NO160218B - Fremgangsmaate for hydrometallurgisk fremstilling av sink. - Google Patents
Fremgangsmaate for hydrometallurgisk fremstilling av sink. Download PDFInfo
- Publication number
- NO160218B NO160218B NO865185A NO865185A NO160218B NO 160218 B NO160218 B NO 160218B NO 865185 A NO865185 A NO 865185A NO 865185 A NO865185 A NO 865185A NO 160218 B NO160218 B NO 160218B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- electrowinning
- magnesium
- leaching
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 82
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 67
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 66
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 66
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 42
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 30
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 25
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 claims abstract description 25
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 18
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 14
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 14
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 10
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims abstract description 8
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims abstract description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 239000007858 starting material Substances 0.000 claims abstract description 4
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims abstract description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 28
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 15
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 7
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 claims description 6
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 claims description 6
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 claims description 3
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 238000000151 deposition Methods 0.000 claims description 3
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 2
- 239000003337 fertilizer Substances 0.000 claims description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 claims 1
- 238000009713 electroplating Methods 0.000 claims 1
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 claims 1
- KBMLJKBBKGNETC-UHFFFAOYSA-N magnesium manganese Chemical compound [Mg].[Mn] KBMLJKBBKGNETC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 125000002467 phosphate group Chemical class [H]OP(=O)(O[H])O[*] 0.000 claims 1
- 230000029219 regulation of pH Effects 0.000 claims 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 claims 1
- 235000001055 magnesium Nutrition 0.000 abstract 2
- 229940091250 magnesium supplement Drugs 0.000 abstract 2
- 235000002908 manganese Nutrition 0.000 abstract 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 35
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 10
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 7
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 6
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 5
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 5
- CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L Magnesium sulfate Chemical compound [Mg+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 3
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 3
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052943 magnesium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000019341 magnesium sulphate Nutrition 0.000 description 2
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 2
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000013 Ammonium bicarbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N Zinc dication Chemical compound [Zn+2] PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 235000012538 ammonium bicarbonate Nutrition 0.000 description 1
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 229910052728 basic metal Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 basic metal salts Chemical class 0.000 description 1
- 230000000740 bleeding effect Effects 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 230000008570 general process Effects 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002452 interceptive effect Effects 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000011702 manganese sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000007079 manganese sulphate Nutrition 0.000 description 1
- SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L manganese(II) sulfate Chemical compound [Mn+2].[O-]S([O-])(=O)=O SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 238000001228 spectrum Methods 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 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
-
- 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
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
- Supporting Of Heads In Record-Carrier Devices (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Description
Den foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte
for hydrometallurgisk fremstilling av sink fra sinkholdige utgangsmaterialer, omfattende ett eller flere utlutings-trinn, ett eller flere oppløsningsrensetrinn og ett:eller flere elektroutvinningstrinn for utvinning av sink fra den erholdte utlutingsoppløsning, og utførelse av fremgangsmåten med en lukket oppløsningskrets.
Fremstillingsprosesser for sink ved hydrometallurgiske metoder er i regelen basert på at et sinkholdig råstoff,som oxyd,carbonat, sulfat silikat eller i sulfidisk form, utsettes for en utlutning/ ekstraksjon ved behandling i en vandig utlutningsoppløsning. Derved blir både sink og en rekke andre elementer utløst
over i en vandig fase. Denne vandige fase blir derefter omhyggelig renset for forstyrrende elementer, og til slutt foretas utvinning av metallisk sink ved elektrowinning fra en vandig elektrolytt.
Selv om den ovenfor beskrevne fremgangsmåte hovedsakelig utføres i sulfatmiljø, kan hoveddelen av prosessen også utføres i andre miljøer, for eksempel i et klorid- eller nitratmiljø. Nedenfor følger diskusjoner angående metoder basert på erfaringer oppnådd ved å arbeide i sulfatmiljøer da disse miljøer for tiden er de fullstendig dominerende.
