NO311368B1 - Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater, og en fremgangsmåte for utlutning avsinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid - Google Patents
Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater, og en fremgangsmåte for utlutning avsinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid Download PDFInfo
- Publication number
- NO311368B1 NO311368B1 NO19960771A NO960771A NO311368B1 NO 311368 B1 NO311368 B1 NO 311368B1 NO 19960771 A NO19960771 A NO 19960771A NO 960771 A NO960771 A NO 960771A NO 311368 B1 NO311368 B1 NO 311368B1
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- iron
- rich
- ferrite
- leaching
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 145
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 137
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 137
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 120
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 73
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 66
- WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N zinc ferrite Chemical compound O=[Zn].O=[Fe]O[Fe]=O WGEATSXPYVGFCC-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 33
- 229910001308 Zinc ferrite Inorganic materials 0.000 title claims description 27
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 24
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 title claims description 17
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims description 16
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 16
- 230000008569 process Effects 0.000 title claims description 12
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 title 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 233
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 101
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 45
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 45
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 45
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 32
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 claims description 64
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 58
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 52
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 52
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 52
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 17
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 claims description 11
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 10
- 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 8
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 claims description 8
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011019 hematite Substances 0.000 claims description 7
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 claims description 7
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 7
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 7
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 5
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 5
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 5
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims description 5
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims description 3
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims description 2
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N iron zinc Chemical compound [Fe].[Zn] KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 abstract description 6
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 43
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 26
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 15
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 13
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 8
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 7
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 6
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 6
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 6
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 5
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 5
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 5
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 4
- 230000008859 change Effects 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 4
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 4
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 4
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 4
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 description 4
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006978 adaptation Effects 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000012937 correction Methods 0.000 description 2
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 2
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 2
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000010992 reflux Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 150000003463 sulfur Chemical class 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- 239000002562 thickening agent 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
- 239000005569 Iron sulphate Substances 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000002148 esters Chemical class 0.000 description 1
- 208000021302 gastroesophageal reflux disease Diseases 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 1
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000000523 sample Substances 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 description 1
- 239000010944 silver (metal) Substances 0.000 description 1
- 229940100890 silver compound Drugs 0.000 description 1
- 150000003379 silver compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HSYFJDYGOJKZCL-UHFFFAOYSA-L zinc;sulfite Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])=O HSYFJDYGOJKZCL-UHFFFAOYSA-L 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
-
- 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
- C22B19/02—Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
-
- 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)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
En del av konsentratene røstes og en del av den resulterende kalsinen utsettes for et nøytralt utlutningstrinn. En annen del av konsentratene utlutes direkte i et surt medium ved tilstedeværelsen av oksygen og under atmosfæriske betingelser sammen med minst en del av den nøytrale utlutningsresten. Den sinkrike og jernrike oppløsningen som oppnås fra syreutlutningen nøytraliseres med en annen del av kalsinen, jernet fjernes, og oppløsningen anvendes på nytt i det nøytrale utlutningstrinnet. Fremgangsmåten gjør det mulig gradvis å øke kapasiteten av et eksisterende sinkanlegg i henhold til etterspørselen, mens kapitalkostnader fordelaktig kan strekke seg utover tid.
Description
Den foreliggende oppfinnelsen angår en fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater samt en fremgangsmåte for utlutning av sinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid.
Fremgangsmåten for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater innbefatter de følgende operasjonene:
(a) røsting av en del av konsentratene for å produsere kalsin,
(b) nøytral utlutning av kalsin produsert i operasjon (a) med en oppløsning av svovelsyre, som returnerer fra elektrolyse, for å produsere en lut, som er rik på sink og i alt vesentlig fri for jern, som separeres, og en sinkferrittrest, som separeres, (c) utlutning av en annen del av konsentratene og av minst én del av sinkferrittresten produsert i operasjon (b) med en svovelsyreopp-løsning, som returnerer fra elektrolyse, ved 60-95°C ved et trykk som er lik eller forskjellig med mindre enn 20 kPa fra atmosfæretrykk og ved tilstedeværelse av findispergert oksygen for å produsere en lut som er rik på sink og jern, som separeres, og en utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres, hvor mengdene av konsentrater og sinkferritt som er anvendt i operasjon (c) er slik at molforholdet mellom jernet i ferritten og det reaktive svovelet i konsentratene er minst 0,2, og det reaktive svovelet er svovelet som er tilstede i formen av sulfid, og som kan bli omdannet til elementært svovel av jernsulfatet, (d) kondisjonering, som en forberedelse til den følgende operasjonen, av
luten, som er rik på sink og jern, produsert i operasjon (c),
(e) bunnfelling av størsteparten av jernet i oppløsningen kondisjonert i operasjon (d) for å produsere en oppløsning, som er rik på sink og fortynnet med hensyn på jern, og et ferrojern-bunnfall, som separeres, og (f) innføring av oppløsningen, som er rik på sink og fortynnet med hensyn
på jern, i den nøytrale utlutningen i (b).
Det følgende vil forstås her:
"sinksulfidkonsentrat": et konsentrat inneholdende, i formen av
sulfider, hovedsakelig sink og jern og i mindre mengder kobber, sølv og/eller bly; "reaktivt svovel": svovelet tilstede i form av sulfid i sinksulfid-
konsentratene og i utlutningsresten som er rik på sink (et uttrykk som anvendes senere) og som kan bli oksidert av jernsulfat ifølge reaksjonen:
hvor Me er Zn, Fe, Cu, Pb eller Ag.
(det reaktive svovelet består generelt av alt det svovelet som er tilstede i form av sulfid minus pyrittsvovelet)
Ved anvendelse av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen oppnås det derfor en lut som er rik på sink og i alt vesentlig fritt for jern, en utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink og et jernholdig bunnfall.
Denne luten kan bli renset og deretter utsatt for elektrolyse for å ekstrahere sink fra den. Utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink og som inneholder svovel, blysulfater, sølvforbindelser, uoppløste sulfider (pyritter) og avfallsprodukter, kan utsettes for en passende behandling for å ekstrahere svovelet og de verdifulle metallene fra den. Det jernholdige bunnfallet kan bli lagret, eller når det er rent nok, bli anvendt som pigment eller som jern-kilde i stålindustrien.
En fremgangsmåte som angitt ovenfor er beskrevet i EP-A-0451456.1 denne kjente fremgangsmåten utlutes all fremstilt kalsin i operasjon (a) i operasjon (b) og alt av den fremstilte ferritten i operasjon (b) utlutes i operasjon (c) ved anvendelse av et konsentrat:ferritt-forhold slik at 15-20% av det treverdige jernet, som er nødvendig for oksidasjonen ifølge reaksjon (I) av det reaktive svovelet som er tilstede i konsentratet, kommer fra utlutningen av ferritten ifølge reaksjonen
Resten av det treverdige jernet som er nødvendig for oksidasjonen av det reaktive svovelet oppnås ved reaksjonen
Det foreslås å arbeide i (c) på en slik måte at luten som er rik på sink og jern har et svovelsyreinnhold på 10-25 g/l og et Fe^<+.>innhold på mindre enn 10 g/l, som åpenbart er uoppnåelig i et enkelt utlutningstrinn. Dette er grunnen til at utlutningen i (c) utføres i to trinn.
I det første trinnet behandles sinkferritten og en utlutningsrest som er rik på sink, fremstilt i det andre trinnet, med oppløsningen av syre som returnerer fra elektrolysen for slik å fremstille en primær lut som inneholder 50-90 g/l H2SO4 og utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres. Intet oksygen anvendes i dette første utlutningstrinnet, og dette gjøres for at anvendelsen i dette trinnet av enklere reaktortyper enn det andre trinnet skal være mulig. Involveringen av reaksjon (III) er derfor ikke aktuell i det første trinnet.
I det andre trinnet behandles konsentratene med den primære luten ved tilstedeværelsen av findispergert oksygen for å fremstille, ved reaksjoner I og III, en lut som er rik på sink og jern og en utlutningsrest som er rik på sink. Ved slutten av dette andre trinnet utføres operasjon (d) ved å tilsette en mindre mengde av nytt konsentrat til utlutningsmassen for å omdanne jernsulfat til ferrosulfat ved reaksjon (I). Operasjon (d) er derfor innarbeidet i operasjon (c) og, som et resultat av det andre utlutningstrinnet, oppnås utlutningsresten som er rik på sink, som separeres, og som resirkuleres til det første trinnet, og det oppnås en lut som er rik på sink og jern, som allerede er kondisjonert.
