NO172569B

NO172569B - PROCEDURE FOR THE EXTRACTION OF SOILS FROM THE PB / AG CAKE COLLECTED FROM HYDROMETAL SURGICAL REFINING

Info

Publication number: NO172569B
Application number: NO881305A
Authority: NO
Inventors: Chang Young Choi
Original assignee: Korea Zinc Co Ltd
Priority date: 1988-03-24
Filing date: 1988-03-24
Publication date: 1993-05-03
Also published as: NO881305D0; NO881305L; NO172569C

Description

Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken som dannes under den hydrometallurgiske sinkraffineringsprosessen og en selektiv utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken ved skumflotasjonsprosessen ved anvendelse av svovelsyre som en reagens i flotasjonsoperasjonen eller ved tilsats av det sulfidiserende midlet dertil, i den sterkt sure tilstanden på 10-70 g/l svovelsyre. The present invention relates to a method for extracting silver from the Pb/Ag cake which is formed during the hydrometallurgical zinc refining process and a selective extraction of silver from the Pb/Ag cake by the foam flotation process by using sulfuric acid as a reagent in the flotation operation or by adding the sulphiding the means therefor, in the strongly acidic state of 10-70 g/l sulfuric acid.

Sinkkonsentratet som i dag omsettes på det internasjonale markedet inneholder vanligvis 48-53$ Zn, 30-34$ S, 2-12$ Fe, 1-3$ Pb, 50-500 g/tonn Ag. Blant disse utgjør sølv ved det foreliggende prisnivået ca. 5$ av verdien av sink i sinkkonsentratet, og derfor er sølv et viktig biprodukt, og når det utvinnes i en salgbar form vil det i stor grad gjøre sinkraffineringen mer økonomisk på grunn av det utvunnede sølvet. The zinc concentrate traded today on the international market usually contains 48-53$ Zn, 30-34$ S, 2-12$ Fe, 1-3$ Pb, 50-500 g/tonne Ag. Among these, silver at the current price level accounts for approx. 5$ of the value of zinc in the zinc concentrate, and therefore silver is an important by-product, and when extracted in a salable form will greatly make zinc refining more economical because of the silver extracted.

Den hydrometallurgiske raffineringen av sink består av: et røstetrinn for konsentrert malm; et utvaskingstrinn hvori røstet oksydmalm utvaskes i svovelsyren slik at man oppnår en oppløsning av sinksulfat; et rensetrinn som fjerner forurens-ningen fra oppløsningen av sinksulfat; og et elektrolytisk trinn hvori metallisk sink oppnås fra en ren oppløsning av et sinksulfat. Sølv og bly i sinkkonsentrat oppløses ikke i svovelsyreoppløsningen under utvaskingstrinnet, og forblir som en rest og betegnes en Pb/Ag-kake. Sammensetningen av Pb/Ag-kaken kan variere avhengig av sammensetningen av sinkkonsentratet og betingelsene for utvaskingstrinnet, men inneholder generelt 300-1200 g/tonn sølv, 15-25$ bly, og/eller andre bestanddeler. En slik Pb/Ag-kake benyttes som et råmateriale for en blyraffineringsovn eller en bly- og sink-simultant raffinerende ISP (Imperial Smelting Process) ovn, men blyinnholdet er lavt og energiverdien av kaken er lav, derfor er dens uavhengige anvendelse upraktisk, og den må blandes med annet i små mengder. På grunn av dette har dens anvendelse vært sterkt begrenset. Fremgangsmåten for utvinning av sølv og bly fra den ublandede Pb/Ag-kaken alene i elektrisk ovn ble forsøkt av Mitsubishi Metal Co.. i Japan, men ble forkastet av økonomiske grunner. The hydrometallurgical refining of zinc consists of: a roasting stage for concentrated ore; a leaching step in which roasted oxide ore is leached in the sulfuric acid so that a solution of zinc sulphate is obtained; a purification step which removes the contamination from the solution of zinc sulphate; and an electrolytic step in which metallic zinc is obtained from a pure solution of a zinc sulfate. Silver and lead in zinc concentrate do not dissolve in the sulfuric acid solution during the leaching step, and remain as a residue and are termed a Pb/Ag cake. The composition of the Pb/Ag cake can vary depending on the composition of the zinc concentrate and the conditions of the leaching step, but generally contains 300-1200 g/ton silver, 15-25$ lead, and/or other constituents. Such a Pb/Ag cake is used as a raw material for a lead refining furnace or a lead and zinc simultaneous refining ISP (Imperial Smelting Process) furnace, but the lead content is low and the energy value of the cake is low, therefore its independent use is impractical, and it must be mixed with other things in small quantities. Because of this, its application has been severely limited. The process of extracting silver and lead from the unmixed Pb/Ag cake alone in an electric furnace was attempted by the Mitsubishi Metal Co. in Japan, but was rejected for economic reasons.

