NO161509B - Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. - Google Patents
Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. Download PDFInfo
- Publication number
- NO161509B NO161509B NO831947A NO831947A NO161509B NO 161509 B NO161509 B NO 161509B NO 831947 A NO831947 A NO 831947A NO 831947 A NO831947 A NO 831947A NO 161509 B NO161509 B NO 161509B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- iron
- zinc
- leaching
- residue
- solution
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 80
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 76
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 75
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 28
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 19
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 125
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 81
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 64
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 50
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 34
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 33
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 31
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims description 24
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 19
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 19
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 14
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims description 9
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 5
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 3
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N copper iron Chemical compound [Fe].[Cu] IYRDVAUFQZOLSB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims 3
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 40
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 29
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 18
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 15
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 13
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 12
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 9
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 9
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 7
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 6
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical group [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 4
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 3
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 3
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005569 Iron sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N Ozone Chemical compound [O-][O+]=O CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 description 1
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 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 1
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical compound [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 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
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
-
- 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)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater som også inneholder jern.
Det er kjent å gjenvinne sink fra sinkholdig sulfidmateriale ved utlutning av dette under oksyderende betingelser ved forhøyet temperatur for å oppnå en rest inneholdende elementært svovel og en utlutningsoppløsning inneholdende oppløst sink. Efter separering fra resten og gjennomføring av annen nødvendig rensing blir utlutningsoppløsningen elektrolysert for å oppnå elementært sink. De fleste sinkholdige sulfidmaterialer inneholder vanligvis også jern og det er kjent at nærvær av jern er ønskelig fordi det understøtter oksydasjonsutlutningen av sulfidmaterialet og således en tilstrekkelig oppløsning av sink. For ytterligere å understøtte oppløsningen av sink er det vanlig at utlutningen påbegynnes med et lett støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til mengden sink i det sinkholdige materialet, for eksempel med et overskudd på ca. 10$ svovelsyre.
Med et slikt støkiometrisk overskudd blir imidlertid også noe jern oppløst og dette vil være til stede i utlutningsoppløs-ningen. Fordi det efterfølgende sinkelektrolysetrinn krever at den sinkholdige oppløsning som skal elektrolyseres i det vesentlige er jernfri, har det vært nødvendig å fjerne jern i et rensetrinn selv om utlutningen kunne ha vært gjennomført på en slik måte at kun en minimal mengde jern var oppløst.
I henhold til dette angår foreliggende oppfinnelse en fremgangsmåte for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater med et sinkinnhold fra 45 til 55 vekt-# og et Jerninnhold fra 8 til 15 vekt-# omfattende utlutning av konsentratet under trykkoksydasjonsbetingelser ved en temperatur innen området 130 til 170°C med en vandig svovelsyreoppløsning inneholdende et første støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i konsentratet for derved å oppnå en utlutningsvæske inneholdende oppløst sink og jern og en elementært svovelholdig faststoffrest, utfelling av oppløst jern fra utlutningsvæsken ved behandling med et sinkoksydholdig materiale for derved å gi en i det vesentlige jernfri utlutningsvæske og elektro-lytisk å gjenvinne sink fra den jernfrie utlutningsvæske, og denne fremgangsmåte karakteriseres ved at det sinkoksydholdige materialet tilsettes til utlutningsoppslemmingen mens denne fremdeles befinner seg under oksyderende betingelser og at temperaturen holdes i området 130 til 170°C før separering av utlutningsvæsken fra faststoffresten, idet det sinkoksydholdige materialet bevirker en hevning av pH-verdien i oppslemmingen til en verdi innen området 4,5 til 5,5 for derved å felle ut det oppløste jern frå utlutningsvæsken direkte til den svovelholdige faststoffrest for derved å gi den i det vesentlige jernfrie utlutningsvæske og en jern- og kobberholdig rest, hvorved den jernfrie utlutningsvæske så separeres fra den jern- og svovelholdige rest og behandles for å gjenvinne sink.
Med en fremgangsmåte som beskrevet ifølge oppfinnelsen behøver utlutningsoppløsningen ikke å underkastes noe ytterligere jernfjerningstrinn før elektrolysen, urenhets-utfellingen forbedres og separeringsegenskapene for utlutningsoppslemmingen forbedres også.