Operasjon (e) utføres ved tilsetning av mer konsentrat til den kondisjonerte oppløsningen og så ved bunnfelling av jernet i hematittform ved oksidasjon i en autoklav.
Dette produserer på den ene siden den nevnte oppløsningen som er rik på sink og fortynnet med hensyn på jern og på den annen side et bunnfall av hematitt inneholdende en mindre mengde av grunnstoffet svovel og av sulfider. Dette svovelet og disse sulfider separeres deretter fra hematittet ved flotasjon. Grunnen til at konsentratet anvendes i operasjon (c) er ikke gitt. En mulig forklaring kan være at surheten av den kondisjonerte oppløsningen er for høy til at man kan få en egnet bunnfelling av jernet, og på grunn av dette tilsettes konsentratet som nøytraliseringsmiddel (reaksjoner (I) og (II)).
For disse kjente fremgangsmåter er det derfor nødvendig å utlute i to trinn,
og siden arbeidet utføres med et konsentrat:ferritt-forhold slik at 15-20% av det treverdige jernet, som er nødvendig for oksidasjonen ifølge reaksjon (I)
av det reaktive svovelet som er tilstede i konsentratet, kommer fra utlutningen av ferrittet ifølge reaksjon (II) og at oksygen ikke anvendes i det første utlutningstrinnet, er det nødvendig å oksidere 80-85% av det reaktive svovelet i det andre utlutningstrinnet ved anvendelse av treverdig jern oppnådd ved reaksjon (III), når hensikten er et sinkutlutningsutbytte som er nær 100%.
Imidlertid har man kommet frem til at under disse betingelsene går det andre utlutningstrinnet veldig sakte, og dette er åpenbart en stor ulempe. En annen ulempe av denne kjente fremgangsmåten ligger i at operasjon (c) ikke er lett å kontrollere fordi utlutningsutbyttet bare bestemmes ved forholdet av det reaktive svovelet og sinkferritten som innføres i det første utlutningstrinnet og fordi systemet reagerer veldig sakte mot korrigering som gjøres med dette forholdet.
Videre vil nesten alltid anvendelsen av denne kjente fremgangsmåten i eksisterende hydrometallurgiske sinkanlegg medføre en betydelig investering for kjøp av autoklaver som er nødvendige for operasjon (e). Det er slik at det finnes bare to anlegg i verden som lager hematitt og som derfor allerede er utstyrt med slike autoklaver. Alle de andre lager jarositt eller goetitt under atmosfæriske betingelser og er derfor ikke utstyrt med slike autoklaver.
Dessuten utlutes i denne kjente fremgangsmåten alt av det fremstilte ferrittet
i operasjon (b) i (c) mens man anvender et konsentrat:ferritt-forhold slik at 15-20% av det treverdige jernet, som er nødvendig for oksidasjon av det reaktive svovelet, kommer fra utlutningen av ferritten. Installasjonen av denne prosessen i et eksisterende anlegg, og røstingskapasiteten som ganske logisk ville opprettholdes ved det eksisterende nivået, ville måtte resultere straks i tilnærmelsesvis dobling av anleggets kapasitet. Imidlertid vil det ofte være ubeleilig med en økning i kapasiteten av et eksisterende anlegg som er så betydelig som dette alt på en gang, og som uunngåelig vil føre til betyde-lige investeringer. Prosessen mangler derfor noe fleksibilitetsgrad.
Videre fremstiller denne kjente prosessen et hematitt som er forurenset med svovel og sulfider.
Hensikten med den foreliggende oppfinnelsen er å tilveiebringe en fremgangsmåte som angitt ovenfor, som unngår ulempene med de kjente fremgangsmåtene.
Oppfinnelsen er kjennetegnet ved at
1) bare en del av kalsinen produsert i operasjon (a) utlutes i operasjon (b),
2) utlutningen i (c) utføres
enten i et enkelt trinn, hvor arbeidet utføres slik at luten som er rik på sink og jern har et svovelsyreinnhold på 45-75 g/l, fortrinnsvis 55-65 g/l, og et Fettinnhold på 1-10 g/l, fortrinnsvis 2-5 g/l,
eller i to trinn, hvor arbeidet utføres slik at luten, som er rik med hensyn på sink og jern, har et svovelsyreinnhold på 10-35 g/l, fortrinnsvis 10-25 g/l, og et Fe<3+->innhold på 0,1-2 g/l, fortrinnsvis 0,5-1 g/l, hvor det første trinnet innbefatter behandling av sinkferritten og en utlutningsrest, som er rik på sink, produsert i det andre trinnet, med oppløsningen av svovelsyre, som returnerer fra elektrolyse, ved tilstedeværelsen av findispergert oksygen for å produsere en primærlut og den nevnte utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres, og det andre trinnet som innbefatter behandling av konsentratene med den nevnte primærluten ved tilstedeværelsen av findispergert oksygen for å produsere den nevnte luten, som er rik på sink og jern, og den nevnte utlutningsresten, som er rik på sink, som separeres, og dette andre trinnet utføres ved betingelser slik at mindre enn 60% og fortrinnsvis mindre enn 50% av det reaktive svovelet oksideres deri og at utlutningsresten, som er rik på sink, produsert deri har et reaktivt svovelinnhold som er betydelig høyere enn det som kan bli oksidert i det første trinnet av jernet i ferritten,
3) operasjon (d) utføres ved å behandle luten, som er rik på sink og jern, med enda en annen del av konsentratene for å returnere dets Fe^<+->inn-hold under 5 g/l og fortrinnsvis til 1-3 g/l, hvor det er mulig for denne reduksjonsbehandlingen å bli utelatt når luten, som er rik på sink og jern, allerede har et Fe<3+->innhold på mindre enn 5 g/l, og ved å behandle oppløsningen med lavt Fe<3+->innhold med en annen del av kalsinen produsert i operasjon (a), for å returnere det frie H2SO4-innholdet av denne oppløsningen under 10 g/l og fortrinnsvis til 3-5 g/l, og denne nøytraliseringsbehandlingen produserer, på den ene siden, en sinkferrittrest, som separeres, og som deretter behandles på samme måte som ferritten produsert i operasjon (b) og, på den annen side, en kondisjonert oppløsning, 4) operasjon (e) utføres ved bunnfelling av jernet på en måte som er kjent i og for seg i formen av goetitt, hematitt, jarositt eller annen forbindelse som har egnet filtrerbarhet, og dette er i fraværet av sinksulfidkonsentrat, og
5) utlutningen i operasjon (c) utføres på
enten all ferrittresten som er produsert i operasjonene (b) og (d),
eller bare en del av denne feritten, hvor den gjenværende delen av denne ferritten behandles separat på en måte som er kjent i og for seg ved varm, sur utlutning, og denne behandling produserer en annen lut som er rik på sink og jern, og denne oppløsningen utsettes for operasjonene (d), (e) og (f) sammen med luten, som er rik på sink og jern, produsert i operasjon (c).
Ved å utlute i operasjon (b) bare en del av den produserte kalsinen i operasjon (a), er det mulig å anvende en annen del av denne kalsinen i operasjon (d).
Ved å utføre denne operasjonen (c) som angitt i (2), forkortes utlutningstiden betydelig, uavhengig om man arbeider i bare ett eller i to trinn, som det skal vises senere, og denne operasjon (c) kan lett kontrolleres, gitt at utlutningsutbyttet nå bestemmes av mengden av anvendt oksygen og av at systemet reagerer omgående for korreksjoner som gjøres for denne para-meter.
Ved å utføre denne operasjon (d) som angitt i (3), oppnås en kondisjonert oppløsning hvor jernet kan bli bunnfelt ved en hvilken som helst konvensjo-nell oksidasjon og hydrolyseteknikk, og dette ble gjort med et minimum av nøytraliseringsmiddel, når goetitt eller jarositt bunnfelles, og uten at det er nødvendig å tilsette sinksulfidkonsentrat, når hematitt bunnfelles.