En elektrowinningsprosess som utføres i et sulfatmiljø, fører til at syre dannes. Når en avsinknings-/elektrowinningsprosess er avsluttet, blir syren ledet tilbake
til et nytt utlutnings-/ekstraksjonstrinn hvori sink skilles fra en fersk sats av råstoff. I prinsippet arbeider således prosessen med en lukket krets for oppløsningen som syklisk passerer trinnene ekstraksjon, rensning, elektrowinning og fornyet ekstraksjon. For at denne prosess skal gi tilfredsstillende resultater må det fra oppløsningskretsen være mulig å fraskille alle de elementer som er gått over i oppløsning sammen med sinken som er tilstede i råstoffet. Dersom dette ikke kan oppnås i takt med utlutningsgraden,
vil andelen av elementer som ikke fjernes fra systemet, akkumuleres i påfølgende kretser eller sykluser. Dette kan gjøre at systemet blir ubalansert, og enkelte elementer kan bli konsentrert til slike høye konsentrasjoner at dette går
ut over hovedprosessen eller at dehhe settes i fare.
Den for tiden anvendte teknologi innen dette område innbefatter metoder som er istand til å opprette en balanse med hensyn til de aller fleste av de elementer som utlutes fra råstoffet sammen med sink. Renseprosessene som normalt anvendes, er basert på et spektrum av til dels komplekse fellingsprosesser hvori de skadelige elementer utfelles fra oppløsningen og fjernes. Vanlig sinkproduksjonsteknologi er beskrevet i et stort antall publikasjoner og vil derfor her ikke bli beskrevet. Det finnes også et stort antall elementer som ikke kan fjernes i tilfredsstillende grad ved hjelp av de kjente rensemetoder. Dette skyldes den kjens-gjerning at disse elementer ikke danner lett oppløselige forbindelser i tilstrekkelig grad under de prosessbeting-elser som hersker innen sinkhydrometallurgien. Magnesium og mangan er av spesiell betydning i denne forbindelse. Akkumuleringen av magnesium er et klassisk problem og viktig innen sinkhydrometallurgien. Magnesium som er tilstede i råstoffet, blir normalt meget lett oppløst under sink-ekstraksjonsprosessene. Det kjennes ingen praktisk metode for å utfelle eller separere magnesium fra sink i vandige oppløsninger. Magnesiumet blir derfor konsentrert til høye, og til slutt til kritiske, konsentrasjoner under ekstraksjonsprosessen. Den eneste måte å unngå ytterligere akkumulering i ekstraksjonskretsene på er å fjerne magnesium-holdig oppløsning fra systemet i en mengde som svarer til den magnesiummengde som kommer inn i prosessen på ethvert tidspunkt (væskebleed). Da den fjernede oppløsning også
normalt inneholder betydelige mengder av sink og/eller syre, er den prosess som er nødvendig for å behandle oppløsningen, normalt meget kostbar og komplisert. En rekke publikasjoner som angår disse problemer som er forbundet med akkumulering av magnesium, finnes innen litteraturen.
Det fremgår av en publikasjon av G.J. Krauss (Proc.conf. "Zinc-85" Tokyo Okt. 14-16/1985, s. 467-479) at i enkelte tilfeller kan magnesiuminnholdet også bestemme, i praksis tde grenser som er bestemmende for hvilke råstoffer som kan anvendes for produksjonen av sink. Dersom magnesiuminnholdet i råstoffet er for høyt, vil materialets verdi synke på grunn av problemene og omkostningene med å oppnå balanse i systemet ved hjelp av væskebleedbehandlingsprosesser. I enkelte tilfeller kan magnesiuminnholdet i råstoffet være så høyt at materialet ikke kan anvendes for produksjon av sink, og det er derfor verdiløst i denne forbindelse.
I en publikasjon av Siddle & Meisel (Proe. 105 AIME Meeting, Las Vegas 22-26/2 1976) beskrives alternative be-handlingsprosesser for å oppnå magnesiumbalanse ved hjelp av væskebleedprosesser.
Det er videre foreslått i US patent 1429330 å behandle syreutlutningsoppløsningen med metallisk sink for å nøytralisere oppløsningen og for å sementere ut endel av et eventuelt kobberinnhold. En sterk base, og fortrinnsvis også et oxydasjonsmiddel, blir derefter tilført til oppløs-ningen for å gjøre denne basisk og jernfri, hvorefter opp-løsningen inndampes for å utfelle den nødvendige mengde magnesium og/eller mangan i form av basiske metallsalter. Imidlertid vil betydelige sinkmengder også uunngåelig bli utfelt sammen med forurensningene, og det anvendes således et kalsineringstrinn for å skille sink fra magnesium.