Utlutningstrinnet kan gjennomføres inntil minst ca. 95 vekt-# sink er oppløst fra sinksulfidmaterialet før innføring av sinkoksydholdig materiale, og sinkoksydholdig materiale kan føres inn i utslemmingen for å heve pH-verdien i oppslemmingen til ca.6. Sinksulfidmaterialet kan inneholde på vektbasis fra ca. 45 til ca. 55$ sink og fra ca. 8 til ca. 15% jern.
Det sinkoksydholdige materialet kan på vektbasis inneholde fra ca. 50 til ca. 70% sink og kan omfatte sinkoksydrøk oppnådd fra ovnsslagg.
Det opprinnelige støkiometriske overskudd av svovelsyre i utlutningstrinnet kan være fra ca. 30 til 100$ og helst fra ca. 40 til ca. 60%.
Den jernholdige rest kan også inneholde sinkoksydholdig materiale og resten kan være utlutet i et andre utlutningstrinn i vandig svovelsyreoppløsning for å gi nok en utlut-ningsoppløsning inneholdende oppløst sink og nok en ytterligere rest som separeres fra den første utlutningsoppløs-ning. Det andre utlutningstrinn kan gjennomføres ved atmosfærisk trykk ved en pH-verdi innen området fra 2 til 30 og en temperatur innen området fra 60 til 90"C. Utlutnings-oppløsningen kan tilbakeføres til det første utlutningstrinn.
Resten kan behandles for å separere elementært svovel og ikke-omsatt sinkholdig materiale derfra og danne nok en jernholdig rest. Det sinkholdige sulfidmateriale og/eller sinkoksydholdige materiale kan også inneholde bly og/eller sølv mens den jernholdige rest også inneholder bly og/eller sølv. Den jernholdige rest kan utlutes i vandig svovelsyre-oppløsning i et jernfjerningstrinn for å oppløse jern og å gi en rest som er anriket på bly og/eller sølv.
Jernfjerningstrinnet kan omfatte et første trinn hvori den Jernholdige rest utlutes i utlutningsoppløsning fra et andre trinn for å danne en mellomrest og en jernholdig oppløsning idet den jernholdige oppløsning separeres fra mellomresten og denne så utlutes i det andre trinn i vandig svovelsyreoppløs-ning som er sterkere enn den i det første trinn for å gi den anrikede rest og en utlutningsoppløsning og der utlutnings-oppløsningen separeres fra den anrikede rest og tilbakeføres til det første trinn.
En utførelsesform av oppfinnelsen skal nu beskrives ved hjelp av et eksempel under henvisning til den ledsagende tegning som viser en diagramatisk skisse av en sinkutvinningsprosess. Under henvisning til tegningen benyttes fremgangsmåte ifølge denne utførelsesform av oppfinnelsen til å gjenvinne sink fra et sinkholdig sulfidkonsentrat som på vektbasis inneholder ca. 55% sink, ca. 35% svovel, ca. 9% jern, ca. 1% bly, ca. 1% mangan, ca. 0, 5% kobber, ca. 300 ppm klorid og ca. 25 ppm sølv.
Sinkkonsentratet males opp i knusetrinn 12 til en liten størrelse, for eksempel minst ca. 95% mindre enn 44 pm (325 Tyler mesh). Vann tilsettes i knusetrinnet og den resulterende oppslemming med oppmalt konsentrat fortykkes i en fortykker 14 til 70 vekt-56 faststoffer. Opp til ca. 75% av kloridet som er til stede i konsentratet oppløses under knusetrinnet 12 og en andel av fortykkeroverløpet tappes av fra systemet for å fjerne kloridioner mens mesteparten av fortykkeroverløpet føres tilbake til knusetrinnet 12 under tilsetning av friskt vann.
Konsentratoppslemmingen føres derefter til et utlutningstrinn 16 der oppslemmingen utlutes i en autoklav i vandig svovel-syreoppløsning fra et sinkelektrolysetrinn og fra et separeringstrinn som skal beskrives senere, slik at det er et første støkiometrisk overskudd på svovelsyre i forhold til sinken i sinkkonsentratet på opptil 50%. Utlutningstrinnet 16 gjennomføres under et oksygenpartlaltrykk på ca. 700 kPa ved en temperatur på ca. 150°C.
