å nedsette oppslemningens surhet til ca. 2-3 g/l H2S04,og fra denne gjennom en ledning 49 til fortykkeren 25. Beholderen 48 er en liten agitator. Bruk av findelt sinkoksyd eller kalsinert sinkmateriale sikrer hurtig nøytralisering. Mengden av nøytraliseringsmiddel bestemmes ut fra bestemmelser av surhets-
graden før og etter beholderen 48. Residuum dannet ved denne nøy-tralisering og residuum fra utlutingsbeholder 21 fraskilles som underløp i fortykkeren 25, mens klaret løsning inneholdende ca.
2-3 g/l R^ SO^ føres videre via ledning 40. Nøytralisering av bare en del av syreoverskuddet i oppslemningen og opprettholdelse av et overskudd på 2-3 g/l I^SO^ i oppslemningen som kommer inn i fortykkeren 25, hindrer at det på dette stadium utfelles fra oppløs-ningen oppløste forurensninger som skal fjernes ved behandlingen med kalkstein. Resirkulering av disse forurensninger ved utfel-
ling og separasjon sammen med underløpet fra fortykkeren og der-
etter oppløsning i syre tilsatt til det annet residuum-utlutings-
trinn unngås.
0varløpsoppløsnin<3 fra fortykkeren 25 strømmer gjennom led-
ning 40 og nøytraliseres helt eller delvis i beholder 41. Her blir et nøytraliseringsmiddel så som kalkstein tilsatt slik at opp-løsningens pH bringes på ca. 4,5. Små mengder jern, ca. 1-7% av jernet i løsningen, oksyderes og utfelles. Forurensninger så som germanium, indium, gallium, antimon og arsen utfelles sammen med dette jern og gips som dannes ved nøytraliseringen med kalkstein.
Den nødvendige mengde kalkstein kan nedsettes ved fornøytralise-ring med sinkoksyd eller kalsinert materiale i beholderen 48. Utfelling i to trinn, som beskrevet av S. Tsunoda et al i Paper
A 73-65 of The Metallurgical Society of AIME gjør det mulig å oppnå økonomisk tilfredsstillende gjenvinning av germanium, indium og gallium såvel som et relativt rent gipsprodukt. Bunnfallet fjernes fra oppløsningen i væske-faststoff-separatoren 42, mens løsningen inneholdende toverdig jern og sink strømmer gjennom ledning 43 til oksydasjons- og utfellingsbeholderen 44. Uten denne utfelling og fjerning vil forurensninger akkumuleres til skadelige konsentrasjoner i en sirkulerende oppløsning. Konsentrasjonen kan holdes tilstrekkelig lav hvis en del av løsningen fra fortykkeren 25 nøytraliseres i beholderen 41. I dette tilfelle kan ubehandlet løsning strømme gjennom omføringsledningen 45.
I en beholder 44 oksyderes jern til treverdig tilstand
og utfelles i form av for eksempel hematitt, goethitt, jarositt eller basisk jernsulfat. En i og for seg kjent fremgangsmåte, eksempelvis som beskrevet i kanadisk patent nr. 724 592 når det gjelder basisk jernsulfat, kanadisk patent nr. 873 262 når det gjelder goethitt og kanadisk patent nr. 787 853 når det gjelder jarositt, kan anvendes. Man foretrekker å utfelle treverdig jern som hematitt i henhold til den fremgangsmåte som er beskrevet i The Metallurgical Society Paper A73-65, hvor jern oksyderes og utfelles under trykk til hematitt i en svakt sur oppløsning. Etter fjerning av det utfelte jern i en væske-faststoff-separator 46 blir sinksulfatløsning inneholdende svovelsyre (ca. 60-70 g/l H2S04 med hematittutfelling) og ca. 1-5 g/l Fe returnert til utlutingsbeholderen .14 via ledning 16.
En foretrukken utførelse av fremgangmåten, bortsett fra fornøytraliseringstrinnet, skal nå beskrives mer i detalj under henvisning til de i Tabell 1 angitte materialsammensetninger.
Angitt svovel for sulfidkonsentratet er først og fremst i
en aktiv toverdig form i slike forbindelser som FeS, ZnS og PbS. Svovelet i bly-sølv-residuet er særlig sulfat, mens svovelet i fIotasjonsfaststoffet særlig er ureagert sinksulfidkonsentrat-reduksjonsmiddel og elementært svovel.