Det er klart ut fra disse publikasjoner at omkostningene ved de nevnte prosesser også er meget høye og at prosessene bare kan anvendes under spesielle forutsetninger.
Det ligger også implisitt i den beskrivelse som er gitt i disse publikasjoner at meget store mengder av forurenset gipsavfall uunngåelig dannes når den metode som er mest vanlig anvendt for å løse det ovennevnte problem, dvs . felling/nøytralisasjon med kalk som nøytralisas jonsmiddel,anvendes.
Et enkelt regnestykke viser således at et absolutt daglig minimum av basisk materiale, svarende til en nettomengde av ca. 17 t Ca(OH)_, må anvendes for å nøytralisere/felle et daglig prosessvolum på 100 m 3 sink-sulfatoppløsning med typisk sammensetning (150 g/l Zn) ,hvorved dannes en daglig mengde av ca.40 t utfelt gips (CaSO^ . 2H00) .
Når den deponeres, vil denne gipsmengde alltid være ledsaget av en betydelig væskemengde, og omkostningene med å deponere avfallet vil være ganske betydelige. Deponeringen av avfall utgjør for tiden et av de alvorligste problemer som oppstår innen dette tekniske område, og dette problem blir spesielt alvorlig når avfallet omfatter et meget voluminøst slam som inneholder tungmetaller.
En alternativ metode for å behandle væskebleed er blitt foreslått i en publikasjon av J. Zakrzewski et al (Proe. Extraction Metallurgy '85, Symposium IMM London Sep 9-12/85), hvor nøytralisasjon utføres med et magnesiumoxydhoIdig materiale, hvorefter sink og mangan utfelles fra oppløs-ningen med ammoniumbicarbonat. Det dannede bunnfall skilles for videre behandling, hvorefter MgSO^.VB^O utfelles fra opp-løsningen.
For å kunne anvende denne metode er det nødvendig å ha tilgang til store mengder rimelige råstoffer av spesiell kvalitet, og fortrinnsvis råstoffer som inneholder magnesium-oxyd. Det er også å anbefale at et marked finnes for de store mengder av magnesiumsulfat som uunngåelig dannes når metoden utføres. Disse forutsetninger kan bare tilfreds-stilles i noen meget få spesialtilfeller, og prosessen er derfor ikke anvendbar som en generell prosess.
Ved den foreliggende oppfinnelse tilveiebringes en fremgangsmåte ved hjelp av hvilken de problemer løses som er forbundet med akkumulering av de ovennevnte problematiske elementer, på en måte som eliminerer eller sterkt reduserer omfanget av de nevnte ulemper.
Oppfinnelsen angår en fremgangsmåte for hydrometallurgisk fremstilling av sink fra sinkholdige utgangsmaterialer i sulfat-, nitrat- og/eller kloridmiljø, omfattende ett eller flere utlutningstrinn, ett eller flere oppløsningsrensetrinn og ett eller flere elektrowinnnings-trinn for utvinning av sink fra den erholdte utlutningsopp-løsning, idet fremgangsmåten utføres med en lukket oppløs-ningskrets, og fremgangsmåten er særpreget ved at et på forhand bestemt delvolum av oppløsningen dannet i elektrowinningstrinnet eller -trinnene fjernes, at delvolumet konsentreres for ved inndampning å utfelle sink, magnesium og mangan som er tilstede i delvolumet, i form av metallsaltkrystaller,at den utfelte krystallmasse skilles fra den gjenværende væskefase og at den på denne måte med hensyn til sink, magnesium og mangan rensede væskefase eventuelt resirkuleres til utlutningstrinnet eller at væskefasen anvendes som produksjonssyre eller, i de tilfeller fremgangsmåten er blitt utført i sulfatmiljø, anvendes eksempelvis for fremstilling av gjødnings-middel, idet delvolumet bestemmes slik at akkumulering av magnesium og mangan i oppløsningen unngås.