Utlutningstrinnet 16 fortsettes inntil over 97% av sinken i sinksulfidmaterialet er oppløst mens en tilsvarende høy mengde oppløst jern. Karakteristisk kan utlutningstrinnet 16 fortsettes i ca. 60 minutter for dette formål. På dette tidspunkt og mens man fremdeles holder de tidligere nevnte betingelser for trykk og temperatur tilsettes en oppslemming av oppmalt sinkoksyd inneholdende materiale oppnådd fra maseovnsslagg og på vektbasis inneholdende ca. b5% sink, ca. 1256 bly og ca. 30 ppm sølv. Mengden sinkoksyd som tilsettes er slik at man hever pH-verdien til ca. 5 og karakteristisk krever dette et totalt chargeringsforhold mellom sink i det sulfidiske materialet og sinken i røktilsetningen på ca. 2:1. I løpet av relativt kort tid, for eksempel 10 minutter, er mesteparten av det oppløste jern felt ut slik at det er mindre enn ca. 10 mg/l jern tilbake i oppløsning. Slik jernutfelling understøtter også utfelling av arsen, antimon, fluorid og andre urenheter som kan ha vært oppløst fra det sinkholdige materialet under utlutningstrinnet. Videre forbedres også separeringsegenskapene for utlutningsoppslemmingen.
Utlutningsoppslemmingen føres derefter til et væske/fast-stoff separeringstrinn 18 hvorfra utlutningsoppløsningen føres til et rensetrinn 20 der utlutningsoppløsningen renses på kjent måte, for eksempel ved tilsetning av sinkstøv for å fremtvinge sementering av urenheter, og den rensede utlut-ningsoppløsning føres til et elektrolysetrinn 22 hvorfra elementært sink oppnås. I lys av den høye mengde jern som felles ut ved tilsetning av sinkoksydrøk er det ikke nødvendig med noe ytterligere jernfjerningstrinn før elektrolysetrinnet. Utlutningsoppløsningen som føres ti elektrolysetrinnet 22 vil karakteristisk inneholde ca. 150 g/l sink og ca. 180 g/l svovelsyre, f Den brukte oppløsning tilbakeføres delvis til utlutningstrinnet 16, delvis til et andre utlutningstrinn som skal beskrives senere, og en mindre andel tilbakeføres til rensetrinnet 20. En andel av den tilbakeførte oppløsning behandles med ozon i et mangan-og klorfjerningstrinn 24 for å fjerne oppløst mangan og klorid som mangandioksyd og klorgass, dette trinn er beskrevet i US-PS 4 290 866 og US-PS 4 379 037.
Utlutningsresten fra separeringstrinnet 18 inneholder en betydelig mengde uoppløst sink som sinkoksydrøk og behandles i et andre utlutningstrinn 26 med brukt oppløsning fra elektrolysetrinnet 22, idet de andre utlutningstrinn 26 gjennomføres under atmosfærisk trykk og en temperatur på ca. 65°C. De andre utlutningstrinn 26 kan gjennomføres ved en pH-verdi på 2 eller 3 med en svovelsyrekonsentrasjon på ca. 3 g/l og den totale sinkekstrahering fra sinkoksyd kan på denne måte økes til ca. 97%. Det lave syrenivå i dette andre utlutningstrinn 26 reduserer graden av gjenoppløsning av urenheter slik som jern. Karakteristisk kan det andre utlutningstrinn 26 gjennomføres i ca. 30 minutter.
Etter det andre utlutningstrinn 26 fortsetter den resulterende oppslemming til et vaeske/faststoff-separeringstrinn 28 der vaskevann tilsettes. "Utlutningsoppløsningen inneholdende ca. 150 g/l sink og gjenoppløste urenheter inkludert jern tilbakeføres til trykkutlutningstrinnet 16. Den vaskede rest føres til et f lotasjonstrinn 30 for å gi et flotasjons-konsentrat inneholdende mesteparten av elementært svovel og ikke-omsatt sinkholdig materiale, og rester inneholdende mesteparten av jernet, blyet og sølvet. Flotasjonskonsentratet behandles i et svovelgjenvinningstrinn 32 der svovel smeltes og separeres fra den ikke-smeltede fraksjon ved filtrering hvorved man oppnår et svovelprodukt med høy kvalitet og en gjenværende filterkake som inneholder ikke-omsatt sinkholdig materiale og medrevet elementært svovel. Filterkaken kan tilbakeføres. til knusetrinnet 12 hvis ønskelig.