Varmutluting av sinkfabrikkresiduer med syre utføres ved
ca. 95°C i en tank forsynt med røreverk. Mengden av sinksulfidkonsentrat som tilsettes til utlutingsløsningen, vil normalt gi ca. 1,2-1,4 ganger den støkiometriske mengde av sulfidsvovel som er påkrevet for reduksjon av det treverdige jern i residuet til den toverdige tilstand, i henhold til følgende reaksjonsligning:
Utlutingsvæsken for dette første residuum-utlutingstrinn er oppløsning erholdt fra det annet utlutingstrinn"; etter at overskudd av sinksulfidkonsentrat, elementært svovel og residuum inneholdende bly og sølv er fjernet. Den inneholder ca. 120-140 g/l H-SO,,. Det ble iakttatt at når utilstrekkelig sulfidsvovel til-2 4 ^
settes til det første utlutingstrinn, vil noe jern(III)sulfat forbli i løsning, ved fjerningen av jern fra løsning senere i prosessen vil dette jern(III)sulfat kunne danne et bunnfall som er relativt vanskelig å fraskille ved filtrering eller bunnfelling. Et område mellom 1,0 og 1,6 ganger den støkiometrisk nød-vendige mengde av sulfidsvovel er imidlertid i regelen tilfredsstillende. I dette første residuum-utlutingstrinn oppløses ca. 75-80% av ferritten i løpet av ca. 2 timer. Det ble observert at oppløsningstiden er kortere og det nødvendige overskudd av reduksjonsmiddel mindre hvis sinksulfid konsentrat, som normalt er et flota-sjonsprodukt hvor ca. 80% er mindre enn 200 mesh (74yUm i diameter) , males til mindre partikkelstørrelser, eksempelvis til ca. 90% minus 325 mesh (44yum i diameter) før det tilsettes til det første residuum-utlutingstrinn. Oppslemning fra dette trinn inneholder 10-20 g/l H2S04 i overskudd, som er tilstrekkelig til å holde oppløst sink i oppløsning. Behandling av oppslemningen i en fortykker resulterer i en overløpsoppløsning inneholdende 70-90
g/l sink og ca. 30-45 g/l toverdig jern.
Faste stoffer i fortykkerunderløpet, omfattende ufor-
brukt sinksulfidkonsentrat, elementært svovel, ikke oppsluttet sinkfabrikkresiduum, uoppløselig blyresiduum og gangart, behandles i et annet utlutingstrinn med varm syre. Her økes surhetsgraden ved tilsetning av retursyre fra elektrolytiske celler, om nød-vendig forsterket med konsentrert svovelsyre. Mellom 80°c og oppløs-ningens kokepunkt og ved atmosfæretrykk fullstendiggjøres oppløs-ningen av minst 95% av sinken og jernet i det opprinnelige residuum ved anvendelse av tilstrekkelig forsterket syre til å gi 120-140 g/l fri svovelsyre.
Oppslemning. fra det annet residuum-utlutingstrinn behandles ved flotasjon for separering av elementært svovel og uforbrukt tilsatt sinksulfidkonsentrat fra residuum inneholdende bly og sølv. Disse metallverdier utvinnes på mer økonomisk måte fra flotasjons-avgangsmateriale. Uforbrukt konsentrat kan også returneres til røsteanleggene for den primære behandling uten resirkulering av bly- og sølvverdiene. Med fortykning og tørring av flotasjons-celleavgangen erholdes et blyresiduum inneholdende ca. 30% Pb,
3% Fe og 5% Zn. Sammensetningen av dette residuum varierer med konsentrasjonen av metallene og uoppløselig gangart som opprinnelig forelå i sinkkonsentratet. Fri syre i løsningen som uttas fra det annet residuum-utlutingstrinn, påvirkes ikke av flotasjonen og
fortykkerseparasjoner av faste stoffer. Sinksulfatoppløsning inneholdende 120-140 g/l H2S04 sirkuleres til det første utlutingstrinn for omsetning med sinkfabrikkresiduum.