Det er således et vesentlig trekk ved oppfinnelsen at et delvolum av oppløsning som kommer fra elektrowinningtrinnene fjernes i form av en avgrenet oppløsning fra hovedprosessen, hvorefter den avgrenede oppløsning inndampes for å separere Zn, Mg og Mn fra den gjenværende væskefase, dvs. den syre
som er tilstede i det avgrenede delvolum. Størrelsen av delvolumet bestemmes av metallbalansen i hovedprosessen,
slik at innholdet av Mg og/eller Mn i den lukkede oppløs-ningskrets er i det minste i det vesentlige konstant i den sirkulerte oppløsning. Det fjernede delvolum er således hovedsakelig avhengig av inndampningsutbyttet og av den til-førte mengde av forurensningene som innføres i prosessen.
Hovedprinsippene ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen er således basert på en kombinasjon av en rekke prosesstrinn som er mer detaljert beskrevet nedenfor under henvisning til de ledsagende Figurer 1 og 2 som viser blokkskjemaer for to utførelsesformer av den foreliggende fremgangsmåte.
Efter elektrowinningen av sink på vanlig
måte blir det på forhånd bestemte nødvendige elektrolytt-volum som er blitt delvis befridd for sink (=retursyre) kontinuerlig eller diskontinuerlig avtappet for videre behandling. Et normalt sinkinnhold og syreinnhold i denne retursyre er som følger: 40 - 60 g/l Zn2<+>, 150 - 180 g/l H2S04, 8 - 15 g/l Mg<2+> flnd 1-3 g/l Mn<2+>.
Det fremgår av Figur 1 at denne oppløsning utsettes
for ytterligere elektrowinning for kjemisk å redusere sinkinnholdet i oppløsningen til metallisk form på aluminiumkatoder, hvorefter metallet kan utvinnes i form av et produkt ved anvendelse av vanlig teknologi.
Oppløsningen som på denne måte er blitt befridd for sink, blir konsentrert ved inndampning inntil syrestyrken når en konsentrasjon av 60-80% H2S04- Det har vist seg ved utførelsen av den foreliggende fremgangsmåte at opp-løseligheten av sink og magnesium avtar sterkt ved syre-styrker av denne -størrelsesorden. Det utfelles derfor en krystallmasse som hovedsakelig omfatter sinksulfat, magnesiumsulfat og mangansulfat. Når væskefasen (svovelsyren)
senere skilles fra krystallmassen, vil derfor bare en meget liten del av de ovennevnte elementer følge med syrefasen. Denne kan derfor resirkuleres til den sykliske prosess,, for eksempel til utlutningstrinnet, uten at de problematiske elementer (Mg, Mn) følger med syren og forstyrrer prosessen ved uønsket resirkulasjon. Ved denne metode blir således syren godt skilt fra tilstedeværende sink, magnesium og mangan. Samtidig fås en sterk eliminering også av andre skadelige elementer som er tilstede i oppløsningen, for eksempel Cl og F.
Selv om den utskilte krystallmasse kan deponeres
sikkért som sådan fordi den i denne forbindelse bare har et lite volum, som antydet på Figur 1, foretrekkes det å opp-løse massen i en liten vannmengde. På denne måte dannes en svakt sur vandig oppløsning av MgSO^, ZnS04, MnS04 sammen med en liten mengde av det opprinnelige syreinnhold.
Denne vandige oppløsning kan derefter utsettes for en ytterligere behandlingsprosess i henhold til en av en rekke forskjellige metoder. Da bare en meget liten mengde av syre ledsager den vandige oppløsning av de nevnte elementer, kan sink utfelles ved å nøytralisere oppløsningen ved en høy pH ved anvendelse av en mindre mengde nøytralisasjons-middel. Dette innebærer betydelige besparelser hva gjelder forbruket av nøytralisasjonsmiddel, og bare en liten mengde gips dannes, hvorved det ovennevnte deponerings-problem blir enklere.
I I overensstemmelse med en foretrukken utførelsesform
av oppfinnelsen som er vist på Figur 2, blir imidlertid den vandige oppløsning som dannes når krystallmassen på ny opp-løses, overført til et ytterligere elektrowinningstrinn.
