NO160528B - Gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale. - Google Patents
Gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale. Download PDFInfo
- Publication number
- NO160528B NO160528B NO821178A NO821178A NO160528B NO 160528 B NO160528 B NO 160528B NO 821178 A NO821178 A NO 821178A NO 821178 A NO821178 A NO 821178A NO 160528 B NO160528 B NO 160528B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- leaching
- iron
- residue
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 155
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 154
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 154
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims description 57
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims description 21
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 135
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 120
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 95
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 67
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 41
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 41
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 33
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 21
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims description 21
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 16
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 13
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 claims description 8
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N iron zinc Chemical compound [Fe].[Zn] KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 claims description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 2
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 claims 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 77
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 52
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 39
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 33
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 31
- 239000000047 product Substances 0.000 description 17
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 6
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 6
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 6
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 5
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 5
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 3
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N disulfur Chemical compound S=S MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical group [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910001415 sodium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 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
- C22B19/34—Obtaining zinc oxide
-
- 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
-
- 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
-
- 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)
- Catalysts (AREA)
Description
Foreliggende oppfinnelse angår gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale som også inneholder jern sammen med bly og/eller selv.
Det er kjent å gjenvinne sink fra sinkholdig sulfidisk materiale ved utluting av dette under oksyderende betingelser ved forhøyede temperaturer i vandig svovelsyreoppløsning for å tilveiebringe en uoppløst rest og en utlutningoppløsning inneholdende oppløst sink. Etter utføring av eventuelle nødvendige rensetrinn blir den rensede utlutningsoppløsning elektrolysert og man oppnår elementært sink. De fleste sinkholdige sulfidiske materialer inneholder vanligvis jern og det er også kjent at nærvær av jern er ønskelig fordi det understøtter oksydasjonsutlutning av sulfidisk materiale og understøtter således oppnåelse av tilstrekkelig oppløsning av sink. Det er vanlig at utlutningen begynnes med et lett støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til mengden sink i det sinkholdige materialet, f.eks. med et molforhold mellom svovelsyre og sink på ca. 1,1:1, dvs. ca 10# overskudd av svovelsyre.
Med et slikt støkiometrisk overskudd av syre blir imidlertid også noe jern oppløst og er således tilstede i utlutnings-oppløsningen. Fordi det etterfølgende sinkelektrolysetrinnet krever at den sinkholdige oppløsning som elektrolyseres er i det vesentlige jernfri, er det nødvendig å fjerne jern i et rensetrinn, selv om utlutningen kan gjennomføres på en slik måte at en minimal mengde av Jern oppløses.
Sinkholdig sulfidisk materiale kan i tillegg til jern også inneholde bly og/eller sølv og i enkelte tilfelle kan bly-og/eller sølvinnholdet være tilstrekkelig høyt til å gjøre gjenvinning av et eller begge av disse metaller økonomisk ønskelig. I sinkgjenvinningsprosesser slik som beskrevet ovenfor blir i det vesentlige alt bly og/eller sølv tilbake i utlutningsresten sammen med mesteparten av jernet. Nærværet av jern i resten kompliserer den etterfølgende gjenvinning av bly og/eller sølv.
Ifølge oppfinnelsen blir sinkholdig sulfidisk materiale som også inneholder jern sammen med bly og/eller sølv utlutet under oksyderende betingelser ved en temperatur innen området 130-155oC i vandig svovelsyreoppløsning sammen med et til å begynne med vesentlig støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet I materialet, nemlig 50-10056 overskudd av svovelsyre. Det er funnet at et slikt syre-overskudd resulterer i oppløsning av en vesentlig mengde jern så vel som sink, men uten noen vesentlig oppløsning av bly og/eller sølv. Således er utlutningsresten som benyttes ifølge oppfinnelsen relativt jernfri slik at bly- og/eller sølvinnholdet er meget høyere enn tidligere og gjenvinningen av bly og/eller sølv fra utlutningsresten lettes.
I henhold til dette angår foreliggende oppfinnelse en fremgangsmåte for gjenvinning av sink fra sinkholdig, sulfidholdig materiale som også inneholder jern og i tillegg bly og/eller sølv, og fremgangsmåten karakteriseres ved at den omfatter utlutning av materialet under oksyderende forhold ved en temperatur på 130-170°C med en vandig svovelsyreoppløsning med et støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i materialet på ca. 40-100$, hvorved det oppnås en uoppløst rest, idet resten inneholder elementært svovel og den hovedsakelige andel av bly, og en utlutningsoppløsning som inneholder mesteparten av sink og jern; separering av den svovel- og blyholdige rest fra den sink- og jernholdige utlutningsoppløsning; fysikalsk separering av det elementære svovel fra den gjenværende blyholdige rest; gjenvinning av den gjenværende blyholdige rest; og behandling av den sink- og jernholdige utlutnings-oppløsning for å gjenvinne sink ved å mate oppløsningen til en annen prosess der det sinkholdige materialet behandles for å gjenvinne sink, og som omfatter en utfelling av jern. Utlutningsoppløsningen Inneholdende oppløst sink inneholder således også en vesentlig mengde oppløst Jern og fri svovelsyre. I henhold til et ytterligere trekk ved oppfinnelsen behandles utlutningsoppløsningen for å utvinne sink ved mating av oppløsningen til en annen prosess der sinkholdig materiale behandles for å gjenvinne sink og som omfatter et jernutfellingstrinn.