Overløpsoppløsning fra fortykkeren etter det første residuum-utlutingstrinn inneholder også forurensninger i form av germanium, antimon etc. Anrikning av disse forurensninger i resir-kulerende løsning vil finne sted med mindre de fjernes. Denne fjerning utføres ved at man helt eller delvis nøytraliserer oppløs-ningen med kalkstein til en pH på ca. 4,5, idet man tillater en liten del av det toverdige jern, ca. 1- 7%, å oksydere, og samut-feller disse forurensninger med det således dannede treverdige jern. Hvis forurensningsmengden er stor, vil oksydasjon og utfelling av mar jern fremme eller øke elimineringen. Med påføl-gende foretrukken utfelling av jern som hematitt, som utføres i sterkt sur oppløsning, kan det være fordelaktig å nøytralisere så lite som en tredjedel av overløpsoppløsningen fra fortykkeren i det første residuum-utlutingstrinn. Oppløsning som ikke nøytraliseres, føres deretter gjennom omføringsledningen og forenes med nøytra-lisert oppløsning før jernutfellingstrinnet. Ved kontinuerlig drift vil oppløsning san.kommer inn i oksydasjons- og utfellings-trinnet, være nøytral eller svakt sur (ca. 10 g/l fri H2S04).
Fri syre som dannes under dannelse av hematitt ved oksydasjons-og utfellingsreaksjonen
øker surhetsgraden i autoklaven til ca. 60-70 g/l H2S04, hvilket gir gode betingelser for utfellingen av krystallinsk, filtrerbar hematitt.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen har fordeler sammen-lignet med tidligere kjente prosesser. Oppslutning av sinkfabrikkresiduum i to reduksjoris-utlutingstrinn er hurtigere enn oppslutning ved oksyderende eller ikke-reduserende utlutingspro-sesser, og det oppnås mer fullstendig oppslutning érin ved prosesser hvor det anvendes ett reduksjons-utlutingstrinn i kombinasjon med utluting under oksyderende eller ikke-reduserende betingelser. Anvendelse av fremgangsmåten ifølge, oppfinnelsen muliggjør også separasjon av et stort volum av oppløsning etter det første utlutingstrinn og behandling av gjenværende vanskelig oppsluttbare tung-smaltelige forbindelser med mer konsentrert syre i det annet trinn. Da jern ikke fraskilles under eller etter det annet utlutingstrinn, vil det ikke være nødvendig å nøytralisere noe av den svovelsyre som er tilstede i denne utluting og påfølgende separasjonstrinn. Denne syre returneres til det første residuum-utlutingstrinn
etter separasjon av faste stoffer. Relativt konsentrert svovelsyre fra det annet residuum-utlutingstrinn vil således ikke føres til kalksteinsnøytraliseringstrinnet, men forbrukes på en nyttig måte i det første residuum-utlutingstrinn. Fordelene med utluting ved hjelp av sterk syre i det annet trinn erholdes uten tilsva-rende økning i kalksteinsforbruket under nøytraliseringen. Ufor-brukt tilsatt sinksulfidkonsentrat og elementært svovel returneres til røstningsprosessen for primært konsentrat uten resirkulering av bly- og sølvverdier. Med den foretrukne utfelling av jern som hematitt er det ikke nødvendig å nøytralisere renset oppløsning til de vanskelig regulerbare pH-områder som er nødvendig for oppnåelse av gode filtreringsbetingelser og hurtig bunnfelling av slike utfelte stoffer som goethitt, jarositt og basisk jernsulfat. Svovelsyre som dannes under oksydasjon av toverdig jern, brukes for utluting av røstet sinkkonsentrat.
Skjønt sinkoksydholdig materiale kunne anvendes i nøytra-liseringstrinnet for fjerning av germanium,, antimon etc., fore-trekkes billig kalkstein, fordi produktene som da dannes, ikke inneholder verdifulle metaller som gjerne ikke lar seg gjenvinne fra avfallsproduktene på økonomisk tilfredsstillende måte. Inn-føring av nøytraliseringsmiddel basert på kalsinert sinkoksyd i prosessen på dette stadium vil også bety innføring av ubehandlet sinkferritt som foreligger i det kalsinerte materiale, med derav følgende tap av sinkverdier til det separerte faste stoff.