Da syren som er tilstede i elektrolytten som er blitt anvendt for den beskrevne separeringsmetode, tidligere er blitt redusert til en lav konsentrasjon, har det over-raskende vist seg at praktisk talt alt tilstedeværende sink i oppløsningen kan utvinnes ved hjelp av en elektrolysepro-sess ved anvendelse av vanlig prosessutstyr. Dette innebærer således at praktisk talt all sink som er blitt ekstra-hert over i oppløsningen, kan utvinnes i metallisk form,
hvilket hittil har vært umulig ved hjelp av kjent teknologi.
Det vil være selvklart for fagfolk innen bransjen at den ovenfor beskrevne metode byr på en rekke viktige for-deler sammenlignet med de tidligere kjente metoder. De følgende kan nevnes i denne forbindelse: (A) Sinkinnholdet utvinnes fra det ekstraherte væskevolum ved elektrowinning under anvendelse av
den samme type prosessutstyr som det som anvendes for å utføre hovedprosessen for sinkproduksjon.
For teknisk å kunne utføre prosessen er det for-delaktig å anvende standardprosessenheter og -utstyr for sinkekstraksjon. (B) Metallet blir direkte utvunnet i raffinert, metallisk form i form av katoder og har således en full produkt-verdi. Når kjente metoder anvendes, blir sink utvunnet/ renset ved utfelling av kjemiske forbindelser. Dette krever anvendelse av en komplisert og detaljert prosess for utvinning og raffinering av forbindelsene til metallisk form. (C) Normalt blir store svovelsyremengder utvunnet, og disse kan anvendes direkte ved resirkulering av syren til ekstraksjonsprosessen, og denne har således en betydelig økonomisk verdi. Når for eksempel 100 m <3> "returelektro-lytt" inndampes pr. dag, dannes normalt.og utvinnes 19-20 tonn/dag H2S04, beregnet som 100%-ig syre. Da syren foreligger i en form og i en konsentrasjon som
er meget gunstig for hovedekstraksjonsprosessen for sink, har syren full markedsverdi fordi den erstatter anvendelse av en innkjøpt tilsvarende syremengde. Den utvundne og rensede syre ved utførelsen av den foreliggende fremgangsmåte kan også anvendes for andre formål,
for eksempel for fremstilling av gjødningsmidler.
(D) De store mengder av nøytralisasjonsmiddel som er nød-vendige og de store mengder av dannet gips når
nøytralisasjon/rensning utføres med en ubehandlet elektrolytt, er allerede blitt nevnt, i motsetning til hva som gjøres ved utførelsen av den foreliggende frem-gansmåte.
Når den foreliggende fremgangsmåte utføres, blir således alkalibehovet og den dannede gipsmengde redusert til en brøkdel av de ovennevnte hvis oppløsningen skal sluttrenses før den går til utslipp.
Den foreliggende fremgangsmåte kan anvendes innen samtlige hydrometallurgiske sinkutvinningsprosesser som innbefatter utlutnings- og elektrowinningsprosesser og hvori sink-ionet er forbundet med et anion som muliggjør dannelse av en krystallmasse åv de tilstedeværende metaller.
Oppfinnelsen er nærmere beskrevet nedenfor i form av
en rekke arbeidseksempler.
Eksempel 1
En sinksulfatholdig elektrolytt erholdt fra et vanlig sinkverk og med den sammensetning som er gjengitt i Tabell 1-1, ble utsatt for en avsinknings-elektrowinningsprosess i vanlige sinkelektrolyseceller. Katodeplater av valset aluminium og anoder av bly som var legert med 0,7% Ag, ble anvendt.
Elektrowinningsprosessen førte til en reduksjon av sinkinnholdet i oppløsningen til 10,7 g/l. Innholdet av Mg 2+ :, Mn <2+>og H2S04 var henholdsvis 8 g/l, 1,4 g/l og 210 g/l. 11 liter av oppløsningen ble inndampet inntil et slutt-volum av ca. 11. Denne inndampningsprosess førte til utfelling av en krystallmasse som ble skilt fra den konsentrerte syrefase ved sentrifugering. Krystallmassen ble derefter gjenoppløst i en mindre vannmengde.
Analyser og kvantitative verdier er gjengitt i
Tabell 1-1, og balansene er gjengitt i Tabell 1-2.