Jernutfellingstrinnet kan være et utlutningstrinn 1 en annen sinkutvinningsprosess der sinkoksydholdige materialer utlutes i vandig svovelsyreoppløsning under betingelser slik at jern felles ut og forblir i utlutningsresten. Sinkoksydholdig materiale kan f.eks. være brent materiale eller kalsinert materiale der det første oppnås fra blyblåseovnsslagg og det kalsinerte materialet oppnås ved røsting av et sinkholdig sulfidisk materiale. Et slikt materiale inneholder ofte arsen og/eller antimon som har en tendens til å gå i oppløsning i utlutningen og det oppløste Jern ved siden av å felles ut forårsaker også utfelling av oppløst arsen og/eller antimon. En ytterligere fordel er at overskytende syre i utlutnings-oppløsningen nøytraliseres av det sinkoksydholdige materialet.
Alternativt kan jernutfellingstrinnet være et utlutningstrinn i en annen sinkutvinningsprosess hvori sink utvinnes fra et sinkholdig sulfidisk materiale som også Inneholder Jern ved utlutning i en vandig svovelsyreoppløsning med et støkio-metrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i materialet på ca. 10$. Hovedmengden av det oppløste jern felles ut og forblir i utlutningsresten. Dette alternativ er brukbart f.eks. hvis ytterligere sinkholdig sulfidisk materiale inneholder mindre mengder bly og/eller sølv hvis gjenvinning ikke er økonomisk ønskelig.
I et annet alternativ kan jernutfellingstrinnet være et rensetrinn i en sinkgjenvinnlngsprosess hvor ytterligere sinkholdig sulfidisk materiale som også inneholder jern først røstes for å gi sinkoksydholdig materiale som deretter utlutes i en vandig svovelsyreoppløsning. Utlutningsopp-løsningen med oppløst Jern ifølge oppfinnelsen benyttes deretter i et Jarositt- eller goetitt-utfellingstrinn hvori hovedandelen av det oppløste jern i begge prosesser felles ut.
TJtførelsesformer av oppfinnelsen skal nå beskrives ved hjelp av eksempler under henvisning til de ledsagende tegninger, der: Fig. 1 er et flytskjema for en utlutningsprosess med sterk syre benyttet i forbindelse med en prosess for gjenvinning av sink fra sinkoksydholdig materiale, Fig. 2 er et tilsvarende skjema som viser en utlutningsprosess med sterk syre ifølge fig. 1 benyttet i forbindelse med en annen prosess for gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale, Fig. 3 er et tilsvarende skjema som viser en utlutningsprosess med sterk syre ifølge fig. 1 benyttet i forbindelse med et jarositt-utfellingstrinn i en annen sinkgjenvinningsprosess, og Fig. 4 er et tilsvarende skjema som viser en utlutningsprosess med sterk syre ifølge fig. 1 benyttet i forbindelse med et goetitt-utfellingstrinn i en annen sinkgjenvinningsprosess.
Under henvisning først til fig. 1 i tegningene benyttes en prosess ifølge en utførelsesform av oppfinnelsen for gjenvinning av sink, bly og sølv fra et sinkholdig sulfidisk konsentrat inneholdende 50-55$ sink, 5-10$ jern, 30-35$ svovel, 0,5-5$ bly og 0,001-0,1$ sølv.
Sinkkonsentratet blandes med vann fra etterfølgende separasjonstrinn slik det skal beskrives nedenfor og underkastes et oppmalingstrinn 12 hvori materialet oppmales til liten størrelse, f.eks. over 90$ mindre enn 325 mesh. Den resul-i
terende opp slemm ing føres deretter til en ajvsetningstank 14 hvorfra overløpet tilbakeføres til sinkkonsentratet som mates til oppmalingstrinnet 12, og det fortykkede oppslem-mingsunderløp mates til et trykkutlutningstrinn 16 med høy syrekonsentrasjon, idet den fortykkede oppslemming har en massedensitet på 50-70$ faststoffer.
I sterksyre-utlutningstrinnet 16 blir oppslemmingen blandet med vandig svovelsyreoppløsning fra et sinkelektrolysetrinn som skal beskrives senere, slik at det er et støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i sinkkonsentratet innen området 40-100$, fortrinnsvis innen området 50-60$. TJtlutningstrinnet 16 gjennomføres under et partialoksygentrykk innen området 400-1000 kPa og ved en temperatur innen området 140-155°C.
TJtlutningstrinnet 16 gjennomføres i et tidsrom slik at over 97$ av sinken og over 95$ av Jernet er oppløst. Den uoppløste rest inneholder deretter kun lite Jern og inneholder i det vesentlige alt bly og sølv i det opprinnelige sinkkonsentrat.
Utlutningsoppslemmingen føres til en avsetningstank 18 hvorfra overløpsutlutningsoppløsningen føres til en annen sinkgjenvinningsprosess slik de skal beskrives nedenfor. Oppslemmingsunderløpet inneholder elementært svovel, ikke-omsatte sulfider og bly- og sølvholdig rest.