Flotasjonsresten inneholder karakteristisk ca. 27% jern, 18% bly og 85 ppm sølv. Blyet kan være til stede delvis som blyjarositt og delvis som blysulfat. Resten behandles i et totrinns motstrømsjernfjerningstrinn med et første trinn 34 og et andre trinn 36. I det første trinn 34 blir resten utlutet med oppløsning fra de andre trinn 36 for. å oppløse det lettere oppløselige jernoksyd. Den resulterende oppslemming føres deretter til et væske/faststoffseparasjonstrinn 38 og den resulterende jernholdige oppløsning nøytraliseres med kalk i et nøytraliseringstrinn 40 for å oppnå en rest som kan disponeres etter ønske. Mellomresten fra separeringstrinnet 38 fortsetter til det andre trinn 36 der konsentrert svovelsyre tilsettes for å dekomponere blyjarositt. Den resulterende oppslemming går videre til et væske/faststoffsepara-sjonstrinn 42 hvortil vann settes og den bly- og sølvanrikede rest derfra er egnet for behandling i en blysmelter. På denne måte kan i det vesentlige alt jernsulfat oppløses sammen med ca..70% blyjarositt for å gi en sølv- og blyanriket rest inneholdende for eksempel 37% bly, 8% jern og 86 ppm sølv. Væsken tilbakeføres til det første jernfjerningstrinn 34.
Eksempler på oppfinnelsen skal nu beskrives.
Eksempel 1 - Trykkutlutning
Sinkkonsentratet hadde en analyse Zn - 53/8%, Fe - 8,47%, S - 31,5%, Pb - 0,94%, Ag - 20 g/t (ppm) og F - 200 ppm. Materialet ble oppmalt til 98,6% minus 44 pm og ført til en titanforet autoklav sammen med 2,5 1 syntetisk returelektro-lytt med analysen Zn - 50 g/l, H2S04 - 180 g/l. Chargen av sinkkonsentrat til elektrolytten var 148 g/l og dette ga et 51 %-lg støkiometrisk overskudd av den syre som var nødvendig for sinken i konsentratet. Et overflateaktivt middel ("Lignosol BD") ble tilsatt for å sikre høy sinkekstraksjon. Chargen ble oppvarmet til 150°C. Oksygenpartialtrykket ble deretter justert til 700 kPa med et totalt trykk på 1200 kPa og disse betingelser ble overholdt i 60 minutter. Oppslemmingen ble prøvet og prøven ble filtrert for oppløsning og faststoffanalyse.
Mens man fremdeles opprettholdt betingelser med 150°C og 700 kPa oksygenpartialtrykk ble den omrørte oppslemming nøytrali-sert ved å blåse in et oppmalt ovnsstøv som en 50 %-ig faststoffoppslemming i vann. Disse faststoffer hadde analysen 64% Zn, 12,0% Pb, 0,40% Fe, 0,167% As, 9 ppm F og 28 ppm sølv. Mengden tilsatt støv var tilstrekkelig til at vekt-forholdet mellom sink i sulfidkonsentratråstoffet og sinken i tilsetningen var 2:1. Tiden for reaksjonen mellom det innførte materialet og sinkkonsentratutlutningsoppslemmingen var 10 minutter. Den nøytraliserte oppslemming ble avkjølt til 60"C og det ble tatt prøver av oppløsning og faststoffer for analyse. Et flokkuleringsmiddel ("Percol 351") i en mengde av 26 g/tonn ble tilsatt til oppslemmingen som ble fortykket til ca. 50% faststoffer. Klar oppløsning ble dekantert fra den fortykkede oppslemming og ble underkastet et sinkoppløsningstrinn (se eksempel 2).
Resultater for trykkutlutningen og tilsetningstrinnet er oppsummert i tabell 1.
Den første sinkekstrahering fra sinkkonsentratet var 97,5%. Oppløsningen inneholdt på dette trinn høye konsentrasjoner arsen (0,097 g/l) og fluorid (0,030 g/l) på grunn av utlutningsbetingelser méd høyt overskudd av syre som ga 32 g/l syre i oppløsning ved slutten av trykkutlutningstrinnet. Tilsetningen av sinkoksydrøk nøytraliserte hurtig overskuddet av syre og resulterte i så å si total jern- og arsenutfelling og utstrakt fluoridutfelling. Sluttoppløsningssammensetning var ved pH 5,2, 152 g/l Zn, 0,004 g/l Fe, 0,005 g/l As og 0,098 g/l F. Denne oppløsning er egnet for sinkstøvrensing og etterfølgende sinkelektroutvinning uten mellomliggende jernfjerningstrinn.