Ved å utføre denne operasjon (e) som angitt i (4), kan fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen bli installert i et hvilket som helst eksisterende hydrometallur-gisk sinkanlegg, uten at dette nødvendigvis medfører en stor investering.
På grunn av dens karakteristikk som angitt i (5), gjør fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen det mulig å øke gradvis kapasiteten av et eksisterende anlegg, og dette er i henhold til behovene og med en fordelaktig oppstilling av investeringskostnadene.
US-A-3976743, US-A-4107265 og BE-A-724214 beskriver fremgangsmåter for behandlingen av sinkferritt som gjør bruk av reaksjoner (I) og (II), men ikke av reaksjon (III). Disse kjente fremgangsmåtene gjør det ikke mulig å øke kapasiteten av de eksisterende sinkanleggene som produserer ferritt, fordi alle disse anleggene allerede benytter reaksjoner (I) og (II) på en eller annen måte.
WO-A-91/09146 beskriver en fremgangsmåte for behandlingen av sinkferritt som innbefatter suksessivt utlutning av ferritten med syre som returnerer fra elektrolyse (reaksjon II), partiell nøytralisering av restsyren ved tilsats av ZnS-konsentrat ved tilstedeværelsen av oksygen (reaksjoner I og III), reduksjon av det treverdige jern ved tilsetning av konsentrat (reaksjon I), flotasjon av massen for å separere det fra svovel og ureagert konsentrat, behandling av flotasjonsresten med SO2 for ytterligere å utlute jernet, sinken og forurensningene, behandling av massen som resulterer derfra med svovel for å bunnfelle kobberet, flotasjon av massen for å separere fra den et kobbersulfidkonsentrat, flotasjon av massen og bunnfelling av jernet i den resulterende oppløsningen. Disse kjente fremgangsmåtene skiller seg fra fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen ikke bare ved dens kompleksitet, men også ved at reaksjon (II) anvendes før reaksjoner (I) og (III), som forlenger utlutningstiden.
US-A-4510028 og EP-A-0071684 beskriver en fremgangsmåte for behandlingen av sinkferritt ved sur utlutning i ett eller to trinn, ved tilstedeværelsen av konsentrat og med oksygen under trykk ved 135-175°C (reaksjoner I, II og III). Ferritt:konsentrat-forholdet må være slik at sinken i ferritten er i en mengde på 5-40% og fortrinnsvis 5-20% av all sinken i ferritten og i konsentratet. I motsetning til fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen krever denne kjente fremgangsmåten derfor autoklaver for utlutning av ferritten og konsentratet. Siden denne kjente fremgangsmåten gir de beste resultatene med et lavt ferritt:konsentrat-forhold, vil dessuten dens installering i et eksisterende anlegg som produserer ferritt straks betydelig øke kapasiteten av dette anlegget, som ofte ikke er beleilig.
EP-A-0166710 beskriver en fremgangsmåte som angitt i begynnelsen av denne søknaden, unntatt at det anvendte konsentrat:ferritt-forholdet i operasjon (c) ikke er spesifisert, at operasjon (c) utføres delvis under trykk og at operasjon (d) utelates. I denne kjente prosessen utlutes en del av den produserte kalsinen i operasjon (a) i operasjon (b), og alt av den produserte ferritten i operasjon (b) utlutes i operasjon (c). Operasjon (c) utføres i tre trinn. I det første trinnet behandles ferritten og en utlutningsrest som er relativt fortynnet med hensyn på sink, produsert i det andre trinnet, med syre som returnerer fra elektrolyse ved tilstedeværelsen av oksygen og under atmosfæriske betingelser for å produsere en primær lut og en utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres. I det andre trinnet behandles en utlutningsrest som er rik på sink, produsert i det første trinnet, og eventuelt konsentrat, med den nevnte primære luten ved tilstedeværelsen av oksygen og ved 120-160°C, dvs. i en autoklav eller ekvivalent apparat for å produsere en sekundær lut og den nevnte resten som er relativt fortynnet med hensyn på sink, som separeres. I det tredje trinnet behandles konsentrat med den nevnte sekundære luten ved tilstedeværelsen av oksygen og under atmosfæriske betingelser for å produsere en lut som er rik på sink og jern og den nevnte utlutningsresten som er rik på sink, som separeres. Arbeidet gjøres slik at luten som er rik på sink og jern har et syreinnhold på 4-8 g/l. Denne oppløs-ningen utsettes direkte for operasjon (e), som består i bunnfelling av jernet i form av goetitt, ved anvendelse som nøytraliseringsmiddel den andre delen av den produserte kalsinen i (a). Denne kjente fremgangsmåten skiller seg fra fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen ikke bare i fravær av operasjon (d) og kompleksiteten av operasjon (c), hvor anvendelsen i tillegg krever en autoklav eller ekvivalent apparat, men også ved at praktisk talt alt av syren utnyt-tes fullstendig i operasjon (c) ved reaksjonene (I) og (III). Imidlertid har det vist seg at den totale varigheten av operasjon (c) således forlenges i betydelig grad. Som i denne kjente fremgangsmåten, anvendes dessuten den andre delen av den produserte kalsinen i (a) som nøytraliseringsmiddel i (e), og goetitt inneholdende en betydelig mengde sinkferritt produseres nødvendigvis, og dette kan bli unngått i fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen.
US-A-4004991 beskriver en fremgangsmåte for ekstraksjonen av sink fra sulfidkonsentrater, hvor konsentratene utlutes i to trinn motstrøms med syren som returnerer fra elektrolysen ved tilstedeværelsen av oksygen ved 135-175°C, dvs. i en autoklav. Da denne kjente fremgangsmåten ikke innbefatter operasjonene (a) og (b), ligger det eneste fellestrekk mellom denne fremgangsmåten og fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen i at en utlutning utføres i to trinn med syre som returnerer fra elektrolyse.
Når operasjon (e) utelukkes, sørger fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen for fire forskjellige ruter, som vil bli kalt "varianter" under: - første variant: utførelse av operasjon (c) i et enkelt trinn med bare en del av den produserte ferrittresten i operasjoner (b) og (d), - andre variant: utførelse av operasjon (c) i et enkelt trinn med alt av den"—
produserte ferrittresten i operasjoner (b) og (d), - tredje variant: utførelse av operasjon (c) i to trinn med bare en del av ferritten, - fjerde variant: utførelse av operasjon (c) i to trinn med alt av ferritten.
Under arbeid ved sammenlignbare betingelser (det samme konsentrat og den samme mengden av konsentrat anvendt i (a), det samme molforholdet mellom jern i ferritten og det reaktive svovelet i konsentratet anvendt i (c) og, når de første og de tredje variantene anvendes, den samme fraksjonen av ferritt anvendt i (c)), vil sinkutførselsen være den laveste i den første varianten og den høyeste i den fjerde. I de første og tredje variantene, kan sinkutførselen bli variert med fraksjonen av ferritt anvendt i (c). I hver av de fire variantene kan også sinkutførselen bli variert ved å modifisere det nevnte molforholdet. Som allerede angitt ovenfor, gjør allerede den konvensjonelle fremgangsmåten for ekstraksjonen av sink anvendt i de eksisterende anleggene som lager ferritt bruk av reaksjonene (I) og (II). Økningen i utførselen som oppnås ved å erstatte fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen med den konvensjonelle fremgangsmåten i disse anleggene, vil derfor knyttes sammen ialt vesentlig med mengden av oppløst sink i (c) ved reaksjonene (I) og (III). Den første varianten vil derfor bli anvendt når det er ment å produsere en relativt liten kapasitetsøkning (f.eks. fra 5 til 10%) eller når det er ment å produsere et fortløpende antall økninger av mindre mengde. Den andre varianten vil bli anvendt for å øke anleggets kapasitet betydelig, og den fjerde når det er ment å øke kapasiteten ytterligere. Den tredje varianten vil normalt bli anvendt bare når det er ment, uansett årsak, å fortsette en behandling av ferritten ved den konvensjonelle ruten og samtidig å trekke maksimal profitt fra fraksjonen av ferritt anvendt i (c).
Molforholdet mellom jernet i sinkferritten og det reaktive svovelet i konsentratet er minst 0,2, og fortrinnsvis minst 0,3, ved at hastigheten for utlutningen i (c) ikke skulle bli for lav. Det er åpenbart at dette forholdet må være lavere enn 2 for at det fremdeles kan være mulig å ty til reaksjonen (III). I
den fjerde varianten vil dette forholdet fordelaktig være lik med eller lavere enn 0,6, fortrinnsvis lik med eller lavere enn 0,4, for at sinkutførselen skal være ved et maksimum.
