NO172134B - Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning - Google Patents
Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning Download PDFInfo
- Publication number
- NO172134B NO172134B NO873866A NO873866A NO172134B NO 172134 B NO172134 B NO 172134B NO 873866 A NO873866 A NO 873866A NO 873866 A NO873866 A NO 873866A NO 172134 B NO172134 B NO 172134B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- residue
- solution
- leaching
- zinc
- precipitation
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 55
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 40
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 40
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 35
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 88
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 50
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 39
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 35
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 34
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 32
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 31
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 27
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 27
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 25
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 23
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 20
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 20
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 17
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 13
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 12
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 12
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical group [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 230000001413 cellular effect Effects 0.000 claims description 10
- 229910052733 gallium Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 229910052732 germanium Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 9
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 7
- 150000005846 sugar alcohols Polymers 0.000 claims description 6
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- FGUUSXIOTUKUDN-IBGZPJMESA-N C1(=CC=CC=C1)N1C2=C(NC([C@H](C1)NC=1OC(=NN=1)C1=CC=CC=C1)=O)C=CC=C2 Chemical compound C1(=CC=CC=C1)N1C2=C(NC([C@H](C1)NC=1OC(=NN=1)C1=CC=CC=C1)=O)C=CC=C2 FGUUSXIOTUKUDN-IBGZPJMESA-N 0.000 claims description 5
- GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N Gallium Chemical compound [Ga] GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 108010010803 Gelatin Proteins 0.000 claims description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 5
- 229920000159 gelatin Polymers 0.000 claims description 5
- 235000019322 gelatine Nutrition 0.000 claims description 5
- 235000011852 gelatine desserts Nutrition 0.000 claims description 5
- GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N germanium atom Chemical compound [Ge] GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 4
- 239000008273 gelatin Substances 0.000 claims description 3
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 3
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 claims description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 claims description 2
- 235000013379 molasses Nutrition 0.000 claims description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims 2
- GNFTZDOKVXKIBK-UHFFFAOYSA-N 3-(2-methoxyethoxy)benzohydrazide Chemical compound COCCOC1=CC=CC(C(=O)NN)=C1 GNFTZDOKVXKIBK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 16
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 11
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 9
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 8
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 3
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 3
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 239000011505 plaster Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 2
- 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 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 229910052925 anhydrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange 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
- -1 lead and silver Chemical class 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 238000000622 liquid--liquid extraction Methods 0.000 description 1
- 229910000000 metal hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004692 metal hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 1
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 description 1
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
Oppfinnelsen vedrører en fremgangsmåte for behandling av rester fra den hydrometallurgiske sinkfremstilling, spesielt fra sinkelektrolysen i forbindelse med en elektrolytisk sinkfremstilling.
Ved hydrometallurgiske fremgangsmåter fremkommer rester hvis deponi bevirker vanskeligheter og som dessuten inneholder verdifulle stoffer. Dette er spesielt tilfelle ved sinkelektrolysen. Ved fremstilling av sinksulfatoppløsningen for elektrolysen, dannes det, efter nøytralisering av oppløs-ningen før utfelling av Jern, en rest som inneholder forurensninger som for eksempel Ge, Ga, In, As, Cu, Pd, S102» AI2O3 og dessuten også Zn. Denne rest må fjernes fra prosessen for at kretsløpet ikke anrikes på disse forurensninger eller forurenser det utfelte Jern, og dermed påvirker dets utnyttelse.
Fra DE-OS 25 40 641 er det kjent en slik fremgangsmåte hvor restgodset i første rekke behandles i en nøytral lutning, ZnSC"4 oppløsningen føres til elektrolyse og utlutningsresten utlutes to ganger, varmt og surt. Første trinn av den varme utlutning foregår ved tilsetning av sinkkonsentrat under reduserende betingelser. Efter en eventuelt fornøytrali-sering behandles utlutningsresten av denne første varme utlutning i andre trinn med en svovelsyreoppløsning som er vesentlig mere konsentrert enn svovelsyreoppløsningen fra det første trinn. Fra oppløsningen fjernes ikke omsatt sink-sulfidkonsentrat og elementært svovel ved flotasjon og den gjenblevne Pb-rest separeres. Oppløsningen tilbakeføres til det første trinn til den varme utlutning. Den fra utlutningsresten befridde oppløsning fra det første trinn av den varme lutning, nøytraliseres med kalksten til en pH-verdi på ca. 4,5. Den derved utfelte rest består hovedsakelig av CaS04, inneholder de innledningsvis omtalte forurensninger og må fjernes fra kretsløpet. I den gjenblevne oppløsning oksyderes Jernet og utfelles. Oppløsningen tilbakeføres til den nøytrale utlutning. Den ved nøytralisering dannede gipsrest er sterkt forurenset og kan derfor vanskelig anvendes. Deponering fører til økologisk belastning. Dessuten inneholder den verdifulle stoffer.