Det fremgår av det ovenstående at 94,8% av svovelsyren ble utvunnet og resirkulert selv om bare 6,1% av magnesiuminnholdet i syren ble resirkulert. Syreinnholdet i den vandige fase ble redusert fra 2130 g til 119 g. Når således den vandige fase skal renses ved nøytralisasjonsprosesser, blir alkalimengden som er nødvendig for å nøytralisere den frie syre, redusert med ca. 95%.
Eksempel 2
Den vandige fase fra eksempel 1 ble underkastet elektrowinning i en elektrolysecelle som innbefattet aluminiumkatoder og blyanoder som var legert med 0,7% sølv.
I løpet av elektrowinningen ble sinkinnholdet i elektrolytten redusert til en restkonsentrasjon av 1,4 g/l. Sinken ble avsatt katodisk under dannelse av et belegg med et utseende som var normalt for katodisk sinkmetall.
Analyser og balanser er gjengitt i Tabellene 2-1 og 2-2.
Det fremgår av Tabell 2-2 at 97,4% av sinkinnholdet ble utvunnet i metallisk: form fra den opprinnelige utgangs-oppløsning (avsinket elektrolytt).
I forhold til sinkinnholdet i retursyren som ble resirkulert til avsinkningselektrolyseprosessen, ble 99,5% av sinken og 94,8% av svovelsyren utvunnet på en slik måte at bare 6,1% av magnesiuminnhoIdet ble resirkulert.
Claims (5)
1. Fremgangsmåte for hydrometallurgisk fremstilling av sink fra sinkholdige utgangsmaterialer i sulfat-, nitrat-og/eller kloridmiljø, omfattende ett eller flere utlutningstrinn, ett eller flere oppløsningsrensetrinn og ett eller flere elektrov/inningstrinn for utvinning av sink fra den erholdte utlutningsoppløsning, idet fremgangsmåten utføres med en lukket oppløsningskrets,
karakterisert ved at et på forhånd bestemt delvolum av oppløsningen dannet i elektrowinningstrinnet eller -trinnene fjernes, at delvolumet konsentreres for ved inndampning å utfelle sink, magnesium og mangan som er tilstede i delvolumet, i form av metallsaltkrystaller, at den utfelte krystallmasse skilles fra den gjenværende væskefase og at den på denne måte med hensyn til sink, magnesium og mangan rensede væskefase eventuelt resirkuleres til utlutningstrinnet eller at væskefasen anvendes som produksjonssyre eller, i de tilfeller fremgangsmåten er blitt utført i sulfatmiljø, anvendes eksempelvis for fremstilling av gjødnings-middel, idet delvolumet bestemmes slik at akkumulering av magnesium og mangan i oppløsningen unngås.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1 utført 1 i sulfatmiljø, karakterisert ved at oppløsningen oppnådd i elektrowinningstrinnet eller -trinnene konsentreres ved inndampning til en svovelsyrekonsentrasjon av minst 60 vekt%.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at sinkinnholdet i elektrowinningstrinnet eller -trinnene reduseres til en restkonsentrasjon av 2-15 g/l før oppløsningen utsettes for inndampningsprosessen.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den separerte krystallmasse oppløses på ny under dannelse av en vandig fase som underkastes en vannrensningsprosess, eventuelt med selektiv utfelling og utvinning av sink ved anvendelse av tidligere kjente utfellingsmetoder basert på regulering av pH, tilsetning/utfelling av carbonatforbindelser, fosfat-forbindelser, fluoridforbindelser, utfelling av basiske sulfater eller ved væske/væskeekstraksjon.
5. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den separerte krystallmasse gjenoppløses i det minst mulige vannvolum og at den sink-, magnesium- og manganholdige oppløsning underkastes en fremgangsmåte for selektiv utvinning av sink ved elektrowinning på en slik måte at det fås en metallisk katodisk avsetning av sinkinnholdet i oppløsningen.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SE8506050A SE451333B (sv) | 1985-12-20 | 1985-12-20 | Forfarande for hydrometallurgisk framstellning av zink |
Publications (4)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO865185D0 NO865185D0 (no) | 1986-12-19 |
| NO865185L NO865185L (no) | 1987-06-22 |
| NO160218B true NO160218B (no) | 1988-12-12 |
| NO160218C NO160218C (no) | 1989-03-22 |
Family
ID=20362546
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO865185A NO160218C (no) | 1985-12-20 | 1986-12-19 | Fremgangsmaate for hydrometallurgisk fremstilling av sink. |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4710277A (no) |
| EP (1) | EP0227626B1 (no) |
| JP (1) | JPS62146226A (no) |
| AT (1) | ATE51900T1 (no) |
| AU (1) | AU579032B2 (no) |
| CA (1) | CA1314837C (no) |
| DE (1) | DE3670311D1 (no) |
| ES (1) | ES2015270B3 (no) |
| FI (1) | FI82715C (no) |
| NO (1) | NO160218C (no) |
| SE (1) | SE451333B (no) |
Families Citing this family (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2698387B2 (ja) * | 1988-08-29 | 1998-01-19 | 株式会社フジクラ | 高純度銅製造法 |
| JP2698386B2 (ja) * | 1988-08-29 | 1998-01-19 | 株式会社フジクラ | 高純度銅製造方法 |
| JPH10504060A (ja) * | 1994-08-15 | 1998-04-14 | アール・アンド・オー・マイニング・プロセシング・リミテッド | 硫化亜鉛含有鉱石及び精鉱から硫酸塩への硫化亜鉛の湿式製錬転化 |
| US5779878A (en) * | 1996-07-17 | 1998-07-14 | Metal Recovery Industries (Us) Inc. | Process for dezincing galvanized steel |
| US6258248B1 (en) | 1996-07-17 | 2001-07-10 | Metals Investment Trust Limited | Process for dezincing galvanized steel using an electrically isolated conveyor |
| US5855765A (en) * | 1996-07-17 | 1999-01-05 | Metal Recovery Industries, Inc. | Process for dezincing galvanized steel using an electrically isolated conveyor |
| NL1006340C2 (nl) * | 1997-06-17 | 1998-12-21 | Rafael Technologie En Manageme | Werkwijze en inrichting voor het winnen van metalen. |
| JP4735947B2 (ja) * | 2005-03-28 | 2011-07-27 | Dowaメタルマイン株式会社 | 亜鉛原料の処理方法 |
| WO2011038746A1 (de) * | 2009-09-30 | 2011-04-07 | Drt Deutsche Rohstofftechnik Gmbh | Saure entzinkung |
| CN102517607A (zh) * | 2011-12-21 | 2012-06-27 | 河南豫光锌业有限公司 | 锌冶炼新液贮槽浑浊底流的处理方法 |
| CN104911630A (zh) * | 2015-05-11 | 2015-09-16 | 北京工业大学 | 一种低槽压电解锌的方法 |
| IT202100005630A1 (it) * | 2021-03-10 | 2022-09-10 | Ecotec Gestione Impianti S R L | Procedimento per il trattamento di residui dell’industria della produzione dello zinco e del piombo, con ottenimento di prodotti valorizzabili e materie prime secondarie, in accordo con le strategie dell’economia circolare |
| CN114921813B (zh) * | 2022-05-27 | 2024-04-09 | 中宁县宁华再生资源循环利用科技有限公司 | 一种基于弱酸环境浸出的电积锌锭加工工艺 |
Family Cites Families (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1429330A (en) * | 1921-07-12 | 1922-09-19 | Ellsworth John Thayer | Process of recovering zing from complex ores |
| US2454142A (en) * | 1942-02-16 | 1948-11-16 | John T Ellsworth | Electrolytic recovery of zinc |
| CA1141172A (en) * | 1978-12-20 | 1983-02-15 | Gerald L. Bolton | Removal of manganese ions from zinc and manganese containing solutions |
| CA1117897A (en) * | 1979-03-29 | 1982-02-09 | George M. Freeman | Continuous process for the purification of zinc plant electrolyte |
| FR2544750B1 (fr) * | 1983-04-25 | 1988-09-16 | Minemet Rech Sa | Procede de traitement d'une solution de purge notamment destinee a un procede d'extraction de zinc par voie electrolytique |