Elementært svovel og ikke-omsatte sulfider separeres fra bly-sølvholdig rest i et separasjonstrinn 10 som f.eks. kan omfatte flottering, sikting eller dekantering. Separert elementært svovel og ikke-omsatte sulfider filtreres ved varmfiltrering for å oppnå rent elementært svovel på den ene side og en metallsulfid-elementært svovelkake på den andre side. Denne kan tilføres til utlutningstrinnet 16. Den bly-og sølvholdige rest inneholdende over 25$ bly, 0,01-1,0$ sølv og mindre enn 4$ jern kan behandles i en blysmelter på i og for seg kjent måte for å gjenvinne bly og sølv.
Overløpsoppløsningen fra avsetningstanken 18 er en sur sulfatutlutningsoppløsning inneholdende 100-130 g/l sink, 10-13 g/l jern (hvorav 5-10$ er jern(II), resten er jern(III) og 30-70 g/l H2SO4. I det vesentlige intet bly eller sølv er oppløst i utlutningstrinnet.
I en annen sinkgjenvinningsprosess blir sinkoksydholdig materiale, oppnådd som brent produkt fra blyblåseovnsslagg og inneholdende arsen og antimon, behandlet for å gjenvinne sink. Produktet kan inneholde 60-70$ sink, 5-15$ bly, 0,1-0,3$ arsen og 0,1-0,3$ antimon. Produktet underkastes et oppmalingstrInn 22 hvori materialet oppmales til liten størrelse, f.eks. minst 40$ mindre enn 325 mesh.
Det oppmalte produkt utlutes i vandig svovelsyreoppløsning i utlutningstrinnet 24 Idet den vandige svovelsyreoppløsning er en blanding av syreoppløsning inneholdende 150-180 g/l H2SO4 fra et sinkelektrolysetrinn som skal beskrives senere. Utlutningstrinnet 24 gjennomføres ved en temperatur på ca. 90* C inntil pH-verdien er steget til ca. 1, dvs. Inntil svovelsyrekonsentrasjonen er redusert til ca. 20 g/l. Sur oppløsning fra avsetningstanken 18 i den tidligere beskrevne prosess tilsettes deretter sammen med mer oppmalt produkt og utlutningstrinnet 24 fortsettes inntil pH-verdien har steget til ca. 4. På denne måte blir en vesentlig mengde sink oppløst, og jern i den sure oppløsning fra den tidligere beskrevne prosess feller ut i det vesentlige all arsen og antimon som til å begynne med oppløses i utlutningsopp-løsningen, idet i det vesentlige alt jern felles ut som oksyd.
Utlutningsoppsleramingen føres til en avsetningstank hvorfra underløpet er en bly- og Jernholdig rest egnet for behandling i en blysmelter. Overløpsoppløsningen er en i det vesentlige jernfri sur sinksulfatoppløsning som renses i et rensetrinn 28 og føres til elektrolysetrinnet 30 idet oppløsningen som føres til elektrolysetrinnet 30 inneholder 140-160 g/l sink. Etter elektroutvinning inneholder den brukte oppløsning 40-60 g/l sink og 150-180 g/l H2S04 og tilbakeføres delvis til sterksyretrykkutlutningstrlnnet 16 og delvis til utlutningstrinnet 24 for brent produkt I et forhold avhengig av de relative mengder konsentrat og produkt som skal utlutes i de respektive utlutningstrinn 16 og 24.
Således kan bly og sølv lettere gjenvinnes fra sinkkonsentratet mens det allikevel gjenvinnes mer sink og ved å benytte utlutningsoppløsningen fra sterksyreutlutningen kan sink gjenvinnes fra sinkkonsentratet og fra det brente produkt i det samme elektrolysetrinn.
Under henvisning til fig. 2 blir sinkkonsentrat av samme type som i den foregående utførelsesform, dvs. med et bly- og sølvinnhold tilstrekkelig til å gjøre gjenvinning av disse metaller økonomisk ønskelig, behandlet i en sterksyreutlutningsprosess på samme måte som i fig. 1. I denne utførelses-form blir imidlertid den jernholdige sure utlutnings-oppløsning fra avsetningstanken 18 benyttet I et utlutningstrinn i en sinkgjenvinningsprosess for gjenvinning av sink fra sinkkonsentrat inneholdende ubetydelige mengder bly og sølv. Karakteristisk kan et slikt sinkkonsentrat inneholde 50-55$ sink, 5-10$ Jern, 0-0,5$ bly og 0-0,001$ sølv.