Til grunn for oppfinnelsen ligger i den oppgave å opparbeide slike rester fra utlutning av sink inneholdende stoffer slik at det ikke blir tilbake noe rest eller bare en meget lite rest, og de verdifulle stoffer utvinnes best mulig.
Den stilte oppgave løses ifølge oppfinnelsen ved en fremgangsmåte for behandling av rester fra nøytral iserings-prosesser ved hydrometallurgisk fremstilling av sink, omfattende: a) elektrolytisk fremstilling av sink omfattende utlutning av et sinkholdig materiale med en varm svovelsyre for å oppnå en sinksulfatoppløsning, rensing av sinksulfat-oppløsningen ved utfelling av Jern og elektrolysering av den rensede oppløsning for oppnåelse av en sinkavsetning
og en brukt cellesyre,
og fremgangsmåten karakteriseres ved trinnene:
b) utlutning av kobberholdig rest fra nøytraliserings-prosessene fra en hydrometallurgisk produksjon av sink med
brukt cellesyre fra trinn a) ved en temperatur fra 50-100°C for å oppnå en konsentrasjon av fri syre mellom 10
og 100 g/l ved slutten av utlutningen,
c) separering av ikke-oppløst materiale fra suspensjonen for å oppnå en oppløsning; d) tilmatning av separert materiale til den varme syreut-lutning i trinn a); e) utfelling av kobber ved tilsetning av finkornet Jernmetall til oppløsningen oppnådd i trinn c); f) separering av utfelt kobber for å oppnå en væskefase; og g) tilmatning av væskefasen fra trinn f) til trinn a) før
utfellingen av Jern.
Som rest kommer det i første rekke på tale resten fra den egne fremgangsmåten av elektrolytisk sinkfremstilling som fremkommer efter nøytralisering av oppløsningen fra den varme, sure utlutning før utfelling av Jern. Det kan imidlertid også anvendes resten fra fremmede hydrometallurgiske fremgangsmåter av sinkfremstilling. Resten fra sinkelek-trolysefremgangsmåten inneholder utfelte elementer som for eksempel Cu, In, Ge, Ga og eventuelt uoppløste elementer som for eksempel Cu, Ag, Ph, Zn samt AI2O3 og SiC<2, og medfølgen-de sulfatoppløsning. Resten avvannes delvis før efter-behandlingen, hensiktsmessig ved hjelp av filtreringsinn-retninger. Den i den sure utlutning av trinn a) anvendte cellesyre kan ved hjelp av driftsvann innstilles slik at den nødvendige sure konsentrasjonen foreligger ved slutten av den kontinuerlige utlutning. Denne konsentrasjon gir et godt avsetningsforhold i den efterfølgende fortykker for faststoff-/væske-separering. Det fortykkede faststoff inneholder de oppløselige bestanddeler som for eksempel Pb, Ag, og de ved den svake syrekonsentrasjonen vanskelig oppløselige bestanddeler som for eksempel sinkferrit og delvis Cu. Faststoffet tilbakeføres i trinnene for den varme, sure utlutning. Her bringes de oppløselige bestanddeler best mulig i oppløsning, og Pb og Ag anrikes til et uoppløselig rest og fjernes. Oppløsningen fra væske-/faststoff-separering efter den sure løsning, blandes fortrinnsvis med finkornet metallisk Jern. Prinsippielt er det også mulig å anvende stykkformet Jernavfall og Jernpellets. Valget av Jernbaereren bestemmer typen av den respektivt hensikts-messigste reaktor, for eksempel beholdere med røreverk, vibrasjons- og svingreaktorer, sementeringstromler eller sementeringstrakter. Ved tilsetning av metallisk Jern lykkes det å sementere Cu i surt medium uten økning av pH-verdien og dermed forbundet utfelling av metallhydroksyder. Også undertrykkes sementeringen av Cd sterkt. Videre reduseres Fe<3+> til Fe<2+> og hindrer den forstyrrende innvirkning av Fe<3+ >på de efterfølgende trinn. Som metallisk Jern kan for eksempel og fortrinnsvis, av prismessige- og metallurgiske grunner, anvendes underkorn av fremstillingen av Jernsvamp eller magnetfraksJonen fra Jernholdig slagg. Cu- sementatet frafilteres hensiktsmessig i filterpresser, vaskes, avvannes og avgis derefter til videre opparbeiding. Den avkobrede oppløsning inneholder nu ved siden av Zn og Fe<2+>, i avhengig-het av størrelsen av inntaket de verdifulle metaller In, Ge og Ga i sterkt anriket konsentrasjon.
En foretrukket utførelsesform består i at aluminium utfelles fra en delstrøm av oppløsningen ifølge e) før anvendelsen i f). Det utfelte aluminium separeres og derved unngås en anrikning av aluminium i sinkelektrolysen.