| NO842597L (no) * | 1983-07-08 | 1985-01-09 | Electrolyt Zinc Australasia | Fremgangsmaate for aa fjerne forurensinger fra vandige sinksulfatopploesninger |
-
1985
- 1985-12-20 SE SE8506050A patent/SE451333B/sv not_active IP Right Cessation
-
1986
- 1986-11-21 CA CA 523542 patent/CA1314837C/en not_active Expired - Fee Related
- 1986-12-01 AU AU65850/86A patent/AU579032B2/en not_active Ceased
- 1986-12-02 US US06/937,074 patent/US4710277A/en not_active Expired - Fee Related
- 1986-12-10 JP JP61294600A patent/JPS62146226A/ja active Pending
- 1986-12-17 ES ES86850442T patent/ES2015270B3/es not_active Expired - Lifetime
- 1986-12-17 FI FI865157A patent/FI82715C/fi not_active IP Right Cessation
- 1986-12-17 AT AT86850442T patent/ATE51900T1/de not_active IP Right Cessation
- 1986-12-17 DE DE8686850442T patent/DE3670311D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1986-12-17 EP EP19860850442 patent/EP0227626B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1986-12-19 NO NO865185A patent/NO160218C/no unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP0227626A1 (en) | 1987-07-01 |
| EP0227626B1 (en) | 1990-04-11 |
| NO160218C (no) | 1989-03-22 |
| AU6585086A (en) | 1987-06-25 |
| AU579032B2 (en) | 1988-11-10 |
| SE8506050L (sv) | 1987-06-21 |
| SE451333B (sv) | 1987-09-28 |
| ES2015270B3 (es) | 1990-08-16 |
| SE8506050D0 (sv) | 1985-12-20 |
| NO865185L (no) | 1987-06-22 |
| FI82715B (fi) | 1990-12-31 |
| NO865185D0 (no) | 1986-12-19 |
| CA1314837C (en) | 1993-03-23 |
| FI865157L (fi) | 1987-06-21 |
| DE3670311D1 (de) | 1990-05-17 |
| JPS62146226A (ja) | 1987-06-30 |
| FI82715C (fi) | 1991-04-10 |
| US4710277A (en) | 1987-12-01 |
| ATE51900T1 (de) | 1990-04-15 |
| FI865157A0 (fi) | 1986-12-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN1167818C (zh) | 从硫化物矿石材料中氯化物辅助湿法冶金萃取铜 | |
| CN103966450B (zh) | 一种铜阳极泥的全湿法预处理方法 | |
| US4342592A (en) | Non-polluting process for recovery of precious metal values from ores including those containing carbonate materials | |
| US4338168A (en) | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue | |
| NO160218B (no) | Fremgangsmaate for hydrometallurgisk fremstilling av sink. | |
| MXPA03005959A (es) | Produccion de oxido de zinc apartir de concentrados de un sulfuro complejo usando un procesamiento de cloruro. | |
| EA020759B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырья | |
| NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
| CN102732722A (zh) | 一种萃取脱除氟、氯的湿法炼锌方法 | |
| US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
| NO160588B (no) | Fremgangsm te for behandling av en sur opploesning sholder treverdig jern og minst ett ikke-jernmetall. | |
| US4698139A (en) | Hydrometallurgical method for treating valuable metal raw materials containing chlorides and fluorides | |
| NO172134B (no) | Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning | |
| US4544460A (en) | Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper | |
| US3787301A (en) | Electrolytic method for producing high-purity nickel from nickel oxide ores | |
| CN105705664A (zh) | 选择性回收铅和银的工艺 | |
| KR910005837B1 (ko) | 전해에 의한 아연추출공정에 대한 정화용액의 처리방법 | |
| ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| US4225342A (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
| NO774209L (no) | Fremgangsmaate ved opploesning av ikke-jern-metaller i oksygenerte forbindelser | |
| EP0010365A1 (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
| JPH0477053B2 (no) | ||
| CN106086432A (zh) | 一种从硫酸铅渣中回收铅、银的方法 | |
| Krüger et al. | Alternative solution purification in the hydrometallurgical zinc production | |
| CA1118214A (en) | Process for the preparation of an aqueous solution of zinc sulphate for use in the electrolytic preparation of zinc, by means of the leaching of roasted material |