Sinkkonsentratet med lavt innhold av bly og sølv blandes med vann fra et etterfølgende avsetningstrinn og oppmales til liten kornstørrelse i et oppmalingstrinn 32 tilsvarende oppmalingstrinnet 12. Den resulterende oppslemming føres deretter til en avsetningstank 34 der overløpsoppløsningen tilbakeføres til oppmalingstrinnet 32. Underløpsoppslemmingen med en massedensitet på 50-70$ faststoffer føres til et utlutningstrinn 36 hvori vandig svovelsyreoppløsning tilføres slik at det oppnås et konvensjonelt støkiometrisk svovelsyre-overskudd på ca. 10$ i forhold til sinkinnholdet. Denne sure oppløsning er den jernholdige oppløsning fra avsetningstanken 18 sammen med en del av- den sure oppløsning fra et etter-følgende sinkelektrolysetrinn. Utlutningen utføres under et oksygenpartialtrykk på 400-1000 kPa ved en temperatur på 140-155"C for å oppnå ekstrahering av mesteparten av sinken 1 sinkkonsentratet med lavt bly- og sølvinnhold. På grunn av det lille overskudd av syre felles mesteparten av jernet i den sure oppløsning av avsetningstanken 18 ut som et jernoksyd og mesteparten av jernet som oppløses i utlutningstrinnet fra sinkkonsentratet med lavt bly- og sølvinnhold felles ut på samme måte. Utlutningsoppløsningen føres deretter til en avsetningstank 38 hvorfra den jernholdige rest behandles som ønsket. Overløpsoppløsningen som Inneholder 140-160 g/l sink, 0,5-5 g/l jern og 1-20 g/l svovelsyre underkastes et Jernfjernende rensetrinn 40 og andre nødvendige rensetrinn og deretter et sinkelektrolysetrinn 42. Den brukte oppløsning fra sinkelektrolysetrinnet 42 inneholder 40-60 g/l sink og 150-180 g/l H2S04 og tilbakeføres delvis til sterksyreutlutningstrinnet 16 og delvis til normalsyreutlutningstrinnet 36.
Således kan man effektivt gjenvinne sink fra begge sinkkonsentrater og gjenvinning av bly og sølv fra det første sinkkonsentrat med relativt høyt innhold av bly og sølv lettes.
Under henvisning til fig. 3 blir sinkkonsentrat av samme type som behandlet i utførelsesformen ifølge fig. 1, dvs. med høyt innhold av bly og sølv, behandlet i en sterksyreutlutningsprosess på samme måte som i fig. 1. I denne utførelsesform benyttes imidlertid den jernholdige utlutningsoppløsning fra avsetningstanken 18 i et jarositt-utfellingstrinn i en røste-utlutningsprosess for behandling av et sinkkonsentrat med lavt bly- og sølvinnhold.
Konsentratet med lavt bly- og sølvinnhold blir først røstet i et røstetrinn 44 ved en temperatur på 900-95,0°C for å omdanne sinksulfidinnholdet til oksydform der noe sinkferritt fremstilles. Det resulterende kalsinerte produkt blir deretter underkastet et første utlutningstrinn 46 hvori det kalsinerte produkt utlutes i en vandig svovelsyreoppløsning ved en temperatur på 80-95°C for å oppløse i det vesentlige all sinkoksyd. Den vandige svovelsyreoppløsning oppnås delvis fra et etterfølgende elektrolysetrinn og delvis fra et jarositt-utfellingstrinn slik det skal beskrives i detalj senere, og det første utlutningstrinn 46 fortsettes for å gi en utlutningsoppløsning med en pH-verdi på 4,5-5,5 og inneholdende 140-180 g/l sink, og mindre enn ca. 0,1 g/l Jern.
Utlutningsoppløsningen separeres fra uoppløst rest i en avsetningstank 48 og underkastes et rensetrinn 50 før den føres til et elektrolysetrinn 52 der sink utvinnes. Brukt oppløsning fra elektrolysetrinnet 52 tilbakeføres delvis til sterksyreutlutningen 16, delvis til det første utlutningstrinn 46 og delvis til et andre utlutningstrinn 54 idet denne brukte oppløsning inneholder 40-60 g/l sink og 150-180 g/l svovelsyre.
Besten fra avsetningstanken 48 underkastes et andre utlutningstrinn 54 der resten utlutes i sterk svovelsyreoppløsning inneholdende 150-180 g/l svovelsyre, ved en temperatur av ca. 95° C for å oppløse sink og jern i sinkferrittene. Det andre utlutningstrinn 54 mottar syre fra elektrolysetrinnet 52 og mottar også ny syre. Det andre utlutningstrinn 54 fortsettes for å gi en utlutningsoppløsning inneholdende i oppløsning 90-110 g/l sink og 10-20 g/l jern(II), med en svovelsyrekonsentrasjon på 20-40 g/l.
Utlutningsoppslemmingen føres deretter til et jarositt-utfellingstrinn 56 der kalsinert produkt og oppløsning med høyt jerninnhold fra avsetningstanken 18 tilsettes sammen med natriumloner idet dette trinn utføres ved en temperatur på 80-90°C ved en pH-verdi på ca. 1,5. Mesteparten av Jernet i oppløsningen felles ut som natriumjarosltt og oppslemmingen føres til en avsetningstank 58 der jarositt og annen rest separeres fra den gjenværende oppløsning. Jarositt og andre rester behandles som ønsket og den gjenværende oppløsning tilbakeføres til utlutningen 46. Den gjenværende oppløsning inneholder 150-170 g/l sink, 0,5-1 g/l jern og 3-5 g/l svovelsyre.
Således gjenvinnes sink effektivt fra sinkholdige konsen-trater med både høye og lave innhold av bly og sølv og gjenvinningen av bly og sølv fra sinkkonsentratet med høyt Innhold av bly og sølv lettes.
Fig. 4 viser en annen utførelsesform der sinkkonsentratet av samme type som behandlet i utførelsesformen i forbindelse med fig. 1, dvs. med høyt innhold av bly og sølv, behandles i en sterksyreutlutningsprosess på samme måte som i fig. 1. I denne utførelsesform benyttes jernholdig utlutningsoppløsning fra avsetningstanken 18 i et goetitt-utfellingstrinn i en røste-utlutningsprosess for behandling av sinkkonsentrat med lavt innhold av bly og sølv.