Dette forholdet på < 0,6 egner seg videre også i tilfellet for de andre varian-— tene.
Med hensyn på betingelsene for utlutningen i et trinn (første og andre varianter):
- H2S04-innholdet i utlutningen som er rik på sink og jern er minst 45 g/l
og fortrinnsvis minst 55 g/l; ellers er det en risiko for bunnfelling av bly og sølvjarositter som ikke bare interfererer med selve utlutningen, men kan dessuten i det etterfølgende være uheldig for utvinningen av edelmetaller fra sinkresten; videre kompliserer også et for lavt syreinnhold separasjonen av resten som er fortynnet med hensyn på sink fra luten; - H2S04-innholdet i luten er ikke høyere enn 75 g/l og fortrinnsvis ikke høyere enn 65 g/l; ellers må for mye kalsin anvendes i (d); - Fe<3+->innholdet i luten er 1-10 g/l, fortrinnsvis 2-5 g/l, fordi under disse betingelsene er utlutningshastigheten og utbyttet optimalt.
Det er særlig nyttig å ta hensyn til at den treverdige jernkonsentrasjonen ikke faller under ca. 0,1 g/l, fortrinnsvis ikke under 0,2 g/l, under startfasen for utlutningen. Hvis det er et fall under ca. 0,1 g/l av Fe^<+>, er det en risiko ikke bare for korrosjonsproblemer, særlig med stål som vanligvis anvendes for konstruksjonen av utlutningsutstyr, men også for dannelse av H2S og at kobberet forsvinner fra oppløsningen, hvor kobberet katalyserer reaksjon III. For å unngå disse problemer må massens spenning være minst 530 mV (SHE) og fortrinnsvis minst 560 mV. Det er også fordelaktig å iaktta at massens spenning ikke stiger over 640 mV i den nevnte startfasen, fordi ferritt ikke opp-løses så raskt over 610 mV.
Det er derfor viktig å sjekke meget nøye, særlig ved anvendelse av spenningsmålinger, den treverdige jernkonsentrasjonen av oppløsningen i de forskjellige faser av utlutningen og nødvendigvis justere denne konsentrasjonen ved å modifisere strømhastigheten av oksygen og/eller temperaturen. En reduksjon i temperaturen gjør det reaktive svovelet mindre reduserende
og derfor mindre krevende for treverdig jern.
Med hensyn på betingelsene for utlutning i to trinn (tredje og fjerde varianter): - H2S04-innholdet i luten som er rik på sink og jern er minst 10 g/l; ellers forlenges utlutningstiden betydelig; - H2SC>4-innholdet i den nevnte luten er ikke høyere enn 35 g/l, fortrinnsvis ikke høyere enn 25 g/l; ellers må det anvendes for mye kalsin i (d); - Fe<3+->innholdet i den nevnte luten er 0,1-2 g/l, fortrinnsvis 0,5-1 g/l, hvis det synker under 0,1 g/l av Fe<3+>, er det sannsynlig at man har de ovennevnte problemene; på den andre siden, hvis det er en stigning over 2 g/l av Fe<3+>, er det sannsynlig at bly og sølvjarositter dannes, og dette gjør separasjonen.av utlutningsresten som er rik på sink fra luten som er rik på sink og jern mye vanskeligere.
Det er fordelaktig å oksidere minst 30%, fortrinnsvis minst 40% av det reaktive svovelet i det andre utlutningstrinnet. Hvis mindre enn 30% av dette svovelet oksideres i det andre trinnet, er det sannsynlig at det forbrukes for mye syre i det første utlutningstrinnet, og således kan bly og sølvjarositter dannes. Dette ikke bare interferer med selve utlutningen, men kan også være uheldig for utvinningen av de verdifulle metallene fra utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink.
Det er særlig nyttig å utføre det første utlutningstrinnet slik at den treverdige jernkonsentrasjonen av oppløsningen, som nødvendigvis vil være lav under startfasen av dette trinnet, når en verdi på 2-10 g/l, fortrinnsvis 3-7 g/l, i sluttfasen av dette trinnet. Det er under disse betingelsene at utlutningshastigheten og utbyttet blir optimale.
Det er videre viktig å passe på at den treverdige jernkonsentrasjonen ikke synker under 0,1 g/l, fortrinnsvis ikke under 0,2 g/l, under startfasen, fordi det ellers er sannsynlig å få de ovennevnte problemene: korrosjon, dannelse av H2S og mindre kobber i oppløsningen. Det er derfor viktig å observere at spenningen er minst 530 mV og fortrinnsvis minst 560 mV i startfasen, og det er også viktig å kontrollere meget nøye, spesielt ved spenningsmålinger, den treverdige jernkonsentrasjonen i oppløsningen i de andre fasene av det første utlutningstrinnet og justere denne konsentrasjonen om nødvendig, som angitt ovenfor.
Som allerede angitt ovenfor anbefales det ikke å forbruke for mye syre i det første utlutningstrinnet. Dette trinnet kan avsluttes ved en syrekonsentrasjon på 40-70 g/l, fortrinnsvis 55-65 g/l. Det er derfor viktig å iaktta at mengder av syre, ferritt og svovel (i formen av utlutningsrest som er rik på sink) som-— innføres i det første utlutningstrinnet, er slik at den primære luten har et svovelsyreinnhold på 55-65 g/l. Det andre utlutningstrinnet utføres fortrinnsvis slik at den konstant opprettholder den treverdige jernkonsentrasjonen i oppløsningen ved det ovennevnte nivået på 0,1-2 g/l, fortrinnsvis 0,5-1 g/l,
og dette er en størrelse som unngår de ovennevnte problemene.
Andre detaljer og spesielle trekk ved den foreliggende oppfinnelse vil frem-komme fra beskrivelsen av to utførelsesformer av den foreliggende fremgangsmåten, gitt ved eksempler som er ikke-begrensende og med refe-ranse til figurene som er vedlagt.
I disse figurene:
- fig. 1 viser et diagram av et eksisterende sinkanlegg som anvender den konvensjonelle fremgangsmåten for sinkeks tr aksjon; - fig. 2 viser et diagram for et eksisterende sinkanlegg som har blitt tilpasset for anvendelse av en utførelsesform av den første varianten av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen; - fig. 3 viser et diagram av et eksisterende sinkanlegg som har blitt tilpasset for anvendelse av en utførelsesform av den fjerde varianten av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen; - fig. 4 viser som et diagram det anvendte anlegget for utførelse av operasjonene (c) og (d) i utførelsesformen ifølge fig. 3; og - fig. 5 viser i en større skala og i nærmere detalj en tank av anlegget ifølge fig. 4.
I disse figurer indikerer de samme referansetallene identiske komponenter.
Anlegget vist i fig. 1 mottar et sinksulfidkonsentrat 1 som føde. En del la av dette konsentratet røstes i 2 og en del 3 a av kalsinen som således blir produsert utsettes i 4 for en nøytral utlutning med svovelsyre som returnerer fra elektrolyse. Oppløsningen 5 som forlater 4, som er rik på sink og på jern-fri substans, renses i 6 og elektrolyseres i 7. Resten 8 fra den nøytrale utlutningen, som består i alt vesentlig av sinkferritt og avfallsprodukt, innføres i det første trinnet 9 i en varm, sur utlutning, hvor ferritten utlutes med en sur oppløsning 12 produsert i det andre trinnet 10 i denne varme, sure utlutningen. I det andre trinnet 10 utlutes resten 11 produsert i 9 i et veldig surt medium med syre som returnerer fra elektrolyse. Resten produsert i 10 inneholder avfallsprodukter og uoppløselige forbindelser, spesielt blysulfat. Oppløsningen 13 produsert i 9 er et lut som er rik på sink og jern: ca. 100 g/l Zn, 25-30 g/l Fe<3+> og 50-60 g/l H2SO4. Denne oppløsningen behandles i et reduksjonstrinn 14 med en andre del lb av konsentratet for å returnere dens Fe<3+->innhold under 5 g/l. Resten 15 produsert i 14 resirkuleres i 2 og oppløs-ningen 16 med lavt Fe<3+->innhold, produsert i 14, behandles i et nøytraliser-ingstrinn 17 med en andre del 3b av kalsinen produsert i 2 for å returnere dens syreinnhold under 10 g/l. Ferrittresten 18 produsert i 17 resirkuleres ved 9, og den kondisjonerte oppløsningen 19 produsert i 17 behandles i 20 for å separere mesteparten av jernet fra den, f.eks. i form av goetitt 21.1 dette tilfellet injiseres oksygen i 20 inn i oppløsningen mens den sistnevnte blir nøytralisert, fortrinnsvis med ren kalsin 22 oppnådd ved røsting av rene ZnS-konsentrater, for ikke å miste sink i ferrittform. Oppløsningen 23 produsert i 20, som er en oppløsning rik på sink og fortynnet med hensyn på jern, resirkuleres i 4.