En foretrukket utførelsesform består i at utfellingen av aluminum foregår ved nøytralisering til en pH-verdi på 4,0 til 5,0, det utfelte faste stoff frafiltereres og den dannede oppløsning føres til f). Derved fremkommer en liten restmengde med en vesentlig andel av aluminiuminnholdet. Nøytraliseringen av oppløsningen kan foregå med restgods, sinkoksyd eller kalk. Resten inneholder, i tilfelle en nøytralisering med restgodt, også verdifulle metaller som bly og sølv, og kan for eksempel forarbeides i en blyhytte. Det kan imidlertid også deponeres. Typen av nøytralisering er avhengig av typen av videreopparbeiding, og den derved forbundne gjenvinning av verdifulle metaller. Det faste stoff separeres ved filtrering eller sentrifugering, vaskes og avvannes tilstrekkelig for videre opparbeiding. Oppløs-ningen føres til et av trinnene før jernutf ellingen av sinkelektrolysen, fortrinnsvis direkte i jernutfellingen.
En foretrukket utførelsesform består i at nøytraliseringen foregår ved en temperatur på 70-95" C og ved en pH-verdi på 4,0-5,0. Dermed oppnås en meget god utfelling, og det faste stoff lar seg godt filtrere og frasentrifugere.
En foretrukket utførelsesform består i at utfellingen av aluminium foregår ved tilsetning av Pb-Ag-resten og behandling i autoklaven ved temperaturer over 150°C, fortrinnsvis 180-210°C, suspensjonen føres til f), og det utfelte aluminium separeres med Pb-Ag-resten av sinkelektrolysen. Derved bringes aluminium over i bly-sølv-resten av sinkelektrolysen, hvorved det ikke oppstår rester. Bly-sølv-resten fremkommer dessuten i konsentrert form. I stedet for bly-sølv-rester kan det også tilsettes blysulfat eller jordalkalisulfater til utfelling av aluminiumet. Disse stoffer må imidlertid tas på kjøpet og i tilfelle av jordalkalisulfater fremkommer artsfremmede materialer i resten, som må videreopparbeides eller deponeres.
En foretrukket utførelsesform består i at utfellingen av aluminium foregår ved tilsetning av Pb-Ag-resten og behandling i autoklaver ved temperaturer over 150"C, fortrinnsvis 180-210°C, det utfelte aluminium separeres med den tilsatte Pb-Ag-resten, og den dannede oppløsning føres til
f). Denne arbeidsmåte har den fordel at suspensjonen ikke må føres lange veier, og at aluminiumet fremkommer i relativt
liten faststoffmengde.
En foretrukket utførelsesform består i at utfellingen av aluminium foregår ved tilsetning av organiske stoffer som melasse og behandling i autoklaver ved temperaturer over 150°C, fortrinnsvis 180-210°C, det utfelte faste stoff adskilles, og den dannede oppløsning føres til f). Ved denne arbeidsmåte fremkommer aluminiumet riktignok sammen med artsfremmede materialer, kan imidlertid godt deponeres eller også opparbeides.
Ved en foretrukket utførelsesform er konsentrasjonen av fri syre i a) 30-50 g/l og temperaturen 70-95°C. Dermed frekommer det et spesielt godt avsetningsforhold.
En foretrukket utførelsesform består i at faststoffinnholdet i a) utgjør 60-150 g/l. Derved tilveiebringes gode ut-lutnings- og avsetningsforhold.
En foretrukket utførelsesform består 1 at separeringen av den uoppløste del fra suspensjonen Ifølge b), foregår i nærvær av polyalkoholer eller gelatin, til utfelling av SiC^. Derved bringes S102 best mulig til resten og fremkommer i godt filtrerbar form. Tilsetningen kan også foregå ved den varme, sure utlutning fra sinkelektrolysen, idet SiCtø da går over 1 bly-sølv-resten. Imidlertid er det herved nødvendig med en større tilsetning av reagenser.
En foretrukket utførelsesform består i at det utfelte og Ifølge e) separerte kobbersementat igjen sirkuleres i felletanken inntil det er oppnådd en faststoffkonsentrasjon på 100-300 g/l, og at det innstilles en temperatur på 70-95°C. Derved lar faststoffet seg meget godt frafiltrere, vaske og avvanne.
En foretrukket utførelsesform består i at, efter kobber-separeringen fra oppløsningen ifølge e) før trinn f), separeres germanium, indium, gallium. Utvinning av metallene kan foregå ved væske-væske-ekstrahering, ionebytting eller utfelling med egnede reagenser. Når det foregår en aluminiumutfelling gjennomføres separeringen av germanium, indium, gallium på forhånd. Derved oppnås disse metaller eller deres forbindelser i meget konsentrert form.
En foretrukket utførelsesform består i at det fra den utfelte aluminiumholdige rest, utvinnes minst et av elementene indium, germanium eller gallium. Utvinningen foregår ved hjelp av et ekstra utlutningstrinn.
