NO171866B - Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra sinkkalsineringsrester eller fra noeytrale eller svakt sure utlutingsrester - Google Patents
Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra sinkkalsineringsrester eller fra noeytrale eller svakt sure utlutingsrester Download PDFInfo
- Publication number
- NO171866B NO171866B NO873545A NO873545A NO171866B NO 171866 B NO171866 B NO 171866B NO 873545 A NO873545 A NO 873545A NO 873545 A NO873545 A NO 873545A NO 171866 B NO171866 B NO 171866B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- silver
- thiourea
- carbon
- leaching
- zinc
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 53
- 239000002253 acid Substances 0.000 title claims description 7
- 239000011347 resin Substances 0.000 title 1
- 229920005989 resin Polymers 0.000 title 1
- 239000002689 soil Substances 0.000 title 1
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 90
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 69
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 66
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 66
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 66
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 50
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 45
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 37
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 34
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 33
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 32
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 25
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 21
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 13
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 13
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 9
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 9
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 2
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000005470 impregnation Methods 0.000 claims 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 21
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 18
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 15
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 14
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 14
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 10
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 8
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 5
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 4
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 4
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- 235000013162 Cocos nucifera Nutrition 0.000 description 2
- 244000060011 Cocos nucifera Species 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000006193 liquid solution Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 2
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 238000010348 incorporation Methods 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 239000013055 pulp slurry Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000859 α-Fe 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G5/00—Compounds of silver
- C01G5/003—Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
- C22B3/24—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
-
- 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)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Agricultural Chemicals And Associated Chemicals (AREA)
- Compositions Of Macromolecular Compounds (AREA)
- Fats And Perfumes (AREA)
Description
Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for utvinning av sølv fra sinkkalsineringsrester eller fra nøytrale eller svakt sure utlutingsrester.
Disse og andre trekk ved oppfinnelsen fremgår av patentkravene.
Elektroutvinningsprosessen som omfatter røsteutluting (RLE) står for det meste av dagens sinkproduksjon. I denne prosessen røstes sinksulfidkonsentrat og det røstede konsentrat eller kalsineringsrest utlutes i en serie av trinn som er utformet for maksimal ekstråksjon av sink. Det første trinn i utlutingsprosessen omfatter en såkalt nøytral utluting hvor kalsineringsresten omsettes med resirkulert, brukt elektrolytt ved pH 4 - 5, for å oppløse sinkoksydet. Den nøytrale utlutingsrest utsettes deretter for en varm eller sterkt sur utluting (HAL) for å oppløse sinkferrittfraksjonen av kalsineringsresten, og jernet som oppløses sammen med sinken utfelles deretter fra løsningen etter en faststoff/væskesepara-sjon i form av jarositt, gøthitt eller hematitt. Alternativt kan den nøytrale utlutingsrest behandles ved den såkalte "Conversion Process" som gir oppløsning av sinkferritt og samtidig utfelling av jern i form av jarositt.
I de fleste anlegg er der et såkalt svakt surt utlutingstrinn mellom nøytral utluting og HAL eller omdannelse ("Conversion") som har som mål å komplettere oppløsningen av sinkoksyd fra kalsineringsresten som er tilsatt i den nøytrale utluting, før denne resten innføres i HAL eller omdannelsestrinnet ("Conversion step").
Sølvet i disse prosesser refererer til HAL-restene i de anlegg som anvender HAL-trinnet eller til jarosittresten i et anlegg uten det nevnte HAL-trinnet eller der er ikke noen væske/faststoff separasjon mellom HAL- og jarosittpresipitasjon. De fleste sinkanlegg som utvinner sølv anvender HAL-prosessen med fremstilling av en sølvanriket restfraksjon som må forbedres ytterligere ved fIotasjon for å oppnå et salgbart produkt. Da fIotasjon av rester fra sinkanlegg praktiseres industrielt, vil fIotasjonsbetingelser og resultater variere sterkt fra anlegg til anlegg og de er bare økonomisk lønnsomme dersom der er et bly- eller kobbersmelteanlegg i nærheten av sinkanlegget.