Konsentratet med lavt innhold av bly og sølv røstes først i røstetrinnet 60 ved en temperatur på 900-950°C for å omdanne sinksulfidinnholdet til oksydform idet det også fremstilles noe sinkferritter. Det resulterende kalsinerte produkt underkastes deretter et første utlutningstrinn 62 hvori kalsinert produkt utlutes i en vandig svovelsyreoppløsning ved en temperatur på 80-95°C for å oppløse i det vesentlige alt sinkoksyd. Den vandige svovelsyreoppløsning oppnås delvis fra et etterfølgende elektrolysetrinn og delvis fra et goetitt-utfellingstrinn slik det beskrives nedenfor, og det første utlutningstrinn 62 fortsettes for å gi en utlutnings-oppløsning med en pH-verdi på 4,5-5,5 og inneholdende 140-180 g/l sink og mindre enn ca. 0,01 g/l Jern.
Utlutningsoppløsningen separeres fra uoppløst rest i en avsetningstank 64 og underkastes et rensetrinn 66 før den føres til et elektrolysetrinn 68 der sink gjenvinnes. Brukt oppløsning fra elektrolysetrinnet 68 tilbakeføres delvis til sterksyreutlutningstrinnet 16, delvis til det første utlutningstrinn 62 og delvis til et andre utlutningstrinn 70, idet en slik brukt oppløsning inneholder 40-60 g/l sink og 150-180 g/l svovelsyre.
Resten fra avsetningstanken 64 underkastes et andre utlutningstrinn 70 der resten utlutes i en sterk svovelsyre-oppløsning inneholdende 150-180 g/l svovelsyre, ved en temperatur på ca. 95"C for å oppløse sink og Jern i sinkferrittene. Det andre utlutningstrinnet 70 mottar syre fra elektrolysetrinnet 68 og mottar også frisk syre. Det andre utlutningstrinnet 70 gjennomføres for å gi en utlutnings-oppløsning inneholdende 90-110 g/l jern og 10-20 g/l jern(II)jern med en svovelsyrekonsentrasjon på 20-40 g/l. Utlutningsoppløsningen separeres fra den uoppløste rest i en avsetningstank 72 der resten behandles etter ønske.
Utlutningsoppløsningen føres deretter til et reduksjonstrinn 74 der sinkkonsentrat og oppløsning med høyt jerninnhold fra avsetningstanken 18 tilsettes, dette trinn utføres ved en temperatur på 80-100°C ved en pH-verdi på 0,5-1 for å redusere jern(III) til Jern(II). Ikke-omsatt jernkonsentrat separeres fra den resulterende oppløsning i en avsetningstank 76 og separert sinkkonsentrat tilbakeføres deretter til et røstetrinn 60.
Den reduserte oppløsning føres deretter til et nøytralise-ringstrinn 78 der kalsinert produkt tilsettes for å heve pH-verdien til ca. 1,5. Ikke-omsatt kalsinert produkt separeres fra den nøytraliserte oppløsningen i avsetningstank 80 og tilbakeføres til det andre utlutningstrinn 70. Den nøytrali-serte oppløsning føres til et oksydasjonstrinn 82 der luft og ytterligere kalsinert produkt tilsettes for å fremtvinge utfelling av goetitt idet dette trinn utføres ved en temperatur på 50-100°C og ved en pH-verdi på 1,7-3.
Den utfelte goetitt separeres fra oppløsningen i en avsetningstank 84 og den gjenværende oppløsning tilbakeføres til det første utlutningstrinn 62. Gjenværende oppløsning inneholder 130-150 g/l sink, 1-3 g/l jern og 1-5 g/l svovelsyre.
Igjen blir sink effektivt gjenvunnet fra sinkkonsentratet med både lave og høye innhold av bly og sølv og gjenvinningen av bly og søl fra sinkkonsentratet med høyt innhold av bly og sølv lettes.
Sammenlignende prøver på sinkkonsentratutlutninger med svak og sterk syre skal beskrives nærmere. Sinkkonsentrater som ble benyttet i prøvene hadde en analyse på 55,2$ Zn, 9,44$ Fe, 31,8$ St, 1,23$ Pb og 0,003$ Ag (0,90 uncer pr. tonn). Konsentratet ble oppmalt til 94$ - 325 mesh og ble bragt inn
i en 3,8 liters titanfSret autoklav sammen med 2,5 liter syntetisk tilføringselektrolytt med en analyse pa 50 g/l sink, 150-180 g/l H2SO4. Et overflateaktivt middel "Lignosol BD" og 3 g/l jern(III) ble tilsatt for å sikre hurtig begynnende oksydasjonshastighet. Chargen ble oppvarmet under omrøring under et lett oksygenpartialtrykk til 150°C.