En foretrukket utførelsesform består i at den i a) anvendte utlutningsrest, dannet ved varm, sur utlutning av resten og den nøytrale utlutning av det røstede sinkkonsentrat, separeres fra den uoppløste del som bly-sølv-rest, fortrinnsvis under tilsetning av gelatin eller polyalkohol, reduserende utlutning av oppløsningen under tilsetning av sink-blende, separering av de uoppløste stoffer og tilbakeføring i resstningen, fornøytralisering av oppløsningen ved tilsetning av restgods, eller utlutningsresten, nøytralisering ved tilsetning av restgods, separeres av utlutningsresten, utfelling av jern i oppløsning og tilbakeføring av oppløsnin-gen til den nøytrale utlutning. Ved denne arbeidsmåte fremkommer materialene i en meget liten restmengde, hvorved arbeidsoppbudet for opparbeiding av resten kan holdes meget lavt. Den ved opparbeidingen dannede oppløsning samt det efter den sure utlutning dannede faststoff, kan på meget gunstig måte tilbakeføres til fremgangsmåten for elektrolytisk sinkfremsstilling, og det dannes, foruten utnyttbare rester, i den hele fremgangsmåte ingen rest som må deponeres. Tilsetningen av gelatiner eller polyalkohol gir en bedre separering av SiC^.
En foretrukket utførelsesform består i at nøytraliseringen efter fornøytralisering foregår til en pH-verdi på 4,0 - 5,0. Derved skaffes gunstige betingelser for utfelling av resten og dens separering fra oppløsningen som er spesielt godt ved en pH-verdi på 4,0 - 4,5.
En foretruket utførelsesform består i at jernutfellingen foregår i form av hematitt. Derved felles jernet ut i en form som har et høyt jerninnhold, inneholder lite sink, og derved er meget gunstig for en videre opparbeiding.
En foretrukket utførelsesform består i at den separerte, uoppløste del fra den varme, sure utlutning, lutes ut ved en supervarm, sur utlutning med cellesyre ved temperaturer på 90-130°C, fortrinnsvis 95-110°C, og 130-160 g/l, fortrinnsvis 140-150 g/l svovelsyre under innføring av SO2, det derved dannede uoppløste faststoff separeres, og tilbakeføres som bly-sølv-rest, og oppløsningen tilbakeføres til den varme, sure utlutning. Derved oppløses bedre jern og andre elementer, og bly-sølv-resten er fattigere på jern og disse elementer.
Oppfinnelsen skal forklares nærmere vedhjelp av flyteskjemaer og et utførelseseksempel. Fig. 1 er et flyteskjema av en sinkelektrolyse, hvori opparbeidingen av resten ifølge oppfinnelsen bare skjematisk er vist som sur utlutning. Fig. 2 er et flytskjema av denne opparbeiding av resten med enkeltheter. I den nøytrale utlutning (1) anvendes røstgods (2), cellesyre (3) og oppløsning (4) fra jernutfelling. Derefter gjennom-føres det en væske-/faststoff-separering (5). Overløpet føres til lutrensning (6), og utlutresten til den varme, sure utlutning (7). I innretningen (6) tilsettes sinkstøv (8) . Den rensede sinksulfatoppløsning føres til elektrolyse (9) og kobbersementatet (10) tilføres videreforarbeidelse. Efter den varme, sure utlutning (7) foregår en væske-/faststoff-separering (11). Overløpet kommer til den reduserende utlutning (12). Faststoffet føres til den supervarme, sure utlutning (13), hvori utlutningen foregår under tilsetning av cellesyre (3) og S02 (43). Efter en filtrering (14) tilføres bly-sølv-resten (15) til videreopparbeiding. Den reduserende utlutning (12) foregår under tilsetning av sinkblende (16). Derefter gjennomføres det en væske-/faststoff-separering (17). Efter efterfølgende filtrering (18) tilbakeføres svovelresten til røstingen. Overløpet fra væske-/faststoff-separering (17) kommer til fornøytraliseringen (19), hvori røstgodset (22) eller røstresten (20) anvendes til nøytralisering (21). Suspensjonen kommer til nøytraliseringen (21). I nøytraliseringen (21) anvendes røstgods (22). Efter efterfølgende filtrering (23) anvendes en del av resten (20) i den sure utlutning (24) , en annen del i fornøytraliseringen (19). Filtratet anvendes i jernfellingen (36).
I den sure utlutning (24) anvendes cellesyre (3) og vann (25). Efter en væske-/faststoff-separering (26) kommer overløpet til kobbersementeringen (27), og faststoffet tilbakeføres til den varme, sure utlutning (7). I kobbersementeringen (27) tilsettes finkornet metallisk jern (28).
I filtreringen (29) frafUtreres kobbersementatet (23) og føres til videreopparbeiding. Filtratet videreopparbeides enten direkte (stiplet linje) eller føres på forhånd til en utvinning for Ge, Ga, ln (30). I begge tilfeller kan videreopparbeidingen av filtratet foregå på flere måter.
Oppløsningen kan helt eller delvis føres til fornøytralisa-sjon (19).
Oppløsningen kan helt eller delvis føres til nøytraliseringen (31) , hvor det anvendes røstgods, ZnO eller kalk (44). Efter filtreringen (34) føres den Al-holdige resten (34) til videreopparbeiding eller deponi, og filtratet føres til jernutfelling (36).