En annen fremgangsmåte for igjen å behandle Pb/Ag-kaken for å raffinere sølv- og blyinnholdet ble omfattende undersøkt i finsk patent 7400214A<l fra Asturiana De Zinc S.A. I dette patentet ble sølv og blykomponentene i Pb/Ag-kaken oppløst som klorid-dobbeltsalt i nærvær av et oksydasjonsmiddel i kloridoppløsningen, og deretter omvandles sølv og bly til sulfid av sølv eller bly, eller til metallisk tilstand, som er uoppløselig og utvinnes. Denne prosessen krever ikke bare store mengder av reagensen, men forårsaker også problemer med avhending av spillvann under forløpet av utvinningen av sølv og bly. Derfor er denne prosessen ikke kommersielt anvendelig. Another method of re-treating the Pb/Ag cake to refine the silver and lead content was extensively investigated in Finnish patent 7400214A<l of Asturiana De Zinc S.A. In this patent, the silver and lead components of the Pb/Ag cake were dissolved as a chloride double salt in the presence of an oxidizing agent in the chloride solution, and then the silver and lead are converted to sulphide of silver or lead, or to the metallic state, which is insoluble and extracted. This process not only requires large quantities of the reagent, but also causes problems with the disposal of waste water during the course of the extraction of silver and lead. Therefore, this process is not commercially applicable.

En enestående og kommersielt vellykket fremgangsmåte i dag er fremgangsmåten for anrikning av innholdet av sølv og bly ved skumfIotasjon av Pb/Ag-kaken. Fremgangsmåten for konsentrasjon av sølv og bly ved skumflotasjonsprosessen foreslås i spansk patent nr. 411058 som beskriver skumflotasjon av Pb/Ag-kake som ikke inneholder ferritt, og utvinning av sølvkonsentrat inneholdende 14 000 g sølv pr. tonn i det første trinnet og blykonsentrat inneholdende 55$ bly i det andre flotasjonstrinnet. I den første flotasjonen innstilles pH av f Iotasjonsoppslemmingen på 2-4,5 og en skummekollektor så som xanthat, ditiofosfat eller lignende tilsettes. Eksemplet på den nevnte oppfinnelsen beskriver at omfanget av sølvutvinning i den første flotasjonen var ca. 60$ og i den andre flotasjonen nådde 91$. A unique and commercially successful method today is the method for enriching the content of silver and lead by foam flotation of the Pb/Ag cake. The procedure for concentrating silver and lead by the foam flotation process is proposed in Spanish patent no. 411058 which describes foam flotation of Pb/Ag cake which does not contain ferrite, and extraction of silver concentrate containing 14,000 g of silver per tonnes in the first stage and lead concentrate containing 55% lead in the second flotation stage. In the first flotation, the pH of the flotation slurry is adjusted to 2-4.5 and a foam collector such as xanthate, dithiophosphate or the like is added. The example of the aforementioned invention describes that the extent of silver extraction in the first flotation was approx. 60$ and in the second flotation reached 91$.