I kanadisk patentskrift 1.090.141 (US 4.145.212) er der omtalt en prosess for utvinning av sølv fra rike eller sølvanrikede rester som er blitt underkastet HAL og ytterligere forbedret ved fIotasjon. I henhold til prosessen i det ovennevnte patentskrift behandles sølvfIotasjonskonsentratet ytterligere ved utluting med tiourea for å oppløseliggjøre sølvet som deretter utvinnes ved sementering med aluminium. Hovedpro-blemet med denne prosess er det høye forbruk av tiourea som skyldes tilstedeværelsen av sulfider som er blitt konsentrert i fIotasjonsprosessen før tioureautluting. Videre kan denne prosess ikke anvendes i anlegg med den nevnte omdannelsesprosessen ("Conversion Process") for behandling av jernbærende sinkrester.
Det er således et formål for den foreliggende oppfinnelse å tilveiebringe fremgangsmåter for utvinning av sølv som kan anvendes ved alle hydrometallurgiske sinkanlegg. Ved fremgangsmåtene i henhold til den foreliggende oppfinnelse utlutes sølv fra sinkkalsineringsrester eller fra rester oppnådd i det første sinkoksydoppløsningstrinn som er felles for alle hydrometallurgiske sinkanlegg. Fremgangsmåtene kan derfor innlemmes i ethvert hydrometallurgisk sinkanlegg uten hensyn til dets flytskjema og med minimal innvirkning på det eksi-sterende kretsløp.
En av de to fremgangsmåtene i henhold til den foreliggende oppfinnelse omfatter utluting av sølvholdige sinkkalsineringsrester eller nøytrale eller svakt sure utlutingsrester ved atmosfæretrykk, med en sur sulfatoppløsning inneholdende fra 0,1 til 20 g/l tiourea, ved 30 - 85°C og ved pH 1 - 5, for å oppløse mere enn 85 % av sølvet, og utvinning av det opp-løseliggjorte sølv ved adsorpsjon på aktivert karbon etterfulgt av utskilling av det sølvbelagte karbon.
Det oppløseliggjorte sølv kan utvinnes ved tilsetning av grovpartiklet karbon til utlutingsslurryen for å adsorbere sølvet ved anvendelse av en vanlig anvendt prosess som "carbon-in-pulp" eller "carbon-in-leach" hvoretter det sølvbelagte karbon utskilles for å minimalisere sølvtapene i forbindelse med at filtratet blandes inn i resten. Det oppløseliggjorte sølv kan også utvinnes ved adsorpsjon på aktivert karbon eller ved sementering med jern eller sinkstøv etter en væske/faststoff separasjon av utlutingsslurryen.
Med en alternativ fremgangsmåte kan det likeledes oppnås en høy grad av sølvutvinning fra sinkkalsineringsrester eller nøytrale eller svakt sure utlutingsrester ved at det gjen-nomføres impregnering av aktivert karbon med en vandig tioureaoppløsning, filtrering av det tioureaimpregnerte karbon fra tioureaoppløsningen til å danne et tioureaimpregnert karbon inneholdende fra 1 til 25 vekt% tiourea, tilsetning av det tioureaimpregnerte karbon til sølvholdige sinkkalsineringsrester eller til nøytrale eller svakt sure utlutingsrester og utluting med en sur sulfatoppløsning ved atmosfæretrykk, ved 30 - 85°C og ved pH fra 1-5 for samtidig oppløseliggjøre og adsorbere mere enn 85 % av sølvet på det aktiverte karbon, og utskilling av det sølvbelagte karbon.
Det tioureaimpregnerte karbon er oppnådd ved at karbonet omsettes med en oppløsning inneholdende fra 1 til 30 g/l tiourea i fra ti minutter til to timer. I forbindelse med den sistnevnte fremgangsmåte blir sølvet samtidig utlutet og adsorbert på det aktiverte karbon slik at det ikke tilsettes noe tiourea direkte til utlutingsdoppløsningen. Dermed reduseres faren for eventuell nedstrømskontaminering av filtratene med tiourea.