Oppløsningen kan helt eller delvis føres til Al-utfelling (32) , hvor en del av Pb-Ag-resten (15) tilsettes. Efter efterfølgende væske-/faststoff-separering og filtrering (41), føres det utfelte aluminium med Pb-Ag-resten (42) til videreopparbeidingen. Filtratet føres til den varme, sure utlutning (7). Efter tilsetning av Pb-Ag-resten (15) til Al-utfellingen (32), kan den dannede suspensjon (strek-punktet linje), føres til filtrering (14) av sinkelektrolysen, hvor det Al-holdige Pb-Ag-resten separeres sammen med hovedmengden av Pb-Ag-resten (15).
Ved jernutfellingen (36) i sinkelektrolysen innføres oksygen og damp (37). Efter en vaeske-/f aststof f-separering (38) føres overløpet til den nøytrale utlutning (1), faststoffet føres til en filtrering (39), og hematitt-resten (40) føres til videreopparbeiding.
Utførelseseksempel
Frafiltrert faststoff fra nøytral isasjonen fra sinkelektrolysen ble lutet ut ved sur utlutning ved 85°C med cellesyre 1 time under omrøring. Cellesyremengden ble dimensjonert slik at det innstilte seg en syrekonsentrasjon på ca. 30 g/l. Før filtreringen ble det tilsatt 0,1 g av en polyalkohol pr. liter suspensjon. Utlutningsresten ble frafiltrert. Filtratet ble blandet med finkornet metallisk jern for å felle ut kobber. Kobbersementatet ble frafiltrert og filtratet blandet i nøytraliseringen ved 80"C under omrøring med så meget røstgods at det innstiltes en pH-verdi på 5. Resten ble frafiltrert.
Faststoff ved nøytraliseringen av sinkelektrolysen:
30,256 Zn, 20 ,556 Fe, 2,656 Pb, 3,056 Cu, 3,256 Si02, 3,056 A1203.
Utlutningsrest:
16 ,556 Zn, 30 ,356 Fe, 8,256 Pb, 0 ,956 Cu, 9 ,856 S102, 2,556A1203.
Filtrat fra utlutningen:
95 g/l Zn, 10,5 g/l Fe<+++>, 6,8 g/l Fe<++>, 5,6 g/l Cu, 0,4 g/l Si02, 4,5 g/l A1203, 34 g/l H2S04.
Kobbersementat:
51 ,556 Cu, 4 ,456 Fe, 3,656 Zn, 5 ,656 Si02, 2,056 A1203.
Filtrat fra kobberutfellingen:
93 g/l Zn, 18,5 g/l Fe<++>, 0,3 g/l Fe<+++>, 0,6 g/l Cu, 0,1 g/l Si02, 4,5 g/l A1203, 30 g/l H2S04.
Nøytral i ser ings. lonsr es ten:
28,556 Zn, 16 ,256 Fe, 2 , 556 Pb, 1 , 956 Cu, 1 ,756 Si02, 6,556 A1203.
Filtrat fra nøytraliseringen:
116 g/l Zn, 20 g/l Fe<++>, 0,1 g/l Fe<+++>, 0,2 g/l Cu, 0,1 g/l Si02, 0,3 g/l A1203.
Filtratet fra kobbersementeringen ble blandet med en vandig oppslemming av kalsiumhydroksyd inntil det innstilte seg en pH-verdi på 4,5. Den utfelte forurensede gips ble frafiltrert .
Filtrat fra kobberutfellingen:
103 g/l Zn, 21,5 g/l Fe<++>, 0,2 g/l Fe<+++>, 0,1 g/l Cu, 0,2 g/l Si02, 3,9 g/l A1203.
Gips:
3, 6Sé Zn, 0,656 Fe, 0,156 Cu, 4 ,056 Al203-
Filtrat fra gipsutfellingen:
105 g/l Zn, 21 g/l Fe<++>, 0,1 g/l Fe<+++>, 0,1 g/l Cu, 0,1 g/l Si02, 0,2 g/l A1203.
2,5 liter filtrat fra kobbersementeringen ble i en autoklav blandet med en 175 g filterfuktig bly-sølv rest. Under omrøring ble suspensjonen bragt til 200°C og holdt 1 time ved denne temperatur. Derefter ble den avspent ved avkjøling og suspensjonen filtrert. Det f raf Utrerte faststoff inneholdt omtrent det samlede på forhånd i oppløsning foreliggende aluminium.
Filtrat fra kobberutfell ingen:
77 g/l Zn, 20,3 g/l Fe<++>, 0,6 g/l Fe<+++>, 0,1 g/l Cu, 7,6 g/l A1203, 34 g/l H2S04.
Bl. v- sølv- rest:
22 ,556 Pb, 0 , 1956 Ag, 9 ,356 Fe, 2 , 556 Zn, 2 ,056 A1203, 13,156 Si02.
Filtrat fra aluminiumutfellingen:
73 g/l Zn, 19,8 g/l Fe<++>, 0,4 g/l Fe<+++>, 0,1 g/l Cu, 0,7 g/l A<1>203, 38 g/l H2S04.