Det er på fagområdet allerede foreslått å modifisere den konvensjonelle fremgangsmåten beskrevet ovenfor for å eliminere reduksjonstrinnet 14 og at den andre delen 2a av konsentratet innføres i det første trinnet 9 i den varme, sure luten, som så blir en varm, reduserende, sur utlutning. Fig. 2 viser anlegget ifølge fig. 1 etter dens tilpasning for anvendelse av den første varianten av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen. En ytterligere mengde lc av konsentratet og en del 8a av ferritten utlutes nå i ett trinn med syren som returneres fra elektrolyse ved tilstedeværelsen av oksygen i 24 (operasjon (c)). Resten 8b av ferriten behandles i 9. Den utlutende resten som er fortynnet med hensyn på sink 25, produsert i 24, behandles i 26 for å ekstrahere fra elementært svovel S° og de verdifulle metallene 27. Når oppløs-ningen som er rik på sink og jern 28, produsert i 24, krever en reduksjon (fast linje), tilsettes den til oppløsningen 13 (eller til den varme, reduserende utlutningen, når den sistnevnte er til stede). Ellers tilsettes den til oppløsnin-gen 16 (prikket linje). Fig. 3 viser anlegget ifølge fig. 1 etter dens tilpasning for anvendelse av den fjerde varianten av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen. Siden all ferritten 8 nå behandles i operasjon (c), og siden utførelsesformen, som beskrives som operasjon (d), innarbeides i operasjon (c), elimineres trinn 9, 10, 14 og 17. Operasjon (c) utføres i to trinn 29 og 30.1 det første trinnet 29 utlutes ferritten 28 og den utlutende resten som er rik på sink 31, produsert i det andre trinnet 30, med tilbakestrømmende syre ved tilstedeværelsen av oksygen. Den utlutende resten som er fortynnet med hensyn på sink 25, produsert i 29, behandles, som i anlegget ifølge fig. 2, i 26 for å ekstrahere svovelet S° og de verdifulle metallene. I det andre trinnet 30 utlutes en ytterligere (betydelig) mengde lb av konsentrat ved tilstedeværelsen av oksygen med oppløsningen 32 produsert i 29. På slutten av utlutningen i 30, tilsettes en del 3b av kalsinen til massen for å bringe syreinnholdet i oppløsningen til under 10 g/l, hvoretter resten 31 føres til det første trinnet 29 og oppløsningen 19, som allerede er kondisjonert, til trinn 20.
Det er åpenbart at utstyret som blir til overs ved å eliminere trinn 9, 10, 14 og 17, for de fleste tilfeller kan bli anvendt på nytt for anvendelse av trinn 29 og 30.
Anlegget vist i fig. 4 innbefatter en første serie på fire utlutningstanker 33 a, 33b, 33c og 33d som er plassert i kaskade og etterfølges av en fast-væske separator 34 og en andre serie av tre utlutningstanker 35a, 35b og 35c, som også er plassert i kaskade og etterfølger av en nøytraliseringstank 35d og en fast-væske separator 35. Hver tank strømmer over i den neste tanken, unntatt for tankene 33d og 35d som strømmer over og inn i henholdsvis separatorer 34 og 36. Separatoren 34 inneholder et fortykningsmiddel og et filtreringsapparat, og separatoren 36 inneholder et filtreringsapparat.
Utlutningstankene er lukket og utstyrt, som vist i fig. 5, med et fødeinnløp
37, et oksygeninnløp 38, et overløp 39 og en selvsugende rører 40, f.eks. en selvsugende rører med et hult skaft eller med en spiralformet turbin med en sugeholder. Denne røreren har en tredobbelt funksjon: å holde faststoffene i suspensjon, å trekke inn og dispergere oksygenet i reaksjonsblandingen og å sikre den kontinuerlige resirkuleringen av oksygenet. Utlutningstankene er også utstyrt med målings- og kontrollanordninger, som ikke vises, for måling av spenningen inne i tankene og trykket over reaksjonsblandingen og for regulering av strømningshastigheten av oksygen som en funksjon av trykket og rørehastigheten som en funksjon av spenningen, eller omvendt. Disse tankene er videre utstyrt med en anordning, som ikke er vist, temperaturkontroll og med en sikkerhetsventil.
Isteden for å være utstyrt med en enkelt rører som har flere funksjoner, kan utlutningstankene være utstyrt med to rørere: en konstant-hastighet blander-rører plassert aksialt og anvendt for å holde faststoffene i suspensjon og dispergere oksygenet, og en variabel-hastighet selvsugende rører plassert eksentrisk for å resirkulere det ureagerte oksygenet. Med dette arrangementet vil det være tilrådelig å regulere strømningshastigheten av oksygen som en funksjon av spenningen og hastigheten av den selv-sugende røreren som en funksjon av trykket.
Nøytraliseringstanken 35d er utstyrt med et fødeinnløp, et overløp, organer for regulering av strømningshastigheten av kalsin som en funksjon av surheten og en anordning for temperaturkontroll.
I anlegget som er beskrevet ovenfor, utføres det første utlutningstrinnet 29 i de første seriene av tanker og det andre trinnet 30 i de andre serier av tanker.
Tanken 33a fødes kontinuerlig med en strøm av tilbakestrømmende syre, med bunnstrømmen 8 av et fortykningsmiddel, som ikke er vist, som separerer produktene av den nøytrale utlutningen 4, og med den faste fasen 31 som forlater filtreringsapparatet 36 som separerer produktene av det andre utlutningstrinnet 30. Strømmen 8 inneholder derfor sinkferritt, og strømmen 32 inneholder utlutningsresten som er rik på sink, og denne resten inneholder også sinkferritt, spesielt ferritten som kommer fra kalsinen som er anvendt i nøytraliseringstanken 35d.
Produktene i den første utlutningstanken, som forlater tanken 33d, separeres i separatoren 34, og strømmen 32 av primært lut som således oppnås, innføres kontinuerlig sammen med strømmen lb av sinksulfittkonsentrat inn i tanken 35a.
Strømningshastighetene til tilbakestrømmende syrestrøm og til strømmene
lb, 3b og 8 er slik at molforholdet mellom jernet i strømmene 8 og 32 og det reaktive svovel i strømmen lb er ca. 0,3 og at svovelsyreinnholdet i strøm-men som forlater tanken 35c er ca. 20 g/l.
Massen som forlater nøytraliseringstanken 35d har et svovelsyreinnhold på
ca. 5 g/l.
Tankvolumene er slik at oppholdstiden for reaksjonsblandingen er ca. 6 timer
i de første seriene av tanker og ca. 5 timer i de andre seriene av tanker.
I hver utlutningstank opprettholdes oppløsningens spenning ved et passende nivå, spesielt ved 560-610 mV (SHE) i 33a, 590-630 mV i 33b, 610-650 mV
i 33c, 640-660 mV i 33d og 560-620 mV i 35a, 35b og 35c. Kontrollen med spenningen og således det treverdige jerninnholdet av oppløsningen utføres av de ovennevnte målings- og reguleringsanordninger.
Temperaturen i hver tank holdes ved ca. 90°C, og overtrykket i hver tank forblir ved et veldig lavt nivå, f.eks. ved 5-20 cm vann eller til og med mindre, avhengig av effekten til den selvsugende røreren.