Oppfinnelsen vil nå bli illustrert ved hjelp av eksempler og med henvisning til de vedlagte tegninger, hvori: Fig. 1 er et flytskjema for en tioureautlutingsprosess i overensstemmelse med den foreliggende oppfinnelse, Fig. 2 er et flytskjema for tioureautlutingsprosessen i overensstemmelse med den foreliggende oppfinnelse som er innlemmet i et vanlig anvendt flytskjema for en sinkutvinningsprosess, Fig. 3 er et flytskjema for en alternativ tioureautlutingsprosess i overensstemmelse med den foreliggende oppfinnelse, og Fig. 4 er et alternativt flytskjema for en tioureautlutingsprosess i overensstemmelse med den foreliggende opp f inneIse.
Med henvisning til fig. 1 utlutes et røstet sinkkonsentrat eller en kalsineringsrest med brukt elektrolytt i et såkalt nøytralt utlutingstrinn 10 ved pH 1 - 2. Utlutingsslurryen tilføres til en avsetningsbeholder 12. Filtratet fra avsetningsbeholderen føres til et vanlig jernutfellingstrinn mens resten som inneholder sølv behandles med tiourea i en konsentrasjon på 0,1 til 20 g/l i et tioureautlutingstrinn 14 ved 30 til 85°C for å oppløse mere enn 85 % av sølvet inneholdt i den nøytrale utlutingsrest. Utlutingsslurryen undergår et vanlig anvendt karbon-i-pulp prosesstrinn 16 for å adsorbere det oppløste sølv på aktivert karbon. Karbonet i pulpslurryen føres gjennom et filter 18 for å filtrere det sølvbelagte karbon fra resten som føres til en vanlig anvendt omdannelse eller et HAL-trinn for oppløsning av sinkferrittfraksjonen i resten. Det sølvbelagte karbon føres til en vanlig anvendt sølvutvinningsprosess. En del av det sølvbe-lagte karbon kan resirkuleres til karbon-i-pulp prosesstrinnet 16. Alternativt kan karbonet tilsettes sammen med tiourea som en "carbon-in-leach" prosess.
Fig. 2 viser et flytskjema av en vanlig anvendt sinkutvinningsprosess som innlemmer tioureautlutingsprosessen i fig. 1 og hvor de samme elementer er angitt med de samme henvisningstall. I den vanlig anvendte sinkutvinningsprosess utlutes sinkkalsineringsresten med brukt elektrolytt i tre nøytrale utlutingstrinn 10a, 10b og 10c ved henholdsvis pH 1,5, 3 og 4 for å oppløse sinkoksydinnholdet i sinkkalsineringsresten. Utlutingsslurryen tilføres deretter til en avsetningsbeholder 20. Den urene oppløsning fra avsetningsbeholderen 20 føres til vanlig anvendte rense- og sinkelektro-lysetrinn mens resten utlutes med brukt elektrolytt i et såkalt svakt surt utlutingstrinn 22 (LAL) og slurryen føres til en avsetningsbeholder 24. Den flytende oppløsning fra avsetningsbeholderen 24 resirkuleres til det nøytrale utlutingstrinn 10a mens resten underkastes et omdannelses-eller et HAL-trinn 26 med H2SO4 og brukt elektrolytt for å oppløse sinkferrittfraksjonen i sinkkalsineringsresten. Jernet som oppløses sammen med sinken ved anvendelse av en HAL-prosess utfelles deretter fra oppløsningen i form av jarositt, gøthitt eller hematitt. Omdannelsesprosessen resulterer i oppløsning av sinkferritt og samtidig utfelling av jern i form av jarositt.