Rest fra alumlnlumutfellingen:
19,0# Pb, 0.175É Ag, 6,l$é Fe, 10,75^ A1203, 2, 3% Zn.
Fordelene med oppfinnelsen består i at rester fra utlutningen av sinkholdige stoffer kan opparbeides med lite arbeide, slik at det enten ikke fremkommer noen ikke videre anvendbar rest eller bare en liten mengde rest, og at de verdifulle stoffer i resten kan utvinnes fra små materialmengder. En sinkelektrolyse kan således gjennomføres uten dannelse av ikke-utnyttbare rester.
Claims (18)
1.
Fremgangsmåte for behandling av rester fra nøytralserings-prosesser ved hydrometallurgisk fremstilling av sink, omfattende: a) elektrolytisk fremstilling av sink omfattende utlutning av et sinkholdig materiale med en varm svovelsyre for å oppnå en sinksulfatoppløsning, rensing av sinksulfat-oppløsningen ved utfelling av jern og elektrolysering av den rensede oppløsning for oppnåelse av en sinkavsetning og en brukt cellesyre,
karakterisert ved trinnene: b) utlutning av kobberholdig rest fra nøytraliserings-prosessene fra en hydrometallurgisk produksjon av sink med brukt cellesyre fra trinn a) ved en temperatur fra 50-100°C for å oppnå en konsentrasjon av fri syre mellom 10 og 100 g/l ved slutten av utlutningen, c) separering av ikke-oppløst materiale fra suspensjonen for å oppnå en oppløsning; d) tilmatning av separert materiale til den varme syreut-lutning i trinn a); e) utfelling av kobber ved tilsetning av finkornet jernmetall til oppløsningen oppnådd i trinn c); f) separering av utfelt kobber for å oppnå en væskefase; og g) tilmatning av væskefasen fra trinn f) til trinn a) før utfellingen av jern.
2.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det minst fra en delstrøm av oppløsningen fra punkt f) felles ut aluminium før anvendelsen i punkt g).
3.
Fremgangsmåte ifølge krav 2, karakterisert ved at aluminiumutfelling gjennomføres ved nøytral!-sering til en pH-verdi på 4,0-5,0, det utfelte faste stoff filtreres av og den dannede oppløsning føres til punkt g).
4.
Fremgangsmåte ifølge krav 3, karakterisert ved at nøytraliseringen foregår ved en temperatur på 70-95'C og ved en pH-verdi på 4,0-4,5.
5.
Fremgangsmåte ifølge krav 2, karakterisert ved at aluminiumutfellingen gjennomføres ved tilsetning av Pb-Ag-resten, og behandling i autoklaver ved temperaturer over 150°C, fortrinnsvis 180-210"C, suspensjonen føres til punkt g), det utfelte aluminium separeres med Pb-Ag-resten av sinkelektrolysen.
6.
Fremgangsmåte ifølge krav 2, karakterisert ved at aluminiumutfellingen gjennomføres ved tilsetning av Pb-Ag-resten og behandling i autoklaver ved temperaturer over 150"C, fortrinnsvis 180-210"C, det utfelte aluminium separeres med det tilsatte Ag-Pb-resten, og den dannede oppløsning føres til punkt g).
7.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at aluminiumutfellingen gjennomføres ved tilsetning av organiske stoffer som melasse, og behandling i autoklav ved temperaturer over 150"C, fortrinnsvis 180-210°C, det utfelte faste stoff separeres, og den dannede oppløsning føres til punkt g).
8.
Fremgangsmåte ifølge et av krav 1, karakterisert ved at trinn b) gjennomføres ved en temperatur fra 70 til 95°C for oppnåelse av en sluttkonsentrasjon av fri syre på 30-50 g/l.
9.
Fremgangsmåte ifølge et av kravene 1, karakterisert ved at faststoffinnholdet i trinn b) reguleres til 60-150 g/l.
10.
Fremgangsmåte ifølge et av kravene 1-9, karakterisert ved at det uoppløste materialet separeres fra suspensjonen som dannes i trinn c) i nærvær av polyalkoholer eller gelatiner for utfelling av SiOg-
11.
Fremgangsmåte ifølge et av kravene 1-10, karakterisert ved at kobberet som er utfelt i trinn e) og separert i trinn f) resirkuleres til en utfellingstank inntil det er nådd en faststoffkonsentrasjon fra 100 til 300 g/l og at temperaturen justeres til 70 til 95°C.
12.
Fremgangsmåte ifølge et av kravene 1-11, karakterisert ved at separeringen av kobber fra oppløsningen inneholdt i trinn f) efterfølges av separering av germanium, indium og gallium før trinn g).
13.
Fremgangsmåte ifølge et av kravene 2-7, karakterisert ved at minst et av elementene indium, germanium eller gallium gjenvinnes fra resten som inneholder utfelt aluminium.
14.