Claims (6)
1. Fremgangsmåte ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ve dutluting av sinkkalsinat med svovelsyre, hvor man utluter residuet i to utlutingstrinn ved atmosfæretrykk og en temperatur mellom 60°C og oppløsningens kokepunkt, hvorved man i det første utlutingstrinn danner en oppslemning av sinksulfat-oppløsning som inneholder svovelsyre i overskudd og toverdig jern og andre forurensninger fra gruppen germanium, indium, gallium, antimon og arsen oppløst deri og en blanding av faste stoffer, skiller oppløsningen fra blandingen av faste stoffer og be-handler i det minste en andel av den fraskilte sinksulfatoppløs-ning ved å oksydere 1-7% av det toverdige jern i nevnte andel av oppløsningen til treverdig jern og tilnærmet nøytralisere denne andel med kalkstein eller lignende til en pH på fortrinnsvis 4,5 for utfelling av faste stoffer inneholdende' forbindelser av treverdig jern, gips og nevnte andre forurensninger, skiller de utfelte faste stoffer fra denne andel av oppløsningen, forener oppløsningen med eventuelt gjenværende sinksulfatoppløsning som ikke er behandlet på denne måte, oksyderer toverdig jern i den forente oppløsning for utfelling av forbindelser av treverdig jern, skiller disse forbindelser av treverdig jern fra den resulterende sinksulfatoppløsning og utvinner sinksulfatoppløsningen^ karakterisert ved at sinkfabrikkresiduet i det første utlutingstrinn utlutes med en svovelsyreoppløsning som inneholder 120-140 g/l I^SO^, i nærvær av et overskudd av sinksul-fidreduksjonsmiddel slik at det i den nevnte oppslemning erholdes en sinksulfatoppløsning som inneholder 10-20 g/l I^SO^ i overskudd, hvilket overskudd eventuelt reduseres ved delvis nøytralisering,
30-45 g/l toverdig jern og nevnte andre forurensninger, og en blanding av faste stoffer inneholdende uoppløst sinkfabrikkresiduum, uoppløselig blyholdig residuum og ureagert sinksulfid, at nevnte blanding av faste - stoffer utlutes i dét andre utlutingstrinn med en svovelsyreoppløsning som har et betydelig høyere syreinnhold enn den syreoppløsning som anvendes i det første utlutingstrinn,
og som består av retursyre fra sinkelektrolyseceller, eventuelt forsterket med konsentrert svovelsyre, idet det ureagerte sinksulfid fra det første utlutingstrinn gir reduserende betingelser i det annet utlutingstrinn, og at den oppslemning som dannes i det annet utlutingstrinn, behandles ved fIotasjon og væske-faststoff-separasjon, hvorved et skumprodukt omfattende ureagert sinksulfid og elementært svovel og et avgangsmateriale omfattende gangart og et blyholdig residuum skilles fra den sure oppløsning inneholdende sinksulfat, toverdig jern og 120-140 g/l H2S04, hvilken sure oppløsning resirkuleres til det første utlutingstrinn.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at sinksulfatoppløsningen som erholdes etter fraskillelse av forbindelser av treverdig jern, returneres til sinkkalsinat-utlutingstrinnet for reaksjon mellom svovelsyre og sinkkalsinat, og at nøytral sinksulfatoppløsning utvinnes.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det ureagerte sinksulfid og elementært svovel som fraskilles i fiotasjonstrinnet, innføres i en røsteovn i hvilken sinkkonsentratet kalsineres.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at minst en tredjedel av den sinksulfatoppløsning som fraskilles fra blandingen av faste stoffer etter det første utlutingstrinn, nøytraliseres for utfelling av forurensninger, og at andelen av oppløsningen som ikke behandles på denne måte, føres utenom nøytra-liseringstrinnet og forenes med renset oppløsning før den når det trinn i hvilket toverdig jern oksyderes og utfelles som treverdig jern.
5. Fremgangsmåte ifølge krav 4, karakterisert ved at hele mengden av nevnte sinksulfatoppløsning nøytraliseres med kalkstein for utfelling av nevnte forurensninger.
6. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at oppslemningen fra det første utlutingstrinn behandles,før fraskillelsen av blandingen av faste stoffer, med sinkoksyd eller sinkkalsinat for nøytralisering av en del av svovelsyreoverskuddet, uten utfelling av nevnte andre forurensninger, slik at konsentrasjonen av svovelsyre i oppslemningen reduseres til 2-3 g/l.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| GB40112/74A GB1509537A (en) | 1974-09-13 | 1974-09-13 | Treatment of zinc plant residues |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO753098L NO753098L (no) | 1976-03-16 |
| NO142995B true NO142995B (no) | 1980-08-18 |
| NO142995C NO142995C (no) | 1980-11-26 |
Family
ID=10413255
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO753098A NO142995C (no) | 1974-09-13 | 1975-09-10 | Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US3976743A (no) |
| JP (1) | JPS5621813B2 (no) |
| BE (1) | BE832924A (no) |
| CA (1) | CA1035580A (no) |
| DE (1) | DE2540641C2 (no) |
| ES (1) | ES440895A1 (no) |
| FR (1) | FR2284682A1 (no) |
| GB (1) | GB1509537A (no) |
| NL (1) | NL180022C (no) |
| NO (1) | NO142995C (no) |
Families Citing this family (45)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE2624658C3 (de) * | 1976-06-02 | 1980-04-17 | Ruhr - Zink Gmbh, 4354 Datteln | Verfahren zur Aufarbeitung von bei der Laugung gerösteter Zinkblende verbleibender Rückstände |
| JPS5321006A (en) * | 1976-08-11 | 1978-02-27 | Dowa Mining Co | Process for separation and recovery of gallium germanium indium and iron from zinc leaching residue |
| FI773588A (fi) * | 1977-11-28 | 1979-05-29 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgisk process foer behandling av oxider och ferriter innehaollande jaern och andra metaller |
| FI65804C (fi) * | 1980-09-30 | 1984-07-10 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av bly silveroch guld samt zink ur orena jarositaoterstoden fraon en e letrolytisk zinkprocess |
| US4437953A (en) * | 1981-06-02 | 1984-03-20 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit |
| CA1176853A (en) * | 1981-08-05 | 1984-10-30 | Gerald L. Bolton | Process for recovering zinc from zinc ferrite material |
| CA1206008A (en) * | 1982-02-24 | 1986-06-17 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
| GB8928368D0 (en) * | 1989-12-15 | 1990-02-21 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metal values from zinc plant residues |
| FI88516C (fi) * | 1990-02-16 | 1993-05-25 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen |
| US5128047A (en) * | 1990-04-20 | 1992-07-07 | Rhone-Poulenc Inc. | Sequential separation of metals by controlled pH precipitation |
| 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. |
| ES2159263B1 (es) * | 1999-12-17 | 2002-04-16 | Tecn Reunidas S A | Proceso para la produccion electrolitica de zinc o de compuestos de zinc de alta pureza a partir de materias primas primarias y secundarias de zinc. |
| MXPA03000209A (es) * | 2000-07-14 | 2004-09-13 | Noranda Inc | Produccion de oxido de zinc a partir de minerales solubles en acido utilizando un metodo de precipitacion. |
| JP4129499B2 (ja) | 2000-08-08 | 2008-08-06 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 鉱物からの硫黄の回収方法 |
| FI115223B (fi) * | 2001-12-13 | 2005-03-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä raudan saostamiseksi sinkkisulfaattiliuoksesta hematiittina |
| JP4112401B2 (ja) * | 2003-02-27 | 2008-07-02 | 日鉱金属株式会社 | 常圧法による浸出残渣からのイオウの回収方法 |
| FI118226B (fi) * | 2005-12-29 | 2007-08-31 | Outokumpu Technology Oyj | Menetelmä harvinaisten metallien talteenottamiseksi sinkin liuotusprosessissa |