Oksygenpartialtrykket ble justert til 700 kPa og betingelsene ble styrt i 60 minutter. Ved slutten av dette tidsrom ble autoklaven hurtig avkjølt til omgivelsestemperatur og reaksjonsproduktene helt ut. Produktene ble vasket gjennom en 100 mesh sikt for å separere eventuelle svovelsulf id-pellets. Understørrelsesoppslemmingen ble filtrert og understørrelsesfaststoffer (rester) ble vasket ved å menge det med vann igjen og filtrere omigjen. Overstørrelsesfast-stoffer (svovel/sulfidpellets) og understørrelsesfaststoffer ble separert, tørket, veiet og prøvet på analyse. Den filtrerte oppløsning inkludert alt vann ble forenet, det kombinerte volum ble målt og prøvet på analyse.
Resultatet av prøvene er vist i den følgende tabell.
Det fremgår at ved 50-100$ overskytende syre i henhold til oppfinnelsen var jernekstraheringen ca. 96-97$, noe som resulterte i lav restvekt sammenlignet med det som oppnås med normalsyrenivåer og lavere nivåer. Således bemerkes det at ved 50-100$ overskytende syre inneholdt resten (under-størrelsesfaststof fer ) over 27$ bly mens mindre enn 10$ bly var tilstede i resten ved normale eller lavere syrenivåer.
Således muliggjør Ikke bare det overskytende syrenivå i henhold til oppfinnelsen at bly og sølv lettere kan gjenvinnes fra sinkkonsentratet mens man fremdeles er i stand til effektivt å gjenvinne sink, men man oppnår også en oppløsning med høyt jerninnhold som lett kan benyttes i andre prosesser, f.eks. andre sinkgjenvinningsprosesser.
Andre utførelsesformer av oppfinnelsen vil være åpenbare for fagmannen idet rammen av oppfinnelsen er definert i de ledsagende krav.
Claims (12)
1.
Fremgangsmåte for gjenvinning av sink fra sinkholdig, sulfidholdig materiale som også inneholder jern og bly og/eller sølv, karakterisert ved at den omfatter utlutning av materialet under oksyderende forhold ved en temperatur på 130-170'C med en vandig svovelsyre-oppløsning med et støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i materialet på ca. 40-100$, hvorved det oppnås en uoppløst rest, Idet resten inneholder elementært svovel og den hovedsakelige andel av bly, og en utlutningsoppløsning som inneholder mesteparten av sink og jern; separering av den svovel- og blyholdige rest fra den sink- og jernholdige utlutningsoppløsning; fysikalsk separering av det elementære svovel fra den gjenværende blyholdige rest; gjenvinning av den gjenværende blyholdige rest; og behandling av den sink- og jernholdige utlutnings-oppløsning for å gjenvinne sink ved å mate oppløsningen til en annen prosess der det sinkholdige materialet behandles for å gjenvinne sink, og som omfatter en utfelling av jern.
2.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det støkiometriske overskudd av svovelsyre er fra 50-60$.
3.
Fremgangsmåte ifølge krav 2, karakterisert ved at materialet inneholder 50-55$ sink, 30-35$ svovel,
5-10$ jern, og minst én av 0,5-5$ bly og 0,001-0,1$ sølv.
4.
Fremgangsmåte ifølge krav 3, karakterisert ved at utlutningsoppløsningen inneholder 100-130 g/l sink, 10-15 g/l jern og 30-70 g/l H2S04.
5.
Fremgangsmåte ifølge - krav 1, karakterisert ved at den sink- og Jernholdige utlutningsoppløsningen behandles ved tilmatning av oppløsningen til et ytterligere utlutningstrinn hvori sinkoksydholdig materiale utlutes i nevnte oppløsning for å oppløse sink fra sinkoksydholdig materiale og å felle ut en vesentlig mengde oppløst jern for derved å gi en jernholdig andre rest og en andre utlutnings-oppløsning inneholdende oppløst sink og restjern, separering av den andre utlutningsoppløsning fra den andre rest og gjenvinning av sink fra den andre utlutningsoppløsning.
6.
Fremgangsmåte ifølge krav 5, karakterisert ved at sink gjenvinnes fra den andre utlutningsoppløsning ved elektrolyse for derved å gi en brukt oppløsning og at den brukte oppløsning tilbakeføres delvis til utlutningstrinnet for sinkholdig sulfidisk materiale og delvis til utlutningstrinnet for sinkoksydholdig materiale.
7.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den sink- og Jernholdige utlutningsoppløsningen behandles ved tilmatning av oppløsningen til et andre utlutningstrinn hvori ytterligere sinkholdig sulfidisk materiale utlutes i nevnte oppløsning under oksyderende betingelser ved en temperatur innen området 130-170'C med et støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i det ytterligere sinkholdige sulfidiské materiale på opptil ca. 20$ for å oppløse sink fra ytterligere sinkholdig sulfidisk materiale, og for å felle ut en vesentlig mengde av oppløst jern for derved å gi en jernholdig tredje rest og en tredje utlutningsoppløsning inneholdende oppløst sink og restjern, separering av den tredje rest fra den tredje utlutningsoppløsning og behandling av den tredje utlutningsoppløsning for å gjenvinne sink.
8.
Fremgangsmåte ifølge krav 7, karakterisert ved at sink utvinnes fra den tredje utlutningsoppløsning ved elektrolyse for derved å gi en brukt oppløsning og at den brukte oppløsning delvis tilbakeføres til utlutningstrinnet hvori det førstnevnte sinkholdige sulfidiske materialet utlutes og delvis til det andre utlutningstrinn hvori det ytterligere sinkholdige sulfidiske materialet utlutes.