Fremgangsmåte ifølge et av krav 1, karakterisert ved at trinn a) omfatter røsting av sinkkonsentrat og en sur varm utlutning av resten efter en nøytralut-lutning av det røstede sinkkonsentrat idet den varme sure utlutning gjennomføres ved en temperatur fra 70°C til oppløsningens kokepunkt, en separering av ikke oppløst materiale bestående av en bly- sølvrest ved tilsetning av gelatin eller polyalkohol, en reduserende utlutning av oppløsningen med en tilsetning av sink-blende, separering av det ikke oppløste materialet, resirkulering av det ikke oppløste materialet til røstetrinnet, en fornøytralisering av oppløsningen ved tilsetning av røstgods eller utlutningsrest, nøytralisering ved tilsetning av røstgods, separering av utlutningsresten, utfelling av jern inneholdt i oppløsningen og resirkulering av oppløsningen til det nøytrale utlutningstrinn.
15.
Fremgangsmåte ifølge krav 14, karakterisert ved at nøytraliseringen gjennomføres efter en for-nøytralisering til en pH-verdi fra 4,0-5,0.
16.
Fremgangsmåte ifølge krav 14 eller 15, karakterisert ved at jern utfelles som hematit.
17.
Fremgangsmåte ifølge et av krav 14, karakterisert ved at det uoppløste materialet som separeres efter den varme, sure utlutning utlutes i et supervarmt, surt utlutningstrinn ved temperaturer fra 90-130°C, med cellesyre som inneholder svovelsyre i en konsentrasjon fra 130 til 160 g/l og med innføring av SiOg, hvorved ikke oppløste fast-stoffer som oppnås på denne måte separeres og fjernes som en bly- sølvrest og at oppløsningen resirkuleres til det varme sure utlutningstrinn.
18.
Fremgangsmåte ifølge krav 17, karakterisert ved at det benyttes en cellesyre som Inneholder svovelsyre i en konsentrasjon fra 140 til 150 g/l og at den supervarme utlutning gjennomføres ved en temperatur fra 90 til 120°C.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE19863634359 DE3634359A1 (de) | 1986-10-09 | 1986-10-09 | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
Publications (4)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO873866D0 NO873866D0 (no) | 1987-09-15 |
| NO873866L NO873866L (no) | 1988-04-11 |
| NO172134B true NO172134B (no) | 1993-03-01 |
| NO172134C NO172134C (no) | 1993-06-09 |
Family
ID=6311353
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO873866A NO172134C (no) | 1986-10-09 | 1987-09-15 | Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning |
Country Status (8)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4789446A (no) |
| EP (1) | EP0263539B1 (no) |
| JP (1) | JP2572609B2 (no) |
| CA (1) | CA1324977C (no) |
| DE (2) | DE3634359A1 (no) |
| ES (1) | ES2025141B3 (no) |
| FI (1) | FI83434C (no) |
| NO (1) | NO172134C (no) |
Families Citing this family (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB8928368D0 (en) * | 1989-12-15 | 1990-02-21 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metal values from zinc plant residues |
| FI88516C (fi) * | 1990-02-16 | 1993-05-25 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer behandling av zinksulfidhaltiga raoaemnen |
| US5411149A (en) * | 1992-08-11 | 1995-05-02 | Arch Development Corporation | Aqueous biphasic extraction process with pH and particle control |
| DE4340439A1 (de) * | 1993-11-27 | 1995-06-01 | Schloemann Siemag Ag | Vorrichtung zur Auflösung von Zink mittels säurehaltiger flüssiger Elektrolyten |
| US5505857A (en) * | 1994-01-13 | 1996-04-09 | Buckman Laboratories International, Inc. | Process for the treatment of metal-containing water and recovery of metals therefrom |
| CN1293232C (zh) * | 2001-02-16 | 2007-01-03 | 技术重组股份有限公司 | 由锌初级和二级原料电解生产超纯锌或锌化合物的方法 |
| JP4235412B2 (ja) * | 2001-09-17 | 2009-03-11 | パナソニック株式会社 | アルカリ電池用ゲル状負極の製造方法 |
| CN100572573C (zh) * | 2007-12-17 | 2009-12-23 | 赤峰中色库博红烨锌业有限公司 | 从湿法炼锌净液渣中回收铜的方法 |
| JP2010046562A (ja) * | 2008-08-19 | 2010-03-04 | En-Tec Co Ltd | 資源回収型水処理方法及び資源回収型水処理システム |
| CN106987720B (zh) * | 2016-01-21 | 2018-07-13 | 汉能联创移动能源投资有限公司 | 一种铜铟镓硒物料的回收方法 |
| CN113277547B (zh) * | 2021-05-11 | 2023-05-30 | 湖南博一环保科技有限公司 | 一种利用低锌物料生产硫酸锌的方法 |
| CN113373313A (zh) * | 2021-06-17 | 2021-09-10 | 兰州理工大学 | 一种熔化脱硫-烟化挥铟回收铅银渣中铟的方法 |
Family Cites Families (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3926743A (en) * | 1971-01-28 | 1975-12-16 | Us Environment | Disposal of waste heat |