Videre beskriver japansk utlagt patentpublikasjon nr. 52-3519 en fremgangsmåte for behandling av sinkmalm-utvaskings-rest hvorved Pb/Ag-kaken behandles i høy konsentrasjon av syre ved høy temperatur for fullstendig å eliminere ferritt, og underkastes deretter den første skumflotasjonen for å oppnå sølvkonsentrat med sølvkonsentrasjon på 5700-10 500 g/tonn, og deretter den andre flotasjonen for å oppnå blykonsentratet med 56-59$ bly. Også i denne fremgangsmåten reguleres pH av flotasjonsoppslemmlngen i det første flotasjonstrinnet til 1-5, og xantat, alkyl- eller arylditiofosfat eller en blanding av alkyl- og arylditiofosfat eller isopropyletyltiokarbamat (tilsats av ca. 10$ av sulfonat) benyttes som skumkollektorer, og i den andre flotasjonen benyttes alkyl eller arylkomplekssalt av pseudosyre (spesielt uorganiske salter) som skummekollektorer. Furthermore, Japanese Laid-Open Patent Publication No. 52-3519 describes a process for treating zinc ore leach residue whereby the Pb/Ag cake is treated in a high concentration of acid at a high temperature to completely eliminate ferrite, and then subjected to the first foam flotation to obtain silver concentrate with silver concentration of 5700-10,500 g/ton, and then the second flotation to obtain the lead concentrate with 56-59$ lead. Also in this method, the pH of the flotation slurry in the first flotation step is regulated to 1-5, and xanthate, alkyl- or aryldithiophosphate or a mixture of alkyl- and aryldithiophosphate or isopropylethylthiocarbamate (addition of approx. 10$ of sulfonate) are used as foam collectors, and in the second flotation uses alkyl or aryl complex salts of pseudoacids (especially inorganic salts) as foam collectors.

Et eksempel i den nevnte utlagte patentpublikasjonen viser at omfanget av sølvutvinning i den første flotasjonen er 80-91$, og blyutvinningen utgjør 94$ i den andre flotasjonen. Denne fIotasjonsprosessen gir et salgbart sølv av høyere renhet og sinkkonsentrat som sluttprodukt og deres utvinningshastighet er tilfredsstillende høy, men den har følgende ulempe: for å fremstille en Pb/Ag-kake som ikke inneholder ferritt må sinkutvaskingsresten utvaskes ved den sterke konsentrasjonen av svovelsyre. Og deretter blir, i flotasjonsprosessen, en slik Pb/Ag-kake fortynnet med en stor mengde vann for å opprettholde Pb/Ag-kaken i området på pH 1-5 (eller 2-4,5). Videre anvendes i den første og andre flotasjonsprosessen mange typer midler, så som skummemiddel, skummekollektor og-aktivator, i tillegg til høyere pris medfører dette forurens-ning av en større mengde vann som benyttes for å regulere pH og videre medfører oppslemmingskonsentrasjon en stor mengde spillvann. An example in the aforementioned published patent publication shows that the extent of silver recovery in the first flotation is 80-91$, and the lead recovery is 94$ in the second flotation. This flotation process gives a salable silver of higher purity and zinc concentrate as the final product and their recovery rate is satisfactorily high, but it has the following disadvantage: to produce a Pb/Ag cake that does not contain ferrite, the zinc leaching residue must be washed out by the strong concentration of sulfuric acid. And then, in the flotation process, such a Pb/Ag cake is diluted with a large amount of water to maintain the Pb/Ag cake in the range of pH 1-5 (or 2-4.5). Furthermore, in the first and second flotation process, many types of agents are used, such as foaming agent, foam collector and activator, in addition to a higher price, this results in the contamination of a larger amount of water that is used to regulate the pH, and furthermore, slurry concentration results in a large amount of waste water .

Formålet med foreliggende oppfinnelse er å tilveiebringe en ny fIotasjonsprosess for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken, og spesielt å minimalisere ulempene med det nevnte tidligere kjente spanske patent nr. 411058 og den japanske utlagte patentpublikasjonen nr. 52-35197. The purpose of the present invention is to provide a new flotation process for extracting silver from the Pb/Ag cake, and in particular to minimize the disadvantages of the aforementioned previously known Spanish patent no. 411058 and the Japanese published patent publication no. 52-35197.

Trekkene og fordelene ved foreliggende oppfinnelse oppnås ved at det tilveiebringes en ny skumfIotasjonsfremgangsmåte for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken som dannes ved hydrometallurgisk sinkraffinering, kjennetegnet ved at den innbefatter at flotasjonen utføres ved anvendelse av svovelsyre som flotasjonsmiddel, eller svovelsyre og sulfidiseringsmiddel, ved svovelsyrekonsentrasjon på 10-70 g/l som sterkt sur betingelse, og ved en oppslemmingskonsentrasjon på 100-300 g/l. The features and advantages of the present invention are achieved by providing a new foam flotation method for extracting silver from the Pb/Ag cake which is formed by hydrometallurgical zinc refining, characterized in that it includes the flotation being carried out using sulfuric acid as a flotation agent, or sulfuric acid and sulphidizing agent, at a sulfuric acid concentration of 10-70 g/l as a strongly acidic condition, and at a slurry concentration of 100-300 g/l.

Fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse utføres hensiktsmessig ved å tilsette til Pb/Ag-kaken en resirkulert væske (filterpressefiltrat, supernatant fra sentrifugesepara-tor), vann og svovelsyre slik at flotasjonsoppslemmingen har en oppslemmingskonsentrasjon på 100-300 g/l og en aciditet på 10-70 g/l (ekvivalent med pH 0,9-0,1) som HgSO^konsentrasjon. Den resulterende oppslemmingen sendes til skumflota-sj onsprosessen og sølv skummes ved anvendelse av luft, eller den resulterende oppslemmingen tilsettes videre sulfidiseringsmiddel, så som H2S, Na£S og/eller NaSE, og føres til fIotasjonsprosessen og sølves skummes ved anvendelse av luft. Sølv (og en liten mengde bly) samles som skum og det resulterende skummet vaskes, filtreres og utvinnes som sølvkonsentrat. Sølvinnholdet av sølvkonsentratet er 8000-12 000 g pr. tonn konsentrat, og dette tallet utgjør en utvinning på 80-90$. The method according to the present invention is suitably carried out by adding to the Pb/Ag cake a recycled liquid (filter press filtrate, supernatant from centrifuge separator), water and sulfuric acid so that the flotation slurry has a slurry concentration of 100-300 g/l and an acidity of 10- 70 g/l (equivalent to pH 0.9-0.1) as HgSO^ concentration. The resulting slurry is sent to the foam flotation process and silver is skimmed using air, or the resulting slurry is further added with a sulfidizing agent, such as H2S, Na£S and/or NaSE, and fed to the flotation process and silver is skimmed using air. Silver (and a small amount of lead) is collected as scum and the resulting scum is washed, filtered and recovered as silver concentrate. The silver content of the silver concentrate is 8,000-12,000 g per tonne of concentrate, and this figure amounts to a recovery of 80-90$.

Selv om aciditeten for Pb/Ag-kaken, ved foreliggende oppfinnelse, faller innenfor et visst område, finnes det imidlertid variasjoner for den individuelle kaken. Følgelig reguleres tilsatsen av resirkuleringsvæsken og sterk svove-lsyre slik at konsentrasjonen av svovelsyre i flotasjonsoppslemmingen blir 10-70 g/l. Although the acidity for the Pb/Ag cake, in the present invention, falls within a certain range, there are however variations for the individual cake. Consequently, the addition of the recycling liquid and strong sulfuric acid is regulated so that the concentration of sulfuric acid in the flotation slurry is 10-70 g/l.

Svovelsyren som benyttes som en reagens består av summen av svovelsyren som inneholdes i Pb/Ag-kaken, og den mengden svovelsyre som tilsettes til "repulper"-enheten og kondi-sjoner ingsenheten . Ved foreliggende oppfinnelse inneholder Pb/Ag-kaken i seg selv store mengder svovelsyre og aciditeten av resirkuleringsvaesken i seg selv er også høy. Følgelig er mengden svovelsyre som tilsettes relativt liten. The sulfuric acid used as a reagent consists of the sum of the sulfuric acid contained in the Pb/Ag cake, and the amount of sulfuric acid added to the "repulper" unit and the conditioning unit. In the present invention, the Pb/Ag cake itself contains large amounts of sulfuric acid and the acidity of the recycling liquid itself is also high. Consequently, the amount of sulfuric acid added is relatively small.

Foreliggende oppfinnelse tilveiebringer en flotasjonsprosess hvori skumflotasjonen gjennomføres ved anvendelse av svovelsyre alene som reagens, og tilveiebringer også en skumflotasjon som gjennomføres uten tilsats av et flotasjons-og skummemiddel og bare tilsats av et sulfidiseringsmiddel til flotasjonsoppslemmingen. The present invention provides a flotation process in which the foam flotation is carried out using sulfuric acid alone as a reagent, and also provides a foam flotation which is carried out without the addition of a flotation and foaming agent and only the addition of a sulfidizing agent to the flotation slurry.