Den totale sinkekstrahering etter tilsetning av røken var 94,2% på grunn av ufullstendig oppløsning av sinkoksyd inneholdt i røkstøvet.
Eksempel 2 - Sinkoksydoppløsning
Underløpsoppslemmingen (ca. 50% faststoffer) fra eksempel 1 ble omrørt ved 65°C og pH-verdien øket fra 5,2 til 3 ved tilsetning av elektrolytt. Etter 60 minutters oppholdstid ved pH 3 og 65"C ble prøver tatt av oppslemmingen for analyse av oppløsning og faststoffer. Resten av oppslemmingen ble filtrert og vasket før gjenvinning av elementært svovel ved flotasjon. Resultatene av sinkoppløsningsprøvene er oppsummert i tabell 2.
Sinkkonsentrasjonen i faststoffene var redusert fra 7,32% til 2,22%, noe som tilsvarte en total sinkekstraksjon på 98,4% fra de kombinerte sinksulfidkonsentrat og sinkoksydrøk-tilsetningsfaststoffer. Ved å holde pH-verdien på 3 i slnkoppløsningstrinnet ble gjenoppløsning av urenheter som var utfelt i nøytraliseringstrinnet slik som jern, arsen og fluorid, minimalisert. Selv om en viss gjenoppløsning skjedde ble oppløsningen som inneholdt gjenoppløste urenheter vasket ut av faststoffene og tilbakeført til trykkutlutningstrinnet.
Eksempel 3 - Sinkoppløsning
Ytterligere prøvearbeid på slnkoppløsningstrinnet ble gjennomført ved trykkutlutning av faststoffer etter at elementært svovel var separert ved flotasjon. Faststoffene hadde da en analyse Zn - 14,7%, Fe - 17,7%, S° - 0,05% Pb-9,85%. Faststoffene ble masset opp i vann til 388 g faststoffer/l og H2S04 tilsatt i forskjellige prøver for å gi pH 3, 2 eller 1. Resultatene er vist i tabell 3.
Høy ekstraksjon . av rest-sinkoksydet ble oppnådd ved pH 3 etter 30 til 60 minutters retens j onstid med minimal gjen-oppløsning av jern utfelt i nøytraliseringstrinnet. Ved pH 2 eller pH 1 var sinkekstraheringen marginalt høyere, men det skjedde mer gjenoppløsning av utfelt jern.
Det totale sinkestrahering fra sinkoksydrøken på 97,1% ble oppnådd når slnkoppløsningstrinnet ble gjennomført ved pH 2,9, det vil si i det vesentlige pH 3. I dette eksempel var ekstraheringen av sink fra konsentrat og røk 98,0%.
Eksempel 4 - RestfIotasjon og gjenvinning av elementært
svovel.
Faststoffer fra slnkoppløsningstrinnet ble vasket grundig og deretter underkastet flotasjon for separering av elementært svovel. De vaskede faststoffer ble slemmet opp i vann til en massedensitet på 1145 g/l, tilsvarende 23% faststoffer, og den resulterende oppslemming overført til en 2 1 laboratorie-flotasjonscelle. Et skummingsmiddel "Dowfroth 200" ble tilsatt og flotasjonen fortsatt og man oppnådde et elementært svovelkonsentrat og blysulfat/blyjarositt/gangartrest• Resultatene er oppsummert i tabell 4.
Flotasjonskonsentratet Inneholdt 96% elementært svovel, men kun 0,8% av blyet og kun 17% av sølvet. Smelting og varm-filtrering av flotasjonskonsentratet (kvalitet 96% S°) ga et elementært svovelprodukt med høy kvalitet, egnet for salg for svovel syrefremstilling.
Eksempel 5 - Jernfjerning
Flotasjonsresten inneholdt 95 til 98% av blyet, 95% av jernet og over 70 til 85% av sølvet i matefaststoffene til prosessen (basert på sinksulfidkonsentrat og sinkoksydrøk tilsatt til trykkutlutning/røktilsetningstrinn).
Flotasjonsresten hadde karakteristisk en analyse på 3/2% Zn, 17,9% Pb, 26,8% Fe, 6,75% S(S04) og 85 ppm Ag. Det ble anslått ved kjemisk og røntgendiffraksjonsanalyse av faststoffene at restsammensetningen var som følger:
Jernfordelingen var anslått å være 48,7% om blyjarositt og 51,3% som jernoksyd mens blyfordelingen var 44,5% som blyjarositt og 55,5% som blysulfat. Flotasjonsrestfast-stoffene ble underkastet et syreoppløsningstrinn for jernfjerning for å oppgradere bly- og sølvinnholdet for etterfølgende behandling i en blysmelter.