| GB1509537A (en) * | 1974-09-13 | 1978-05-04 | Cominco Ltd | Treatment of zinc plant residues |
| FR2300814A1 (fr) * | 1975-02-14 | 1976-09-10 | Asturienne Mines Comp Royale | Procede de lixiviation sulfurique de minerais de zinc silicates |
| FR2323766A1 (fr) * | 1975-04-21 | 1977-04-08 | Penarroya Miniere Metallurg | Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures |
| CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
| US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
| CA1166022A (en) * | 1981-05-22 | 1984-04-24 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
| CA1176853A (en) * | 1981-08-05 | 1984-10-30 | Gerald L. Bolton | Process for recovering zinc from zinc ferrite material |
| CA1195846A (en) * | 1982-06-03 | 1985-10-29 | 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 |
| EP0134053B1 (en) * | 1983-08-02 | 1988-10-26 | AGIP S.p.A. | Process for purifying solutions of zinc sulphate |
| LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
-
1986
- 1986-10-09 DE DE19863634359 patent/DE3634359A1/de not_active Withdrawn
-
1987
- 1987-08-21 DE DE8787201586T patent/DE3773109D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1987-08-21 ES ES87201586T patent/ES2025141B3/es not_active Expired - Lifetime
- 1987-08-21 EP EP87201586A patent/EP0263539B1/de not_active Expired - Lifetime
- 1987-09-15 NO NO873866A patent/NO172134C/no unknown
- 1987-09-22 CA CA000547510A patent/CA1324977C/en not_active Expired - Fee Related
- 1987-09-25 FI FI874214A patent/FI83434C/fi not_active IP Right Cessation
- 1987-09-28 US US07/101,714 patent/US4789446A/en not_active Expired - Fee Related
- 1987-10-09 JP JP62256161A patent/JP2572609B2/ja not_active Expired - Lifetime
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE3773109D1 (de) | 1991-10-24 |
| NO873866L (no) | 1988-04-11 |
| AU591429B2 (en) | 1989-11-30 |
| NO873866D0 (no) | 1987-09-15 |
| EP0263539B1 (de) | 1991-09-18 |
| JPS63100139A (ja) | 1988-05-02 |
| EP0263539A1 (de) | 1988-04-13 |
| FI83434B (fi) | 1991-03-28 |
| US4789446A (en) | 1988-12-06 |
| CA1324977C (en) | 1993-12-07 |
| FI83434C (fi) | 1991-07-10 |
| NO172134C (no) | 1993-06-09 |
| FI874214A (fi) | 1988-04-10 |
| ES2025141B3 (es) | 1992-03-16 |
| DE3634359A1 (de) | 1988-04-21 |
| FI874214A0 (fi) | 1987-09-25 |
| JP2572609B2 (ja) | 1997-01-16 |
| AU7946387A (en) | 1988-04-14 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5453253A (en) | Method of reprocessing jarosite-containing residues | |
| NO142995B (no) | Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre | |
| EP0685001B1 (en) | Process for the treatment of electric arc furnace dust | |
| RU1813111C (ru) | Способ извлечени галли из промышленного раствора алюмината натри процесса Байера | |
| JPS58164737A (ja) | 亜鉛含有硫化物材料から亜鉛を回収する方法 | |
| US4150976A (en) | Method for the recovery of metallic copper | |
| EA002674B1 (ru) | Способ очистки раствора кислотного выщелачивания | |
| US4162294A (en) | Process for working up nonferrous metal hydroxide sludge waste | |
| NO172134B (no) | Fremgangsmaate for behandling av rester fra hydrometallurgisk sinkutvinning | |
| MXPA03000209A (es) | Produccion de oxido de zinc a partir de minerales solubles en acido utilizando un metodo de precipitacion. | |
| Queneau et al. | Silica in hydrometallurgy: an overview | |
| CN108138258B (zh) | 从含砷材料中除砷的方法 | |
| US6592830B1 (en) | Treating niobium and or tantalum containing raw materials | |
| JP3403289B2 (ja) | 製錬中間物に含まれるヒ素分離方法およびヒ素の回収方法 | |
| CA2247098A1 (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| US3929597A (en) | Production of lead and silver from their sulfides | |
| CA2825228C (en) | Precipitation of zinc from solution | |
| RU2126059C1 (ru) | Способ выщелачивания материала, содержащего оксид цинка, силикат цинка и/или феррит цинка | |
| JP2000507540A (ja) | アルカリ性産業廃棄物に含まれるナトリウムの回収方法 | |
| EP0090515A2 (en) | Treatment of solutions to facilitate the removal of ferric iron therefrom | |
| US5443622A (en) | Hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper | |
| CA2304064A1 (en) | Recovery of lead from flue dusts | |
| CN104755640A (zh) | 从铅矿渣回收锌 | |
| EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
| GB2084554A (en) | A process for the treatment of a raw material which contains oxide and ferrite of zinc copper and cadmium |