| JP4961603B2 (ja) * | 2006-07-14 | 2012-06-27 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | ガリウム含有溶液の処理方法 |
| BRPI0701919B1 (pt) * | 2007-05-23 | 2016-10-11 | Votorantim Metais Zinco S A | processo de produção de índio metálico puro a partir de óxido de zinco e/ou solução contendo o metal |
| US7635534B2 (en) * | 2007-08-24 | 2009-12-22 | Basf Catalysts Llc | Simplified process for leaching precious metals from fuel cell membrane electrode assemblies |
| US8900535B2 (en) | 2010-01-07 | 2014-12-02 | Barrick Gold Corporation | Production of zinc sulphate concentrates from a dilute zinc sulphate solution |
| CN103667698A (zh) * | 2013-12-17 | 2014-03-26 | 郴州丰越环保科技股份有限公司 | 湿法含铟次氧化锌或锌精矿提炼铟中还原三价铁方法 |
| FI127003B (en) * | 2013-12-19 | 2017-09-15 | Outotec Finland Oy | Process and process arrangements for separating indium and arsenic from each other |
| CN103866120B (zh) * | 2014-03-25 | 2016-03-16 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 硫化锌精矿加压氧浸出锌同时回收有价金属的方法 |
| CN104014420B (zh) * | 2014-06-10 | 2016-03-02 | 李锦源 | 一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法 |
| CA2854778A1 (en) * | 2014-06-18 | 2015-12-18 | Guy Mercier | Recovery of zinc and manganese from pyrometalurgy sludge or residues |
| CN104120287B (zh) * | 2014-06-30 | 2015-06-24 | 蒙自矿冶有限责任公司 | 从低浓度含铟溶液中富集回收铟及伴生铜的工艺 |
| CN104141046B (zh) * | 2014-07-24 | 2016-10-05 | 安阳市岷山有色金属有限责任公司 | 一种对含铟氧化锌烟灰进行铟锌回收的方法 |
| CN105132607B (zh) * | 2015-08-14 | 2017-07-25 | 陕西理工学院 | 一种从铅锌冶炼废渣中回收铁的工艺 |
| CN106868304A (zh) * | 2016-12-27 | 2017-06-20 | 河南豫光锌业有限公司 | 一种降低湿法炼锌氧化铁渣中杂质含量的方法 |
| CN108179289A (zh) * | 2017-11-28 | 2018-06-19 | 四环锌锗科技股份有限公司 | 一种从氧化锌烟尘中回收锗的方法 |
| KR101889680B1 (ko) * | 2018-02-01 | 2018-08-17 | 고려아연 주식회사 | 황산아연 용액으로부터 철을 회수하는 방법 |
| CN109797292A (zh) * | 2018-12-28 | 2019-05-24 | 东营方圆有色金属有限公司 | 一种铜冶炼烟尘湿法处理中和降酸工序提高氧化锌浸出率的工艺 |
| CN109852803B (zh) * | 2019-01-15 | 2021-04-02 | 昆明理工大学 | 一种回收铁矾渣中有价金属及铁的方法 |
| CN109897966B (zh) * | 2019-03-29 | 2020-09-01 | 何耀 | 一种次氧化锌原料高效资源化利用方法 |
| CN112176199B (zh) * | 2020-09-27 | 2022-08-02 | 衡阳市大宇锌业有限公司 | 一种从炼锌废渣中高效提纯氧化锌的工艺 |
| CN112646983A (zh) * | 2020-10-29 | 2021-04-13 | 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司丹霞冶炼厂 | 一种锌粉置换镓锗渣直接浸出的方法 |
| CN113061734A (zh) * | 2021-03-29 | 2021-07-02 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 回收高炉布袋灰中锌、铟、铅的方法 |
| CN113430399A (zh) * | 2021-06-29 | 2021-09-24 | 红河学院 | 一种加压氧浸锗煤矿回收锗及浸出渣浮选联产优质煤的方法 |
| CN114438318B (zh) * | 2021-12-30 | 2023-12-08 | 云锡文山锌铟冶炼有限公司 | 湿法炼锌开车的方法 |
| CN115386732A (zh) * | 2022-09-06 | 2022-11-25 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高效回收利用氧化锌烟尘中锌锗铟的方法 |
| CN116875826B (zh) * | 2023-09-07 | 2023-11-14 | 昆明理工大学 | 一种氧化锌烟尘深度、短流程提锗的方法 |
Family Cites Families (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE266349C (no) * | ||||
| US2898197A (en) * | 1958-11-05 | 1959-08-04 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method of treating pyrrhotitic mineral sulphides containing non-ferrous metal values |
| US3113860A (en) * | 1960-02-15 | 1963-12-10 | American Zinc Lead & Smelting | Recovery of metal values |
| DE1161433B (de) * | 1962-01-11 | 1964-01-16 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Verfahren zur Wiedergewinnung von Zink aus Rueckstaenden eines Zinkbetriebes |
| US3193382A (en) * | 1962-01-11 | 1965-07-06 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Process for the recovery of zinc from zinc plant residues |
| US3375066A (en) * | 1963-08-24 | 1968-03-26 | Yawata Chem Ind Co Ltd | Process for the continuous production of gypsum and iron oxide from waste sulfuric acid pickle liquor and a calcium compound |