Sølvutvinningsprosessen i henhold til den foreliggende oppfinnelse finner sted etter det første nøytrale utlutingstrinn 10a. Den flytende oppløsning fra avsetningsbeholderen 12 føres til det andre nøytrale utlutingstrinn 10b mens resten som inneholder sølv behandles med tiourea ved anvendelse av den samme prosess som er vist i fig. 1. Ferrittresten fra karbonfilteret 18 føres til omdanneIsestrinnet eller det sterkt sure utlutingstrinnet 26 for oppløsning av sinkferritt. Fig. 3 viser et flytskjema for en vanlig anvendt sinkutvinningsprosess som er lik den som er vist i fig. 2, men med innlemmelse av et annet alternativ av en tioureautlutingsprosess hvor resten fra avsetningsbeholderen 12 utlutes i et utlutings/adsorpsjonstrinn 28 i nærvær av aktivert karbon som på forhånd er impregnert med fra 1 til 25 vekt% tiourea i et karbonmetningstrinn 30. I denne alternative prosess utlutes og adsorberes sølvet samtidig på det aktiverte karbon slik at intet tiourea tilsettes direkte i utlutingsoppløsningen, noe som reduserer faren for eventuell nedstrømskontaminering av filtratene med tiourea. Fig. 4 viser et alternativt flytskjema for tioureautlutingsprosessen som er vist i fig. 1 hvor de samme elementer er angitt med de samme henvisningstall. I henhold til dette flytskjema føres tioureautlutingsslurryen til et faststoff /væskeseparasj onstrinn 32. Filtratet føres til et sementeringstrinn 34 for sementering på jern eller sinkstøv mens resten føres til et vanlig omdannelsestrinn eller sterkt surt utlutingstrinn. Sementeringsslurryen føres til et annet væske/faststoffseparasjonstrinn 36 for å utvinne sølv mens filtratet resirkuleres til et omdannelsestrinn eller sterkt surt utlutingstrinn. Sementering på jern eller sinkstøv kan erstattes med karbonadsorpsjon på aktivert karbon eller en ionebytterharpiks.
Fra den ovennevnte beskrivelse går det frem at tioureautlutingsprosessen i overensstemmelse med oppfinnelsen skiller seg fra prosessen som er angitt i det ovennevnte kanadiske patentskrift 1.090.141 ved at: a) den lett kan integreres i det nøytrale utlutingstrinn som er felles for alle hydrometallurgiske sinkanlegg
(nøytrale utlutingstrinn 10a, 10b, 10c i fig. 2 og 3)
mens prosessen i henhold til ovennevnte kanadiske patentskrift bare kan anvendes for utvinning av sølv fra rike eller sølvanrikede rester som er dannet ved at sinkrester er underkastet HAL og ytterligere forbedret ved fIotasjon. Utvinningen av sølv i henhold til det ovennevnte kanadiske patentskrift er derfor begrenset til de anlegg som anvender en HAL-prosess for å behandle jernholdige sinkrester og den kan ikke anvendes i anlegg som benytter andre prosesser for behandling av deres jernholdige sinkrester, slik som omdannelsesprosessen som er nevnt som et alternativ til HAL-utlutingsprosessen i trinn 26 i fig. 2 og 3, fordi omdannelsesprosessen gir en jarosittrest som ikke kan behandles med tiourea for å
ekstrahere sølvinnholdet derfra,
b) den krever en lav tioureakonsentrasjon (0,1 til 20 g/l) fordi man har en svært liten mengde sulfider sammenlignet
med HAL-resten eller flotasjonskonsentratet,
c) den krever ikke tilsetting av organiske reagenser for å oppløse elementært svovel som samler sølvet, fordi der
ikke er svoveldannelse i den beskrevne prosess,
d) den tillater karbonadsorpsjon fra tioureautlutingsslurryen ved karbon-i-pulp og "carbon-in-leach" prosessen
som minimaliserer sølvtapene som skyldes at filtratet
blandes inn i resten,
e) den tillater også en ett-trinns samtidig ekstraksjon/- adsorpsjon av sølv ved en tioureaimpregnert "carbon-in-leach" prosess som reduserer faren for eventuell nedstrømskontaminering av filtratene med tiourea.
Oppfinnelsen vil nå illustreres ytterligere ved hjelp av de etterfølgende eksempler.
EKSEMPEL 1
En prøve på 100 g av en kalsineringsrest (55,3 % Zn, 10,4 % Fe, 2,40 % Pb, 91 g/t Ag) ble utlutet ved 20 % faststoff og pH 1,5 med en svovelsyreoppløsning inneholdende 2 g/l tiourea i tredve minutter ved 40 til 70°C. Slurryen ble filtrert og faststoffene ble vasket med vann. På slutten av forsøket veide den utlutede resten 28 g og inneholdt 15 g/t Ag. Filtratprøven inneholdt 23 mg/l Ag og kombinert med vas-keløsningen representerte den en total sølvekstråksjon på 95 %.