Resultatene for totrinns motstrømsutlutningen av flotasjonsresten er oppsummert i tabell 5.
I det første utlutningstrinn ble flotasjonsresten utlutet ved 90 til 95" C med sterkt sur oppløsning fra det andre utlutningstrinnet. Således ble overskytende syre som var nødvendig for å dekomponere blyjarositt nøytralisert ved omsetning med lettere oppløselig jernoksyd i flotasjonsresten. Jernekstraheringen i første utlutningstrinn var 51%. Etter væske/faststoffseparering ble resten underkastet en sterkt sur andre utlutning ved 90 til 95° C der den opprinnelige syrekonsentrasjon var 225 til 250 g/l. Jernekstraheringen var 35 til 37% for en total jernekstrahering på 85,7%. Slutt-resten analyserte 37,7% Pb, 8,17% Fe, 8,4% S(S04) og 86 ppm Ag.
Resten inneholdt anslagsvis 27,6% blyjarositt og 47,8% blysulfat, i en totrinns utlutning ble alt jernoksyd oppløst og 71% av blyjarositten ble dekomponert til blysulfat og oppløselig jern(III )sulfat.
Etter væske/faststoffseparering av den første trinns utlutningsoppslemming ble jernoppløsningen inneholdende 19 g/l H2SO4 og 74 g/l Fe nøytralisert med kalksten til pH 3 og med kalk ti pH og 85 til 90°C. Sluttoppløsningen inneholdt mindre enn 1 mg/l Fe. Den nøytraliserte oppslemming ble fortykket til en siste densitet på 62% faststoffer, egnet for pumping til et sluttrestdisponeringsareal.
Andre utførelsesformer og eksempler på oppfinnelsen vil være åpenbare for fagmannen.
Claims (12)
1.
Fremgangsmåte for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater med et sinkinnhold fra 45 til 55 vekt-% og et jerninnhold fra 8 til 15 vekt-% omfattende utlutning av konsentratet under trykkoksydasjonsbetingelser ved en temperatur innen området 130 til 170°C med en vandig svovelsyreoppløsning inneholdende et første støkiometrisk overskudd av svovelsyre i forhold til sinkinnholdet i konsentratet for derved å oppnå en utlutningsvæske inneholdende oppløst sink og jern og en elementært svovelholdig faststoffrest, utfelling av oppløst jern fra utlutningsvæsken ved behandling med et sinkoksydholdig materiale for derved å gi en i det vesentlige jernfri utlutningsvæske og elektro-lytisk å gjenvinne sink fra den jernfrie utlutningsvæske, karakterisert ved at det sinkoksydholdige materialet tilsettes til utlutningsoppslemmingen mens denne fremdeles befinner seg under oksyderende betingelser og at temperaturen holdes i området 130 til 170°C før separering av utlutningsvæsken fra faststoffresten, idet det sinkoksydholdige materialet bevirker en hevning av pH-verdien i oppslemmingen til en verdi innen området 4,5 til 5,5 for derved å felle ut det oppløste jern fra utlutningsvæsken direkte til den svovelholdige faststoffrest for derved å gi den i dét vesentlige jernfrie utlutningsvæske og en jern- og kobberholdig rest, hvorved den jernfrie utlutningsvæske så separeres fra den jern- og svovelholdige rest og behandles for å gjenvinne sink.
2.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det sinkoksydholdige materialet tilføres utlutningsoppslemmingen i en mengde tilstrekkelig til å heve pH-verdien i oppslemmingen til ca. 5.
3.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at utlutningstrinnet fortsettes inntil minst ca. 95 vekt-% sink er oppløst fra sinksulfidmaterialet før innføring av det sinkoksydholdige materialet.
4.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det anvendes et første støkiometrisk overskudd av svovelsyren i utlutningstrinnet på 30 til 100%.
5.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det anvendes et første støkiometrisk overskudd av svovelsyren i utlutningstrinnet på 40 til 60%.
6.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den jernholdige rest som også inneholder sinkoksydholdig materiale utlutes i et andre utlutningstrinn i vandig svovelsyreoppløsning for å oppnå en ytterligere utlutningsoppløsning inneholdende oppløst sink og en ytterligere rest, og at den ytterligere rest separeres fra den ytterligere utlutningsoppløsning.