| US3434798A (en) * | 1964-10-02 | 1969-03-25 | Asturienne Mines Comp Royale | Process for recovering zinc from ferrites |
| US3493365A (en) * | 1965-03-31 | 1970-02-03 | Electrolyt Zinc Australasia | Treatment of zinc plant residue |
| BE766665A (fr) * | 1971-05-03 | 1971-10-01 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de preparation d'un pigment a base d'oxyde de fer. |
-
1974
- 1974-09-13 GB GB40112/74A patent/GB1509537A/en not_active Expired
-
1975
- 1975-04-10 CA CA224,303A patent/CA1035580A/en not_active Expired
- 1975-08-05 US US05/602,020 patent/US3976743A/en not_active Expired - Lifetime
- 1975-08-28 FR FR7526536A patent/FR2284682A1/fr active Granted
- 1975-08-29 BE BE159618A patent/BE832924A/xx not_active IP Right Cessation
- 1975-09-10 NO NO753098A patent/NO142995C/no unknown
- 1975-09-11 JP JP10951475A patent/JPS5621813B2/ja not_active Expired
- 1975-09-12 NL NLAANVRAGE7510779,A patent/NL180022C/xx not_active IP Right Cessation
- 1975-09-12 ES ES440895A patent/ES440895A1/es not_active Expired
- 1975-09-12 DE DE2540641A patent/DE2540641C2/de not_active Expired
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CA1035580A (en) | 1978-08-01 |
| NL7510779A (nl) | 1976-03-16 |
| BE832924A (fr) | 1975-12-16 |
| GB1509537A (en) | 1978-05-04 |
| FR2284682B1 (no) | 1981-12-24 |
| JPS5621813B2 (no) | 1981-05-21 |
| US3976743A (en) | 1976-08-24 |
| AU8448475A (en) | 1977-03-10 |
| NL180022C (nl) | 1986-12-16 |
| JPS5154825A (no) | 1976-05-14 |
| NO142995C (no) | 1980-11-26 |
| FR2284682A1 (fr) | 1976-04-09 |
| NO753098L (no) | 1976-03-16 |
| NL180022B (nl) | 1986-07-16 |
| ES440895A1 (es) | 1977-03-01 |
| DE2540641C2 (de) | 1985-11-21 |
| DE2540641A1 (de) | 1976-04-01 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| NO142995B (no) | Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre | |
| US5453253A (en) | Method of reprocessing jarosite-containing residues | |
| RU2023728C1 (ru) | Способ извлечения цинка, меди, свинца и серебра из цинкжелезосодержащего сульфидного сырья | |
| 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 | |
| JPS58164737A (ja) | 亜鉛含有硫化物材料から亜鉛を回収する方法 | |
| EA015176B1 (ru) | Способ извлечения редких металлов при выщелачивании цинка | |
| PL190594B1 (pl) | Sposób ekstrakcji miedzi z rudy siarczkowej lub koncentratu | |
| AU2015240414B2 (en) | Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant | |
| NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
| AU725971B2 (en) | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions | |
| CA1119817A (en) | Method for the recovery of metallic copper | |
| US4443253A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic materials | |
| AU713328B2 (en) | Process for leaching zinc ferrite | |
| EA006479B1 (ru) | Способ экстракции молибдена и меди и способ очистки молибденового концентрата | |
| JPH0242886B2 (no) | ||
| US4789446A (en) | Method of processing residues from the hydrometallurgical production of zinc | |
| US3709680A (en) | Process for removal of arsenic from sulfo-ore | |
| US8974753B2 (en) | Precipitation of zinc from solution | |
| EP3739069B1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| AU2003233283B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals | |
| EP1325164B1 (en) | Pressure leaching process for zinc recovery from sulphidic ore materials | |
| US4049514A (en) | Zinc hydrometallurgical process | |
| GB2114966A (en) | Recovery of zinc from sulphidic material | |
| FI122453B (fi) | Menetelmä epäpuhtauksien hallitsemiseksi sinkin valmistusprosessin yhteydessä |