Som et sulfidiseringsmiddel kan f.eks. EtøS, Na£S og/eller NaSH tilsettes til fIotasjonoppslemmingen i en mengde på 2,0-4,0 g/l fIotasjonsoppslemming. Forbedringen som oppnås ved foreliggende oppfinnelse på mer enn 5$ ekstra utvinning oppnås ved å tilsette sulfidiseringsmidlet. As a sulfidizing agent can e.g. EtøS, Na£S and/or NaSH are added to the flotation slurry in an amount of 2.0-4.0 g/l flotation slurry. The improvement achieved by the present invention of more than 5% extra recovery is achieved by adding the sulfidizing agent.

Tilførselen av luft til skumfIotasjonsprosessen er kontrol-lert og skummer alt sølvinnholdet som kan utvinnes og generelt tilføres ca. 700 Nm<3> pr. tonn Pb/Ag-kake. The supply of air to the foam flotation process is controlled and foams all the silver content that can be extracted and is generally supplied approx. 700 Nm<3> per tonnes of Pb/Ag cake.

De karakteristiske trekkene ved foreliggende oppfinnelse ligger i en enkel og hensiktsmessig prosessdrift som omfatter anvendelse av bare svovelsyre, eller tilsats av noe sulfidiseringsmiddel , og også en enestående prosess som letter resirkuleringen av filtratet. The characteristic features of the present invention lie in a simple and appropriate process operation which includes the use of only sulfuric acid, or the addition of some sulphiding agent, and also a unique process which facilitates the recycling of the filtrate.

SkumfIotasjonsprosessen ifølge foreliggende oppfinnelse kan utføres i et antall trinn, om nødvendig, og en vaskeprosess, en faststoff-væskeseparasjonsprosess osv., kan anvendes der prosessen utføres. The foaming process according to the present invention can be carried out in a number of steps, if necessary, and a washing process, a solid-liquid separation process, etc., can be used where the process is carried out.

Ytterligere fordeler ved foreliggende oppfinnelse oppnås idet det opererbare syreområdet for skumflotasjonsprosessen er utvidet. Operasjonsaciditeten er fleksibel og ligger i et hensiktsmessig område. Pb/Ag-kaken kan tilsettes direkte som et råmateriale for flotasjonen uten vasking med vann eller nøytralisering. Det er derfor intet behov for en nøytrali-seringsinnretning eller fortynnende vann hvilket resulterer i en reduksjon av vannforbruket. Further advantages of the present invention are achieved in that the operable acid range for the foam flotation process is extended. The operating acidity is flexible and lies in an appropriate range. The Pb/Ag cake can be added directly as a raw material for the flotation without water washing or neutralization. There is therefore no need for a neutralization device or diluting water, which results in a reduction of water consumption.

Fig. 1 viser et skjematisk flytdiagram for fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse. Fig. 1 shows a schematic flow diagram for the method according to the present invention.

Som vist i fig. 1 blandes råmaterialet Pb/Ag-kaken (1) omhyggelig med et resirkuleringsfilterpresse-filtrat (20), sentrifugeseparatorsupernatant (19), vann (3) og svovelsyre (2) i "repulper"-enheten (5) for å oppnå oppslemmingstil-stand. Konsentasjonen av oppslemmingen ved dette punktet er 300-600 g/l og konsentrasjonen av svovelsyren er 50-120 g/l. Denne oppslemmingen flyter til kondisjoneringsenheten (6) hvor vann og avgang fra rensecellen (12) videre tilsettes for å bringe konsentrasjonen av svovelsyre til området 10-70 g/l. I tilfeller hvor sulfidiseringsmiddel er påkrevet, tilsettes dette i området på 0,2-4,0 g/l til oppslemmingen, og konsentrasjonen av oppslemmingen kontrolleres endelig til 100-300 g/l. As shown in fig. 1, the raw material Pb/Ag cake (1) is carefully mixed with a recycle filter press filtrate (20), centrifuge separator supernatant (19), water (3) and sulfuric acid (2) in the "repulper" unit (5) to achieve a slurry state . The concentration of the slurry at this point is 300-600 g/l and the concentration of the sulfuric acid is 50-120 g/l. This slurry flows to the conditioning unit (6) where water and effluent from the purification cell (12) are further added to bring the concentration of sulfuric acid to the range of 10-70 g/l. In cases where a sulphiding agent is required, this is added in the range of 0.2-4.0 g/l to the slurry, and the concentration of the slurry is finally controlled to 100-300 g/l.