EKSEMPEL 2
En prøve på 100 g av den samme kalsineringsrest som anvendt i eksempel 1 ble utlutet ved 18 % faststoff og pH 4,5 med en svovelsyreoppløsning inneholdende 2 g/l tiourea i tredve minutter ved 40 til 70°C. På slutten av forsøket inneholdt det kombinerte filtrat og vaskeløsningen 90 % av sølvet.
EKSEMPEL 3
En prøve på 60 g av den samme kalsineringsrest som anvendt i eksempel 1 ble utlutet ved 15 % fastoff og pH 1,5 med brukt elektrolytt (60 g/l Zn, 180 g/l H2S04) inneholdende 20 g/l tiourea i tredve minutter ved 40 til 70°C. På slutten av forsøket inneholdt det kombinerte filtrat og vaskeløsningen 94 % av sølvet.
EKSEMPEL 4
En prøve på 100 g av en utlutingsrest (20,9 % Zn, 36,1 % Fe, 7,5 % Pb, 330 g/t Ag) fremstilt ved utluting av en kalsineringsrest ved pH 1,5 ble utlutet ved 23 % fastoff og pH 1,5 i en halv time ved 40°C med en vandig svovelsyreoppløsning inneholdende 5 g/l tiourea. På slutten av forsøket ble slurryen filtrert og det kombinerte filtrat og vaskeløsningen inneholdt 95 % av sølvet inneholdt i fødestrømmen.
EKSEMPEL 5
En prøve på 20 g av aktivert karbon fra kokosnøtt ble gjennombløtt i femten minutter i 0,45 1 av en vandig oppløs-ning inneholdende 2 g/l tiourea. Etter femten minutter ble karbonet filtrert og beregnet til å inneholde 2 vekt% tiourea basert på analyse av filtratet. Det tioureaimpregnerte karbon ble deretter tilsatt til en prøve på 100 g av en kalsineringsrest (65,8 % Zn, 9,3 0 % Fe, 64 g/t Ag) og utlutet i tredve minutter ved pH 1,5 og 75°C med brukt elektrolytt. På slutten av forsøket var 87,6 % av sølvet utlutet fra kalsineringsresten og karbonet inneholdt 280 g/t Ag eller 98,1 % av det oppløseliggjorte sølv, noe som ga en total sølvutvinning på 86 %.
EKSEMPEL 6
En prøve på 5 g av aktivert karbon ble gjennombløtt i 0,110 1 av en vandig oppløsning inneholdende 25 g/l tiourea i tredve minutter. Karbonet ble beregnet til å inneholde 20 vekt% tiourea basert på analyser av filtratet. Det tioureaimpregnerte karbon ble deretter tilsatt til en prøve på 100 g av den samme kalsineringsrest som i eksempel 5 og utlutet i tredve minutter ved pH 1,5 og ved 75°C med brukt elektrolytt. På slutten av forsøket var 88,8 % av sølvet utlutet fra kalsineringsresten og karbonet inneholdt 1000 g/t Ag eller 96,7 % av det oppløseliggjorte sølvet, noe som ga en total sølvutvinning på 86 %.
EKSEMPEL 7
60 g av aktivert karbon for kokosnøtt ble tilsatt til et begerglass inneholdende 1,2 1 av en utlutingsoppløsning med 56 mg/l Ag og 13,7 g/l tiourea ved pH 1,5. Slurryen ble omrørt ved omgivelsestemperatur og etter en time ble det på karbonet målt 10 64 g/t Ag tilsvarende en total sølvadsorpsjon på 95 %.
Claims (6)
1. Fremgangsmåte for utvinning av sølv fra sinkkalsineringsrester eller fra nøytrale eller svakt sure utlutingsrester, karakterisert ved trinnene med: a) utluting av sølvholdige sinkkalsineringsrester eller nøytrale eller svakt sure utlutingsrester ved atmosfæretrykk, med en sur sulfatoppløsning inneholdende fra 0,1 til 20 g/l tiourea, ved 3 0 - 85°C og ved pH fra 1-5 for å oppløseliggjøre mere enn 85 % av sølvet, og b) utvinning av det oppløseliggjorte sølv ved adsorpsjon på aktivert karbon etterfulgt av utskilling av det sølvbelagte karbon.