Anvendelsen av de ovennevnte målings- og reguleringsanordninger vil normalt være tilstrekkelig for å holde spenningen på det ønskede nivået. Hvis disse anordninger imidlertid ikke viser seg, uansett årsak, å være i stand til å holde spenningen på det ønskede nivået, vil det også være mulig å gripe inn ved å variere temperaturen.
Ved å arbeide som beskrevet ovenfor oksideres ca. 45% av det reaktive svovelet i det andre utlutningstrinnet, og det oppnås et sinkutlutnings-utbytte på ca. 98%, og den totale utlutningstiden er ca. 11 timer. Kobberet som er tilstede i konsentratet lb, finnes nesten i sin helhet igjen i luten 19, som den senere vil separeres fra, og blyet og sølvet fra konsentratet finnes igjen i utlutningsresten 25, hvorfra de lett kan separeres ved flotasjon fordi denne resten praktisk talt er fri for jarositter.
Strømmene la og lb kan åpenbart ha den samme blandingen eller en forskjellig blanding.
Antall tanker kan variere. Utlutningsutbyttet kan i virkeligheten øke opptil et visst punkt med antallet tanker, fordi med en økning av antall tanker er det mulig å forbedre i gunstig grad spenningsprofilen som det er ønskelig å på-føre det første utlutningstrinnet. Samtidig økes sannsynligheten for at alle malmpartiklene gjennomgår utlutning i det nødvendige tidsrommet. Det er imidlertid unødvendig å nevne at kostnaden for anlegget også øker med antall tanker. Valget av antall tanker vil derfor bli bestemt ved vurderinger av et teknisk og økonomisk aspekt.
En stor fordel med fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, som er forkortelse av lengden på operasjon (c), illustreres ved eksempler.
Eksempel 1
Dette eksempelet beskriver en test for utlutning i et trinn (operasjon (c)) ifølge den foreliggende fremgangsmåten.
Anvendte startmaterialer
(a) 2 kg av en blanding som har det følgende innholdet i vektprosent: 53,9
Zn, 5,6 Fe, 2,32 Pb, 30,5 S<**> 29,0 reaktivt S<2>" (= minus pyritt S) og 0,02 Cu; og denne blandingen har en partikkelstørrelse på 90% mindre enn 44 mm;
(P) 1215 g av en sinkferritt som har den følgende blanding i vektprosent: 20,9 Zn, 30,4 Fe og 5,78 Pb;
(y) 22,5 1 av en cellereturnerende syre inneholdende 189 g/l H2SO4.
Molforholdet mellom jernet i ([}) og det reaktive svovelet i (a) er 0,36.
Anvendt apparat
En lukket tank på 30-1 kapasitet, utstyrt med et fødeinnløp, et oksygeninn-løp, en rører, en potensiometersonde og organer for temperaturkontroll.
Utlutning
(a) og (P) tilsettes (y) over 60 min, og samtidig øker temperaturen gradvis fra 75 til 90°C. På slutten av denne operasjonen har praktisk talt all ferritten løst seg opp. Oksygeninjeksjon startes, og utlutning fortsettes. Reaksjonen stoppes etter 7,5 h.
Tabell 1 viser forandring i hovedparametrene under utlutningen.
Massen filtreres, og 26,5 1 lut, som er rik på sink og jern, og 1095 g rest, som er fortynnet med hensyn på sink, oppnås.
Luten som er rik på sink og jern inneholder i g/l: 14,4 Fe2"*", 2,6 Fe<3+> og 53 H2S04.
Resten som er fortynnet med hensyn på sink inneholder i tørr tilstand i vektprosent: 5,9 Zn, 1,3 Fe, 10,0 Pb, 57 S<tot>, 52 S° og 0,04 Cu.
Utlutningsutbyttet med hensyn på sink er 95,2%.
Eksempel 2
Dette eksempelet beskriver en test for utlutning i to trinn (operasjon c)) ifølge den foreliggende fremgangsmåten.
Anvendte startmaterialer
(a) som i eksempel 1:
(p<1>) 937 g av en sinkferritt med den samme sammensetningen som det i
eksempel 1; (y<1>) 14,8 1 av en cellereturnerende syre med den samme sammensetningen
som det ifølge eksempel 1; (8) 1429 g av en utlutningsrest som er rik på sink med følgende sammen-setning i vektprosent: 42,4 Zn, 4,5 Fe, 3,18 Pb, 42,9 S<tot>, 21,5 reaktivt S<2->, 18,8 S° og 0,05 Cu;
denne resten ble oppnådd under en tidligere operasjon som var i alt vesentlig identisk med det andre utlutningstrinnet, som vil beskrives nedenunder og som betyr at 47,0% av det reaktive svovelet i (a) vil bli oksidert i dette andre utlutningstrinnet.
Molforholdet mellom jernet i (P') og det reaktive svovelet i (a) er derfor
0,28, mens molforholdet mellom jernet i (P') og det reaktive svovelet i (5) er 0,53.
Anvendt apparat
Som i eksempel 1 unntatt at den lukkede tanken har en kapasitet på 20 1.
Første utlutningstrinn
Først og fremst tilsettes (8) til (y') over 30 min og så (p<1>) over 60 min mens temperaturen gradvis stiger fra 75 til 90°C i løpet av den første timen for denne oppladningsoperasjonen. Oksygen injiseres bare under oppladningen når spenningen for massen faller under 560 mV. Ved først og fremst å tilsette (8) til (y'), senkes spenningen for oppløsningen til en nivå på 560-610 mV, hvor det er fastslått at sinkferritt oppløser seg raskest. (Den cellereturnerende syren (y<1>) har en spenning som er betydelig høyere enn 610 mV. I en satsvis utlutning er det derfor viktig å ta målinger for at spenningen på syren raskt skal gå tilbake til et nivå på 560-610 mV. Slike målinger er generelt ikke nødvendig i en kontinuerlig utlutning, fordi massen som i dette tilfelle tilsettes den cellereturnerende syren, sinkferritten og den utlutende resten som er rik på sink, nesten alltid vil ha en spenning som er lavere enn 610 mV.)
Straks oppladningen er avsluttet, startes innføringen av oksygen i tanken, og spenningen på oppløsningen økes gradvis ved at strømningshastigheten på oksygen økes for å oppnå en verdi på 630-650 mV etter 6 h utlutning.
Tabell 2 viser forandringen i hovedparametrene under dette første utlutningstrinnet.
Massen filtreres, og en primærlut og 974 g rest som er sinkfortynnet oppnås.
Primærluten (s) inneholder i g/l: 12,5 Fe<2+>, 6,1 Fe<3+> og 56 H2SO4.
Resten som er fortynnet med hensyn på sink inneholder i tørr tilstand i vektprosent: 3,2 Zn, 1,45 Fe, 9,2 Pb, 58 S<*»*>, 55 S° og 0,03 Cu.
Andre utlutningstrinn
Blandingen (a) tilsettes kontinuerlig primærluten (e) over et tidsrom på 60 min mens temperaturen samtidig heves fra 65 til 85 °C. Strømningshastig-heten av oksygen justeres for å holde spenningen på oppløsningen mellom 560 og 590 mV. Utlutningen stoppes etter 5 h.
Tabell 3 viser forandringen i hovedparametrene under dette andre utlutningstrinnet.
Etter filtreringen av massen oppnås en lut som er rik på sink og den utlutende resten som er rik på sink.
Luten som er rik på sink inneholder i g/l: 17,2 Fe<2+>, 1,0 Fe<3+> og 17 H2SO4.
Utlutningsutbytte av sink er 98% etter en utlutningstid på 11 h.
Eksempel 3
Dette sammenligningseksempelet beskriver en test på utlutning i to trinn (operasjon (c)) ifølge fremgangsmåten for kjent teknikk som er angitt ovenfor (EP-A-0451456).
Anvendte startmaterialer
(a) som i eksempel 1;
(p") 1216 g av en sinkferritt med den samme sammensetningen som det i
eksempel 1;
(y") 16,6 1 av en cellereturnerende syre med den samme sammensetningen
som det i eksempel 1;
(8') 1008 g av en utlutende rest som er rik på sink med følgende sammen-setning i vektprosent: 19,8 Zn, 2,05 Fe, 4,5 Pb, 59 S<tot>, 10,3 reaktivt S<2_>, 48 S° og 0,15 Cu; og denne resten ble oppnådd under en tidligere operasjon som i betydelig grad var identisk med det andre utlutningstrinnet, som vil beskrives nedenunder. Dette betyr at denne gangen vil 82,% av det reaktive svovelet i (a) bli oksidert i det andre utlutningstrinnet.