7.
Fremgangsmåte ifølge krav 6, karakterisert ved at det andre utlutningstrinn gjennomføres ved atmosfærisk trykk og en pH-verdi innen området 2 til 3 og ved temperatur innen området 60 til 90°C.
8.
Fremgangsmåte ifølge krav 6, karakterisert ved at den ytterligere utlutningsoppløsning tilbakeføres til det førstnevnte utlutningstrinn.
9.
Fremgangsmåte ifølge krav 6, karakterisert ved at den ytterligere rest behandles for å separere elementært svovel og ikke-omsatt sinkholdig materiale derfra og derved danne en ytterligere jernholdig rest.
10.
Fremgangsmåte ifølge krav 9, karakterisert ved at man som minst ett av de sinkholdige materialer anvender et som også inneholder minst ett metall valgt blant bly og sølv slik at den ytterligere jernholdige rest også inneholder nevnte minste ene metall.
11.
Fremgangsmåte ifølge krav 10, karakterisert ved at den ytterligere jernholdige rest utlutes i vandig svovelsyreoppløsning i et jernfjerningstrinn for å oppløse jern og å danne en rest som er anriket på nevnte i det minste ene metall.
12.
Fremgangsmåte ifølge krav 11, karakterisert ved at jernfjerningstrinnet omfatter et første trinn der den jernholdige rest utlutes i utlutningsoppløsning fra et andre trinn for å danne en mellomrest og en jernholdig oppløsning, at den jernholdige oppløsning separeres fra mellomresten, at mellomresten utlutes i det andre trinn i en vandig svovelsyreoppløsning som er sterkere enn den i det første trinn for å oppnå nevnte anrikede rest og en utlut-ningsoppløsning og at utlutningsoppløsningen separeres fra den anrikede rest og tilbakeføres til det første trinn.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CA000404390A CA1195846A (en) | 1982-06-03 | 1982-06-03 | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO831947L NO831947L (no) | 1983-12-05 |
NO161509B true NO161509B (no) | 1989-05-16 |
NO161509C NO161509C (no) | 1989-08-23 |
Family
ID=4122915
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO831947A NO161509C (no) | 1982-06-03 | 1983-05-31 | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. |
Country Status (12)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4443253A (no) |
EP (1) | EP0096499B1 (no) |
JP (1) | JPH086153B2 (no) |
AU (1) | AU552915B2 (no) |
CA (1) | CA1195846A (no) |
DE (1) | DE3367619D1 (no) |
ES (1) | ES8500335A1 (no) |
FI (1) | FI74303C (no) |
GR (1) | GR78815B (no) |
IN (1) | IN159335B (no) |
NO (1) | NO161509C (no) |
ZA (1) | ZA833604B (no) |
Families Citing this family (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1166022A (en) * | 1981-05-22 | 1984-04-24 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
CA1216157A (en) * | 1982-09-29 | 1987-01-06 | Donald R. Weir | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore |
CA1206339A (en) * | 1983-03-29 | 1986-06-24 | Donald R. Weir | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material |
AU569813B2 (en) * | 1984-12-11 | 1988-02-18 | Gold Fields Mining & Development Ltd. | Precipitation of iron from zinc sulphate solutions in a pressure vessel, temp greater than 110c, time less than 30 30 mins. |
DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
GB8711287D0 (en) * | 1987-05-13 | 1987-06-17 | Materials Concepts Res Ltd | Treating zinc oxide bearing materials |
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 |
AUPM790894A0 (en) * | 1994-09-05 | 1994-09-29 | Western Mining Corporation Limited | Mineral processing |
US6586501B1 (en) | 1999-01-20 | 2003-07-01 | Cabot Corporation | Aggregates having attached polymer groups and polymer foams |
US6258864B1 (en) | 1999-01-20 | 2001-07-10 | Cabot Corporation | Polymer foam containing chemically modified carbonaceous filler |
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 |
CN1303231C (zh) * | 2002-08-24 | 2007-03-07 | 祥云县飞龙实业有限责任公司 | 硫化锌精矿焙砂与氧化锌矿联合浸出工艺 |
FI117389B (fi) * | 2004-12-28 | 2006-09-29 | Outokumpu Oy | Menetelmä useampia arvometalleja sisältävän sulfidirikasteen hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi |
KR101389430B1 (ko) * | 2012-08-23 | 2014-04-25 | 엘에스니꼬동제련 주식회사 | 동제련 전로슬래그에서의 유가금속 회수처리 공정법 |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3193382A (en) * | 1962-01-11 | 1965-07-06 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Process for the recovery of zinc from zinc plant residues |