2. Fremgangsmåte som angitt i krav 1, karakterisert ved at utvinning av det oppløseliggjorte sølv gjennomføres ved tilsetning av karbon til utlutingsslurryen for å adsorbere sølvet på karbonet.
3. Fremgangsmåte som angitt i krav 1, karakterisert ved at utvinning av det oppløseliggjorte sølv gjennomføres ved utluting i nærvær av aktivert karbon for samtidig å oppløseliggjøre og adsorbere mere enn 85 % av sølvet på det aktiverte karbon.
4. Fremgangsmåte for utvinning av sølv fra sinkkalsineringsrester eller fra nøytrale eller svakt sure utlutingsrester, karakterisert ved trinnene med: a) impregnering av aktivert karbon med en vandig tioureaopp-løsning, b) filtrering av det tioureaimpregnerte karbon fra tiourea-oppløsningen til å danne et tioureaimpregnert karbon inneholdende fra 1 til 25 vekt% tiourea, c) tilsetning av det tioureaimpregnerte karbon til sølv-holdige sinkkalsineringsrester eller til nøytrale eller svakt sure utlutingsrester og utluting med en sur sulfat-oppløsning ved atmosfæretrykk, ved 30 - 85°C og ved pH fra 1-5 for samtidig oppløseliggjøre og adsorbere mere enn 85 % av sølvet på det aktiverte karbon, og d) utskilling av det sølvbelagte karbon.
5. Fremgangsmåte som angitt i krav 1 eller 4, karakterisert ved at den sure sulfatopp-løsning er en fortynnet svovelsyreoppløsning, en brukt elektrolytt eller resirkulert utlutingsvæske.
6. Fremgangsmåte som angitt i krav 4, karakterisert ved at det aktiverte karbon er impregnert med fra 1 til 25 vekt% tiourea ved at karbonet reageres med en oppløsning inneholdende fra 1 til 30 g/l tiourea i fra ti minutter til to timer.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CA000516850A CA1321077C (en) | 1986-08-26 | 1986-08-26 | Process for the recovery of silver from zinc plant calcines and neutral or low acid leach residues with thiourea |
Publications (4)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO873545D0 NO873545D0 (no) | 1987-08-21 |
| NO873545L NO873545L (no) | 1988-02-29 |
| NO171866B true NO171866B (no) | 1993-02-01 |
| NO171866C NO171866C (no) | 1993-05-12 |
Family
ID=4133807
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO873545A NO171866C (no) | 1986-08-26 | 1987-08-21 | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra sinkkalsineringsrester eller fra noeytrale eller svakt sure utlutingsrester |
Country Status (9)
| Country | Link |
|---|---|
| EP (1) | EP0257548B1 (no) |
| JP (1) | JPS6360109A (no) |
| AU (1) | AU590113B2 (no) |
| CA (1) | CA1321077C (no) |
| DE (1) | DE3766047D1 (no) |
| ES (1) | ES2018516B3 (no) |
| FI (1) | FI87238C (no) |
| MX (1) | MX168810B (no) |
| NO (1) | NO171866C (no) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2012184472A (ja) * | 2011-03-04 | 2012-09-27 | Saga Univ | 使用済みディスプレイパネルからの銀の回収方法 |
| CN111778403B (zh) * | 2020-07-01 | 2021-04-13 | 江西三和金业有限公司 | 一种从黄金解吸电解废液中回收金的方法 |
Family Cites Families (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE543304C (de) * | 1930-05-01 | 1932-02-04 | I G Farbenindustrie Akt Ges | Laugen von Edelmetallen |
| BE847441A (fr) * | 1976-10-19 | 1977-02-14 | Procede pour recuperer des metaux precieux de matieres en contenant. | |
| FR2483463A1 (fr) * | 1980-06-03 | 1981-12-04 | Salsigne Mines Produits Chimiq | Procede pour la recuperation d'or et/ou d'argent et eventuellement de bismuth contenus dans des minerais sulfures et/ou de sulfoarseniures |
| ZA84929B (en) * | 1983-02-22 | 1984-09-26 | Sueddeutsche Kalkstickstoff | Hydrometallurgical recovery of noble metals using thiourea |