Pb/Ag-kakeoppslemmingen med innstilt svovelsyrekonsentrasjon og oppslemmingskonsentrasjon føres til skumflotasjonscellen (7, 8 og 12) hvor flotasjon finner sted. Flotasjonsoperasjonen utføres vanligvis ved å boble luft i området 600-800 Nm<3> pr. tonn Pb/Ag-kake. Flotasjonscellen er ikke av spesiell utforming, men standard fIotasjonsutstyr kan anvendes. For å øke utbyttet av sølv som et sluttprodukt utføres den første flotasjonen i "rougher"-cellen (7) og avganger fra "rougher"-celleh skummes igjen i lutrecellen (8). Det floterte skummet fra "rougher"-cellen (7) og lutrecellen (8) samles ved skummetanken (11) og føres deretter til rensecellen (12) for den endelige renseflotasjonen. Skummet (17) fra rensecellen (12) underkastes faststof f-vaeskeseparasjon ved sedimenta-sjonsinnretningen (13) og sentrifugeseparatoren (14) for å oppnå sølvkonsentrat (23) som et sluttprodukt, og avgangen returneres til "repulper"-enheten (5) for å utvinne det gjenværende sølvet igjen. The Pb/Ag cake slurry with set sulfuric acid concentration and slurry concentration is fed to the foam flotation cell (7, 8 and 12) where flotation takes place. The flotation operation is usually carried out by bubbling air in the range of 600-800 Nm<3> per tonnes of Pb/Ag cake. The flotation cell is not of a special design, but standard flotation equipment can be used. In order to increase the yield of silver as a final product, the first flotation is carried out in the "rougher" cell (7) and waste from the "rougher" cell is skimmed again in the lute cell (8). The floated foam from the "rougher" cell (7) and the filter cell (8) is collected at the foam tank (11) and then fed to the cleaning cell (12) for the final cleaning flotation. The foam (17) from the cleaning cell (12) is subjected to solid-liquid separation by the sedimentation device (13) and the centrifuge separator (14) to obtain silver concentrate (23) as a final product, and the waste is returned to the "repulper" unit (5) for to extract the remaining silver again.

Avgangen fra lutrecellen (8) samles i avgangstanken (9), faststoff-væske separert i filterpressen (1) og avgangsresten (22) tømmes som avfall og filtratet resirkuleres delvis. The effluent from the leach cell (8) is collected in the effluent tank (9), solid-liquid separated in the filter press (1) and the effluent residue (22) is emptied as waste and the filtrate is partly recycled.

Den typiske sammensetningen av Pb/Ag-kaken som benyttes som et råmateriale for fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse er 3-15$ Zn, 3-13$ Fe, 15-35$ Pb, 12-18$ S og 200-1500 g/tonn Ag. The typical composition of the Pb/Ag cake used as a raw material for the method according to the present invention is 3-15$ Zn, 3-13$ Fe, 15-35$ Pb, 12-18$ S and 200-1500 g/ton Ag.

Sølvkonsentratet som oppnås etter flotasjonsoperasjonen inneholder 6000-12 000 g sølv pr. tonn konsentrat og dette representerer et utvinningsomfang på 80-90$. The silver concentrate obtained after the flotation operation contains 6,000-12,000 g of silver per tonne of concentrate and this represents an extraction volume of 80-90$.

De følgende eksemplene illustrerer foreliggende oppfinnelse. The following examples illustrate the present invention.

Eksempel 1 Example 1

2 kg (tørr vekt) Pb/Ag-kake med en sammensetning på 6,2$ sink, 6$ jern, 20,5$ bly, 15,5$ svovel og 802 g/tonn sølv ble blandet med 9 1 vann og 350 g svovelsyre i 5 minutter slik at det ble oppnådd en oppslemming med konsentrasjon 200 g/tonn og aciditet ca. 50 g/l ved hjelp av H2SO4. 2 kg (dry weight) Pb/Ag cake with a composition of 6.2$ zinc, 6$ iron, 20.5$ lead, 15.5$ sulfur and 802 g/t silver was mixed with 9 1 water and 350 g sulfuric acid for 5 minutes so that a slurry with a concentration of 200 g/tonne and an acidity of approx. 50 g/l using H2SO4.

Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i en laboratorieflotasjonscelle og skumflotert med luftbobling i 10 minutter og det floterte skummet ble samlet. Etter vasking av skummet med vann og separering av faststoff-væske ble det oppnådd 140 g sølvkonsentrat, den genererte fIotasjonsavgangsresten utgjorde 1820 g. The resulting slurry was placed in a laboratory flotation cell and foam floated with air bubbling for 10 minutes and the floated foam was collected. After washing the foam with water and separating the solid-liquid, 140 g of silver concentrate was obtained, the generated flotation residue amounted to 1820 g.

Sammensetningene av sølvkonsentratet og flotasjonsavgangs-resten var som følger: The compositions of the silver concentrate and the flotation tailings were as follows:

Eksempel 2 Example 2

2 kg av den samme Pb/Ag-kaken som ble benyttet i eksempel 1 ble blandet med 9,5 1 vann og 50 g svovelsyre i 3 minutter slik at det ble oppnådd en oppslemming med konsentrasjon ca. 200 g/l og aciditet ca. 17 g/l H2S04. Deretter ble 200 ml 3$ NaSH tilsatt som et sulfidiseringsmiddel og blandingen ble fortsatt i ytterligere 3 minutter. Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i en laboratorieflotasjonscelle og flotert ved bobling, og det floterte skummet ble samlet. Etter vasking av skummet og separasjon av faststoff-væske ble det oppnådd 148 g sølvkonsentrat. Videre ble det dannet 1859 g flotert avgangsrest. Sammensetningen av sølvkonsentratet og den floterte avgangsresten var som følger: 2 kg of the same Pb/Ag cake that was used in example 1 was mixed with 9.5 l of water and 50 g of sulfuric acid for 3 minutes so that a slurry with a concentration of approx. 200 g/l and acidity approx. 17 g/l H2SO4. Then 200 mL of 3$ NaSH was added as a sulfidizing agent and mixing was continued for another 3 minutes. The resulting slurry was placed in a laboratory flotation cell and floated by bubbling, and the floated foam was collected. After washing the foam and separation of solid-liquid, 148 g of silver concentrate was obtained. Furthermore, 1859 g of floated tailings were formed. The composition of the silver concentrate and the floated tailings was as follows:

Eksempel 3 Example 3

3 kg Pb/Ag-kake (tørrvekt) inneholdende 9,5$ Zn, 8,8$ Fe, 19,5$ Pb, 14,2$ S og 704 g/tonn Ag ble blandet med 20 1 vann og 250 g H2SO4 i 5 minutter under omrøring for å fremstille 3 kg Pb/Ag cake (dry weight) containing 9.5$ Zn, 8.8$ Fe, 19.5$ Pb, 14.2$ S and 704 g/ton Ag was mixed with 20 L water and 250 g H2SO4 for 5 minutes while stirring to prepare

oppslemmingen med konsentrasjon 150 g/l og aciditet på ca. 30 g/l. Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i labora-toriecellen og flotert ved bobling i ca. 10 minutter. Det samlede floterte skummet ble vasket og faststoff-væske-separert slik at det ble oppnådd 195 g sølvkonsentrat. Videre ble det dannet 2765 g av flotert avgangsrest. Sammensetningen av sølvkonsentratet og den floterte avgangsresten var som følger: the slurry with a concentration of 150 g/l and an acidity of approx. 30 g/l. The resulting slurry was placed in the laboratory cell and floated by bubbling for approx. 10 minutes. The combined floated foam was washed and solid-liquid separated so that 195 g of silver concentrate was obtained. Furthermore, 2765 g of floated tailings were formed. The composition of the silver concentrate and the floated tailings was as follows:

Claims

1. Foam flotation method for extracting silver from the Pb/Ag cake formed by hydrometallurgical zinc refining, characterized in that it includes the flotation being carried out using sulfuric acid as a flotation agent, or sulfuric acid and sulphidizing agent, at a sulfuric acid concentration of 10-70 g/l as a strongly acidic condition , and at a slurry concentration of 100-300 g/l.

2. Method according to claim 1, characterized in that H2S, Na£S and/or NaSH are added to the slurry as a sulfidizing agent in the range 0.2-4.0 g/l.

3. Method according to claim 1, characterized in that the sulfuric acid is made up of the sum of sulfuric acid originally found in the Pb/Ag cake, sulfuric acid added to the "repulper" unit and sulfuric acid contained in the recycling liquid which is the filter press filtrate or the centrifuge separator supernatant.