Molforholdet mellom jernet i (P") og det reaktive svovelet i (a) er her 0,36, dvs. det er litt høyere og derfor mere gunstig enn det i eksempel 2, mens molforholdet mellom jernet i (P") og det reaktive svovelet i (8') nå er 2,03.
Anvendt apparat
Som i eksempel 2.
Første utlutningstrinn
Oppladningen utføres som i eksempel 2, og det vil si at det først og fremst tilsettes (8<1>) til (y") over 30 min og så (P") over 60 min mens temperaturen gradvis stiger fra 75 til 90°C i løpet av den første timen. Utlutning fortsettes så og stoppes etter 4 h.
Forsøk på å senke spenningen på reaksjonsblandingen til et nivå på 560-610 mV, som begunstiger oppløsningen av ferritten, var ikke vellykket, sannsynligvis på grunn av det lave innholdet av reaktivt svovel i (8').
Tabell 4 viser forandringen i hovedparametrene i løpet av det første utlutningstrinnet.
Massen filtreres, og primærlut og 1079 g rest som er fortynnet med hensyn på sink oppnås.
Primærluten (e<*>) inneholder i g/l: 15,8 Fe<2+>, 3,4 Fe<3+> og 94 H2SO4.
Resten som er fortynnet med hensyn på sink inneholder i tørr tilstand, i vektprosent: 3 Zn, 1,7 Fe, 10,3 Pb, 56 S<tot>, 53S° og 0,17 Cu.
Andre utlutningstrinn
Blandingen (a) tilsettes kontinuerlig primærluten (e') over et tidsrom på 60 min, mens temperaturen samtidig stiger fra 65 til 85°C. Strømningshastig-heten av oksygen justeres for å holde spenningen på oppløsningen mellom 560 og 590 mV, som i eksempel 2. Etter ca. 9 timers utlutning, er det imidlertid ikke lenger mulig å holde spenningen under 590 mV, noe som åpenbart betyr at blandingens reaktivitet er blitt for lav. Ikke desto mindre blir oksygen fortsatt injisert for at blandingen kan reagere ytterligere, og utlutningen stoppes etter 16 h.
Tabell 5 viser forandringen i hovedparametrene i løpet av dette andre utlutningstrinnet.
Etter filtreringen av massen oppnås det en lut som er rik på sink og den utlutende resten som er rik på sink (5").
Luten som er rik på sink inneholder i g/l: 20,2 Fe24", 2,8 Fe<3+> og 22 H2SO4.
Utlutningsutbyttet for sink er 98% etter en total utlutningstid på 20 h.
Når disse eksemplene sammenlignes, oppdages det at tiden som er nødvendig for å utføre operasjonen (c) i den tidligere kjente fremgangsmåten overskrides med 114% mer enn det som er nødvendig for å utføre denne operasjonen med praktisk talt samme utbytte i de første og andre varianter av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, og med 82% mer enn det som er nødvendig for å utføre denne operasjonen med det samme utbytte i de tredje og fjerde varianter av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen. Dette betyr at med fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen utføres like mye i 0,47 reaktorvolum (første og andre varianter) eller i 0,55 reaktorvolum (tredje og fjerde varianter) som med den tidligere kjente fremgangsmåten i 1,0 reaktorvolum.
Den industrielle utnyttelsen av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen vil derfor medføre investeringskostnader som vil være langt lavere enn for den tidligere kjente fremgangsmåten.
Det er klart at noen spesielle trekk for operasjon (c), som nettopp er blitt beskrevet i forbindelse med fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, kan være veldig anvendelig i en annen sammenheng enn den foreliggende fremgangsmåten som er beskrevet her.
Dette er også grunnen til at det ifølge oppfinnelsen også tilveiebringes en fremgangsmåte for utlutning av sinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid, hvor utlutningen har en svovelsyreoppløsning ved 60-95°C ved et trykk som er likt eller forskjellig med mindre enn 20 kPa fra atmosfæretrykk for å produsere en lut, som er ladet med sink og jern, og en utlutningsrest, som er fortynnet med hensyn på sink og jern, hvor mengdene av sulfidmateriale og sinkferritt som anvendes er slik at molforholdet mellom jernet i ferritten og det reaktive svovelet i sulfidmaterialet er minst 0,2, og det reaktive svovelet er svovelet som er tilstede i formen av sulfid og som kan bli omdannet til elementært svovel av jernsulfatet, som er kjennetegnet ved at
1) arbeidet utføres med et sulfidmaterialerferritt-forhold slik at mengden av reaktivt svovel tilstede i sulfidmaterialet er betydelig høyere enn det som kan bli oksidert av jernet i ferritten, 2) en strøm av sulfidmateriale, en strøm av ferritt og en strøm av syre innføres kontinuerlig i den første tanken av en serie tanker, hvor massen som således dannes føres suksessivt gjennom de andre tankene i seriene,
og en strøm av oksygen innføres i disse andre tanker, og i hver tank av disse seriene opprettholdes betingelser slik at massen som forlater den siste tanken består av lut, som er ladet med sink og jern, inneholdende 45-70 g/l svovelsyre og 2-10 g/l Fe<3+>, og av utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink og jern, og 3) det observeres at spenningen for massen ikke faller under 530 mV (SHE) og fortrinnsvis ikke under 560 mV i den første tanken.
Sulfidmaterialet kan være et sinksulfidkonsentrat eller et delvis lutet sinksulfidkonsentrat.
Det er ikke mulig å innføre oksygen i den første tanken og å holde spenningen i tanken på minst 530 mV ved å arbeide i tanken med et sulfidmateriale: ferritt-forhold som er tilstrekkelig lavt og/eller ved en temperatur som er tilstrekkelig lav.
Det er også mulig å holde spenningen i den første tanken ved minst 530 mV ved å innføre en passende oksygenstrøm inn i tanken.