| DE3407049A1 (de) * | 1984-02-27 | 1985-09-05 | Skw Trostberg Ag, 8223 Trostberg | Verfahren zur hydrometallurgischen gewinnung von edelmetallen |
| AU580155B2 (en) * | 1985-05-01 | 1989-01-05 | Norcim Investments Pty. Ltd. | Gold recovery processes |
-
1986
- 1986-08-26 CA CA000516850A patent/CA1321077C/en not_active Expired - Fee Related
-
1987
- 1987-07-27 JP JP62187481A patent/JPS6360109A/ja active Pending
- 1987-08-19 DE DE8787112044T patent/DE3766047D1/de not_active Expired - Fee Related
- 1987-08-19 ES ES87112044T patent/ES2018516B3/es not_active Expired - Lifetime
- 1987-08-19 EP EP87112044A patent/EP0257548B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1987-08-21 NO NO873545A patent/NO171866C/no unknown
- 1987-08-25 MX MX007906A patent/MX168810B/es unknown
- 1987-08-25 FI FI873665A patent/FI87238C/fi not_active IP Right Cessation
- 1987-08-25 AU AU77403/87A patent/AU590113B2/en not_active Ceased
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ES2018516B3 (es) | 1991-04-16 |
| NO873545D0 (no) | 1987-08-21 |
| NO171866C (no) | 1993-05-12 |
| AU590113B2 (en) | 1989-10-26 |
| CA1321077C (en) | 1993-08-10 |
| NO873545L (no) | 1988-02-29 |
| FI873665A (fi) | 1988-02-27 |
| AU7740387A (en) | 1988-12-15 |
| JPS6360109A (ja) | 1988-03-16 |
| MX168810B (es) | 1993-06-09 |
| FI87238B (fi) | 1992-08-31 |
| FI87238C (fi) | 1992-12-10 |
| EP0257548B1 (en) | 1990-11-07 |
| FI873665A0 (fi) | 1987-08-25 |
| DE3766047D1 (de) | 1990-12-13 |
| EP0257548A1 (en) | 1988-03-02 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| TW493008B (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| JP3756687B2 (ja) | 砒素含有溶液からの砒素の除去および固定方法 | |
| NO161510B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av sink fra sinkholdige sulfidiske materialer. | |
| US4440569A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
| NO176524B (no) | Fremgangsmåte for opparbeidelse av jarosittholdige rester | |
| AU2015240414B2 (en) | Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant | |
| EP0071684B1 (en) | Process for recovering zinc from zinc ferrite material | |
| KR101534417B1 (ko) | 황산아연을 함유하는 용액 처리 방법 | |
| NO173613B (no) | Fremgangsmaate for separering av nikkel fra kobber inneholdt i faste partikler av en kobber- og nikkelholdig malt sulfidisk matte eller sulfidisk legering | |
| CA1195846A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
| US3476552A (en) | Mercury process | |
| WO1991011539A1 (en) | Separation process | |
| US20030154822A1 (en) | Recovery of precious metals | |
| NO171866B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra sinkkalsineringsrester eller fra noeytrale eller svakt sure utlutingsrester | |
| WO2001042519A1 (en) | Recovery of precious metals | |
| CA1094973A (en) | Removal of cobalt from zinc electrolyte using zinc dust and copper arsenate | |
| GB2114966A (en) | Recovery of zinc from sulphidic material | |
| CN114427037A (zh) | 从低浓度镍钴溶液中连续化富集镍钴的方法 | |
| EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
| US4457897A (en) | Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates | |
| EP0010365A1 (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
| US1839800A (en) | Process for the recovery of indium | |
| CA1131917A (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
| WO1988003912A1 (en) | Process for recovering metal values from ferrite wastes | |
| AU755776B2 (en) | Process for the extraction of nickel and/or cobalt values from a solution |