US3510414A (en) * | 1967-12-04 | 1970-05-05 | Bunker Hill Co | Process of recovering metals from zinc plant residue |
CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Paul Kawulka | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
US4063933A (en) * | 1976-07-02 | 1977-12-20 | Texasgulf Canada Ltd. | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates |
JPS5933652A (ja) * | 1982-08-19 | 1984-02-23 | Sony Corp | テ−プレコ−ダの制御システム |
-
1982
- 1982-06-03 CA CA000404390A patent/CA1195846A/en not_active Expired
- 1982-09-14 US US06/417,829 patent/US4443253A/en not_active Expired - Lifetime
-
1983
- 1983-05-18 IN IN328/DEL/83A patent/IN159335B/en unknown
- 1983-05-18 FI FI831751A patent/FI74303C/fi not_active IP Right Cessation
- 1983-05-19 ZA ZA833604A patent/ZA833604B/xx unknown
- 1983-05-19 AU AU14690/83A patent/AU552915B2/en not_active Ceased
- 1983-05-23 DE DE8383302962T patent/DE3367619D1/de not_active Expired
- 1983-05-23 EP EP83302962A patent/EP0096499B1/en not_active Expired
- 1983-05-23 GR GR71438A patent/GR78815B/el unknown
- 1983-05-31 NO NO831947A patent/NO161509C/no not_active IP Right Cessation
- 1983-05-31 ES ES522853A patent/ES8500335A1/es not_active Expired
- 1983-06-02 JP JP58097059A patent/JPH086153B2/ja not_active Expired - Lifetime
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EP0096499B1 (en) | 1986-11-12 |
CA1195846A (en) | 1985-10-29 |
ES522853A0 (es) | 1984-10-01 |
IN159335B (no) | 1987-05-02 |
NO161509C (no) | 1989-08-23 |
FI831751L (fi) | 1983-12-04 |
AU552915B2 (en) | 1986-06-26 |
FI74303B (fi) | 1987-09-30 |
EP0096499A1 (en) | 1983-12-21 |
GR78815B (no) | 1984-10-02 |
US4443253A (en) | 1984-04-17 |
ES8500335A1 (es) | 1984-10-01 |
ZA833604B (en) | 1984-02-29 |
FI831751A0 (fi) | 1983-05-18 |
JPH086153B2 (ja) | 1996-01-24 |
AU1469083A (en) | 1983-12-08 |
NO831947L (no) | 1983-12-05 |
FI74303C (fi) | 1988-01-11 |
DE3367619D1 (en) | 1987-01-02 |
JPS5916940A (ja) | 1984-01-28 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0924307B1 (en) | Solvent extraction of cobalt and nickel values from a magnesium containing solution | |
US6843976B2 (en) | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing | |
US6395242B1 (en) | Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing | |
US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
CA2160488C (en) | Recovery of metals from sulphidic material | |
NO161509B (no) | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. | |
NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
EA013353B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырьевого материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида | |
JPS622616B2 (no) | ||
CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
CA1166022A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material | |
JP3052535B2 (ja) | 製錬中間産物の処理方法 | |
EP0155250B1 (en) | A method for recovering the metal values from materials containing iron | |
NZ257455A (en) | Antimony separation process | |
US5961691A (en) | Recovery of lead and others metals from smelter flue dusts | |
EP1507878B1 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals | |
EP0061468B1 (en) | Recovery of silver from ores and concentrates | |
NO161328B (no) | Fremgnagsmaate til utvinning av metaller fra nikkel-, kobolt- og jernholdig matte ved en kombinasjon av oksygen- og klorluting. | |
US20040250655A1 (en) | Method for purifying the solution in the hydrometallurgical processing of copper | |
GB2114966A (en) | Recovery of zinc from sulphidic material | |
WO1989012700A1 (en) | Recovery of high purity selenium from ores, scrubber sludges, anode slime deposits and scrap | |
EP0010365A1 (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
CA1071569A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
EP1228258A1 (en) | Method of removal of impurities from gold concentrate containing sulfides | |
AU3499799A (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM1K | Lapsed by not paying the annual fees |
Free format text: LAPSED IN NOVEMBER 2002 |