9.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den omfatter røsting av et andre sink- og jernholdig sulfidisk materiale for å gi et sinkoksyd- og sinkferrittholdig materiale, utlutning av det sinkoksyd- og sinkferrittholdige materialet i svovelsyreoppløsning for å oppløse sinkoksyd og gi en utlutningsoppløsning inneholdende oppløst sink og en sinkferrittholdig rest, separering av resten fra utlutningsoppløsningen, gjenvinning av sink fra utlutningsoppløsningen, utlutning av sinkferrittholdig rest i en sterk vandig svovelsyreoppløsning for å oppløse sinkferritt og gi en utlutningsoppslemming inneholdende oppløst sink og jern, tilmatning av den jernholdige oppløsning til utlutningsoppslemmingen sammen med sinkoksydmaterialet for å felle ut jarositt, separering av jarositt og andre rester fra den resulterende oppløsning og tilbakeføring av den resulterende oppløsning til sinkoksydutlutningstrinnet.
10.
Fremgangsmåte ifølge krav 9, karakterisert ved at sink gjenvinnes fra utlutningsoppløsningen ved elektrolyse for derved å gi en brukt oppløsning og den brukte oppløsning tilbakeføres delvis til utlutningstrinnet hvor det førstnevnte sinkholdige sulfidiske materialet utlutes og delvis til utlutningstrinnet hvori sinkoksyd- og sinkferrittholdige materialer utlutes med vandig svovelsyre-oppløsning.
11.
Fremgangsmåte ifølge - krav 1, karakterisert ved at den omfatter røsting av et andre sink- og Jernholdig sulfidisk materiale for å gi et sinkoksyd- og sinkferrittholdig materiale, utlutning av det sinkoksyd- og sinkferrittholdige materiale i en svak vandig svovelsyre-oppløsning for å oppløse sinkoksyd og gi en utlutnings-oppløsning inneholdende oppløst sink og en sinkferrittholdig rest, separering av resten fra utlutningsoppløsningen, gjenvinning av sink fra utlutningsoppløsningen, utlutning av sinkferrittholdig rest i en sterk vandig svovelsyreoppløsning for å oppløse sinkferritt og gi en utlutningsoppløsning Inneholdende oppløst sink og Jern og en uoppløst rest, separering av utlutningsoppløsningen fra resten, tilmatning av jernholdig oppløsning til utlutningsoppløsningen, redusering av Jern(III) i den kombinerte oppløsning til Jern(ll), nøytralisering og hydrolysering av jern(II )holdig oppløsning under oksyderende betingelser for å felle ut goethitt og separering av goethitt fra den gjenværende oppløsning.
12.
Fremgangsmåte ifølge krav 11, karakterisert ved at sink utvinnes fra utlutningsoppløsningen ved elektrolyse for derved å gi en brukt oppløsning og den brukte oppløsning delvis tilbakeføres til utlutningstrinnet hvori det førstnevnte sinkholdige sulfidiske materialet utlutes og delvis til utlutningstrinnet hvori sinkoksyd- og sinkferrittholdig materiale utlutes med vandig svovelsyre-oppløsning.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CA000378074A CA1166022A (en) | 1981-05-22 | 1981-05-22 | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO821178L NO821178L (no) | 1982-11-23 |
NO160528B true NO160528B (no) | 1989-01-16 |
NO160528C NO160528C (no) | 1989-04-26 |
Family
ID=4120015
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO821178A NO160528C (no) | 1981-05-22 | 1982-04-07 | Gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale. |
Country Status (12)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4505744A (no) |
EP (1) | EP0065815B1 (no) |
JP (1) | JPS57194223A (no) |
KR (1) | KR830010208A (no) |
AU (1) | AU543614B2 (no) |
CA (1) | CA1166022A (no) |
DE (1) | DE3279155D1 (no) |
ES (1) | ES8303538A1 (no) |
FI (1) | FI74046C (no) |
IN (1) | IN163273B (no) |
NO (1) | NO160528C (no) |
ZA (1) | ZA822888B (no) |
Families Citing this family (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
CA1229487A (en) * | 1984-09-27 | 1987-11-24 | Roman M. Genik-Sas-Berezowsky | Process for the recovery of silver from a residue essentially free of elemental sulphur |
DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
WO1988003911A1 (en) * | 1986-11-26 | 1988-06-02 | Resource Technology Associates | Process for recovering metal values from jarosite solids |
DE3935362A1 (de) * | 1989-10-24 | 1991-04-25 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden |
GB9306201D0 (en) * | 1993-03-25 | 1993-05-19 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of zinc,iron,lead and silver values from sinc sulphide concentrate by a multi-stage pressure oxidation process |
GB9309144D0 (en) * | 1993-05-04 | 1993-06-16 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metals from sulphidic material |
US5458866A (en) * | 1994-02-14 | 1995-10-17 | Santa Fe Pacific Gold Corporation | Process for preferentially oxidizing sulfides in gold-bearing refractory ores |
GB9422476D0 (en) * | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
US6395242B1 (en) | 1999-10-01 | 2002-05-28 | Noranda Inc. | Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing |
US6843976B2 (en) | 2001-02-27 | 2005-01-18 | Noranda Inc. | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing |
KR100542609B1 (ko) * | 2002-12-11 | 2006-01-11 | 조성용 | 폐 바리스터 칩으로부터 유가 금속을 회수하는 방법 |
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 |
CN104498728A (zh) * | 2014-12-13 | 2015-04-08 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种提高含银锌精矿中银回收率的工艺 |
CN108823429B (zh) * | 2018-07-06 | 2020-09-11 | 六盘水中联工贸实业有限公司 | 一种低品位含硫氧化锌矿的冶炼方法 |
ES2794298B2 (es) * | 2019-05-17 | 2021-05-31 | Cobre Las Cruces S A U | Procedimiento de extracción de metales a partir de minerales o concentrados de sulfuros polimetálicos |
Family Cites Families (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3493365A (en) * | 1965-03-31 | 1970-02-03 | Electrolyt Zinc Australasia | Treatment of zinc plant residue |
CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Paul Kawulka | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
FI50097C (fi) * | 1973-02-12 | 1980-10-24 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium fraon deras ferriter |
CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
DE2624658C3 (de) * | 1976-06-02 | 1980-04-17 | Ruhr - Zink Gmbh, 4354 Datteln | Verfahren zur Aufarbeitung von bei der Laugung gerösteter Zinkblende verbleibender Rückstände |
US4063933A (en) * | 1976-07-02 | 1977-12-20 | Texasgulf Canada Ltd. | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates |
US4128617A (en) * | 1977-07-11 | 1978-12-05 | Newmont Exploration Limited | Treatment of zinc calcines for zinc recovery |
US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
CA1206008A (en) * | 1982-02-24 | 1986-06-17 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
CA1195846A (en) * | 1982-06-03 | 1985-10-29 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
-
1981
- 1981-05-22 CA CA000378074A patent/CA1166022A/en not_active Expired
-
1982
- 1982-04-07 NO NO821178A patent/NO160528C/no not_active IP Right Cessation
- 1982-04-14 AU AU82579/82A patent/AU543614B2/en not_active Ceased
- 1982-04-14 FI FI821301A patent/FI74046C/fi not_active IP Right Cessation
- 1982-04-16 DE DE8282301969T patent/DE3279155D1/de not_active Expired
- 1982-04-16 EP EP19820301969 patent/EP0065815B1/en not_active Expired
- 1982-04-20 ES ES511531A patent/ES8303538A1/es not_active Expired
- 1982-04-28 ZA ZA822888A patent/ZA822888B/xx unknown
- 1982-05-10 KR KR1019820002037A patent/KR830010208A/ko unknown
- 1982-05-10 JP JP7675782A patent/JPS57194223A/ja active Granted
- 1982-05-17 IN IN367/DEL/82A patent/IN163273B/en unknown
-
1983
- 1983-06-28 US US06/508,699 patent/US4505744A/en not_active Expired - Lifetime
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ES511531A0 (es) | 1983-02-01 |
FI821301A0 (fi) | 1982-04-14 |
AU8257982A (en) | 1982-11-25 |
KR830010208A (ko) | 1983-12-26 |
NO821178L (no) | 1982-11-23 |
CA1166022A (en) | 1984-04-24 |
IN163273B (no) | 1988-09-03 |
DE3279155D1 (en) | 1988-12-01 |
ES8303538A1 (es) | 1983-02-01 |
EP0065815A1 (en) | 1982-12-01 |
FI74046C (fi) | 1987-12-10 |
JPH0242886B2 (no) | 1990-09-26 |
JPS57194223A (en) | 1982-11-29 |
US4505744A (en) | 1985-03-19 |
EP0065815B1 (en) | 1988-10-26 |
FI74046B (fi) | 1987-08-31 |
NO160528C (no) | 1989-04-26 |
ZA822888B (en) | 1983-03-30 |
AU543614B2 (en) | 1985-04-26 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5348713A (en) | Recovery of metal values from zinc plant residues | |
NO160528B (no) | Gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale. | |
CA2160488C (en) | Recovery of metals from sulphidic material | |
NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
US4163046A (en) | Recovery of selenium | |
US4431613A (en) | Leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron | |
CA1327452C (en) | Separation of nickel from copper in autoclave | |
US3652264A (en) | Recovery of zinc values from zinc plant residue | |
US20170145540A1 (en) | Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant | |
EP0113649A1 (en) | A method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
NO814048L (no) | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sink-ferrittmaterialer. | |
NO161509B (no) | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
US4594102A (en) | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material | |
JPH04238816A (ja) | ヒ酸銅の製法 | |
JP3052535B2 (ja) | 製錬中間産物の処理方法 | |
WO1997031861A1 (en) | Process for stabilization of arsenic | |
US4127639A (en) | Process for recovering silver from residues containing silver and lead | |
US20040200730A1 (en) | Hydrometallurgical copper recovery process | |
CA1238192A (en) | Method for the recovery of germanium | |
US4384940A (en) | Chlorine leaching of nickel-cobalt-iron sulphides | |
US4225342A (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
NO153062B (no) | Fremgangsmaate til rensing av uren sinkelektrolytt som inneholder kobber-, kadmium- og koboltforurensninger | |
EP0010365A1 (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM1K | Lapsed by not paying the annual fees |
Free format text: LAPSED IN OCTOBER 2001 |