Claims (13)
1. Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater som innbefatter de følgende operasjonene: (a) røsting av en del av konsentratene for å produsere kalsin, (b) nøytral utlutning av kalsin produsert i operasjon (a) med en oppløsning av svovelsyre, som returnerer fra elektrolyse, for å produsere en lut, som er rik på sink og i alt vesentlig fri for jern, som separeres, og en sinkferrittrest, som separeres, (c) utlutning av en annen del av konsentratene og av minst én del av sinkferrittresten produsert i operasjon (b) med en svovelsyreopp-løsning, som returnerer fra elektrolyse, ved 60-95°C ved et trykk som er lik eller forskjellig med mindre enn 20 kPa fra atmosfæretrykk og ved tilstedeværelse av findispergert oksygen for å produsere en lut som ._ er rik på sink og jern, som separeres, og en utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres, hvor mengdene av konsentrater og sinkferritt som er anvendt i operasjon (c) er slik at molforholdet mellom jernet i ferritten og det reaktive svovelet i konsentratene er minst 0,2, og det reaktive svovelet er svovelet som er tilstede i formen av sulfid, og som kan bli omdannet til elementært svovel av jernsulfatet, (d) kondisjonering, som en forberedelse til den følgende operasjonen, av luten, som er rik på sink og jern, produsert i operasjon (c), (e) bunnfelling av størsteparten av jernet i oppløsningen kondisjonert i operasjon (d) for å produsere en oppløsning, som er rik på sink og fortynnet med hensyn på jern, og et ferrojern-bunnfall, som separeres, og (f) innføring av oppløsningen, som er rik på sink og fortynnet med hensyn
på jern, i den nøytrale utlutningen i (b),
karakterisert ved at
1) bare en del av kalsinen produsert i operasjon (a) utlutes i operasjon (b),
2) utlutningen i (c) utføres
enten i et enkelt trinn, hvor arbeidet utføres slik at luten som er
rik på sink og jern har et svovelsyreinnhold på 45-75 g/l, fortrinnsvis 55-65 g/l, og et Fe<3+->innhold på 1-10 g/l, fortrinnsvis 2-5 g/l,
eller i to trinn, hvor arbeidet utføres slik at luten, som er rik med
hensyn på sink og jern, har et svovelsyreinnhold på 10-35 g/l, fortrinnsvis 10-25 g/l, og et Fe<3+->innhold på 0,1-2 g/l, fortrinnsvis 0,5-1 g/l, hvor det første trinnet innbefatter behandling av sinkferritten og en utlutningsrest, som er rik på sink, produsert i det andre trinnet, med oppløsningen av svovelsyre, som returnerer fra elektrolyse, ved tilstedeværelsen av findispergert oksygen for å produsere en primærlut og den nevnte utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink, som separeres, og det andre trinnet som innbefatter behandling av konsentratene med den nevnte primærluten ved tilstedeværelsen av findispergert oksygen for å produsere den nevnte luten, som er rik på sink og jern, og den nevnte utlutningsresten, som er rik på sink, som separeres, og dette andre trinnet utføres ved betingelser slik at mindre enn 60% og fortrinnsvis mindre enn 50% av det reaktive svovelet oksideres deri og at utlutningsresten, som er rik på sink, produsert deri har et reaktivt svovelinnhold som er betydelig høyere enn det som kan bli oksidert i det første trinnet av jernet i ferritten,
3) operasjon (d) utføres ved å behandle luten, som er rik på sink og jern, med enda en annen del av konsentratene for å returnere dets Fe<3+->inn-hold under 5 g/l og fortrinnsvis til 1-3 g/l, hvor det er mulig for denne reduksjonsbehandlingen å bli utelatt når luten, som er rik på sink og jern, allerede har et Fe<3+->innhold på mindre enn 5 g/l, og ved å behandle oppløsningen med lavt Fe<3+->innhold med en annen del av kalsinen produsert i operasjon (a), for å returnere det frie H2SO4-innholdet av denne oppløsningen under 10 g/l og fortrinnsvis til 3-5 g/l, og denne nøytraliseringsbehandlingen produserer, på den ene siden, en sinkferrittrest, som separeres, og som deretter behandles på samme måte som ferritten produsert i operasjon (b) og, på den annen side, en kondisjonert oppløsning,
4) operasjon (e) utføres ved bunnfelling av jernet på en måte som er kjent i og for seg i formen av goetitt, hematitt, jarositt eller annen forbindelse som har egnet filtrerbarhet, og dette er i fraværet av sinksulfidkonsentrat, og
5) utlutningen i operasjon (c) utføres på
enten all ferrittresten som er produsert i operasjonene (b) og (d), eller bare en del av denne feritten, hvor den gjenværende delen
av denne ferritten behandles separat på en måte som er kjent i og for seg ved varm, sur utlutning, og denne behandling produserer en annen lut som er rik på sink og jern, og denne oppløsningen utsettes for operasjonene (d), (e) og (f) sammen med luten, som er rik på sink og jern, produsert i operasjon (c).
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1,
karakterisert ved at når utlutningen i (c) utføres i ett trinn, inn-føres en strøm av sinkferritt, en strøm av sinksulfidkonsentrat og svovelsyre-oppløsning, som returnerer fra elektrolyse, kontinuerlig inn i den første tanken av en serie tanker med overstrøm som er plassert i kaskade, og i hver av disse tanker opprettholdes betingelser slik at massen som strømmer over fra den siste tanken består av lut, som er rik på sink og jern, og utlutningsrest, som er fortynnet med hensyn på sink, og fra den siste tanken over-strømmes det inn i en fast-væskeseparator som separerer den utlutende resten, som er fortynnet med hensyn på sink, fra luten, som er rik med hensyn på sink og jern.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1,
karakterisert ved at når utlutningen i (c) utføres i to trinn, oksideres minst 30%, fortrinnsvis minst 40%, av det reaktive svovelet i det andre utlutningstrinnet.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 3,
karakterisert ved at det første utlutningstrinnet utføres slik at Fe<3+->konsentrasjonen i oppløsningen når en verdi på 2-10 g/l, fortrinnsvis 3-7 g/l, i sluttfasen av dette trinnet.
5. Fremgangsmåte ifølge krav 4,
karakterisert ved at den nevnte konsentrasjonen opprettholdes ved et nivå på minst 0,1 g/l, fortrinnsvis minst 0,2 g/l, i startfasen av det nevnte trinnet.
6. Fremgangsmåte ifølge et hvilket som helst av krav 3-5, karakterisert ved at mengder av syre, ferritt og reaktivt svovel som innføres i det første utlutningstrinnet, er slik at primærluten har et svovelsyreinnhold på 40-70 g/l.
7. Fremgangsmåte ifølge et hvilket som helst av krav 3-6, karakterisert ved at Fe<3+->konsentrasjonen i oppløsningen i det andre utlutningstrinnet opprettholdes ved et konstant nivå på 0,1-2 g/l, fortrinnsvis 0,5-1 g/l.
8. Fremgangsmåte ifølge et hvilket som helst av krav 3-7, karakterisert ved at før separeringen av luten, som er rik på sink og jern, fra utlutningsresten, som er rik på sink, tilsettes den nevnte andre delen av kalsinen til massen, og således innarbeides operasjon (d) i operasjon (c).
9. Fremgangsmåte ifølge krav 8,
karakterisert ved at strømmen av sinkferritt, utlutningsrest, som er rik på sink, og svovelsyreoppløsning, som returnerer fra elektrolyse, inn-føres kontinuerlig i den første tanken av en første serie tanker med overstrøm som er plassert i kaskade, og i hver av disse tankene opprettholdes betingelser slik at masseoverstrømmen fra den siste tanken består av primær lut og utlutningsrest, som er fortynnet med hensyn på sink, hvor den siste tanken gir overstrøm til en fast-væskeseparator som separerer utlutningsresten som er fortynnet med hensyn på sink fra primærluten, hvor denne primærluten sammen med en strøm av sinksulfidkonsentrat innføres kontinuerlig i den første tanken av en andre serie tanker med overstrøm som er plassert i kaskade, og i hver tank av disse andre serier opprettholdes betingelser slik at massen strømmer over fra siste tanken som består av lut, som er rik på sink og jern, og utlutningsrest, som er rik på sink, og den siste tanken av denne serien er slik at den gir overstrøm i en nøytraliseringstank hvor den nevnte andre delen av kalsinen tilsettes massen, og denne nøytraliseringstanken gir en overstrøm til en fast-væskeseparator som separerer luten, som er rik på sink og jern, og som allerede er kondisjonert, fra utlutningsresten, som er rik på sink, og denne resten resirkuleres til den første tanken i den første serien.
10. Fremgangsmåte ifølge krav 2 eller 9,
karakterisert ved at for opprettholdelse av de nevnte betingelser utstyres tankene med en selvsugende rører, tilknyttes en oksygenkilde, og rørehastigheten og oksygentilførselen reguleres slik at den holder spenningen i hver tank på et forutbestemt nivå.
11. Fremgangsmåte for utlutning av sinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid, hvor utlutningen har en svovelsyreoppløsning ved 60-95°C ved et trykk som er likt eller forskjellig med mindre enn 20 kPa fra atmosfæretrykk for å produsere en lut, som er ladet med sink og jern, og en utlutningsrest, som er fortynnet med hensyn på sink og jern, hvor mengdene av sulfidmateriale og sinkferritt som anvendes er slik at molforholdet mellom jernet i ferritten og det reaktive svovelet i sulfidmaterialet er minst 0,2, og det reaktive svovelet er svovelet som er tilstede i formen av _ sulfid og som kan bli omdannet til elementært svovel av jernsulfatet, karakterisert ved at
1) arbeidet utføres med et sulfidmateriale:ferritt-forhold slik at mengden av reaktivt svovel tilstede i sulfidmaterialet er betydelig høyere enn det som kan bli oksidert av jernet i ferritten,
2) en strøm av sulfidmateriale, en strøm av ferritt og en strøm av syre innføres kontinuerlig i den første tanken av en serie tanker, hvor massen som således dannes føres suksessivt gjennom de andre tankene i seriene, og en strøm av oksygen innføres i disse andre tanker, og i hver tank av disse seriene opprettholdes betingelser slik at massen som forlater den siste tanken består av lut, som er ladet med sink og jern, inneholdende 45-70 g/l svovelsyre og 2-10 g/l Fe<3+>, og av utlutningsrest som er fortynnet med hensyn på sink og jern, og
3) det observeres at spenningen for massen ikke faller under 530 mV (SHE) og fortrinnsvis ikke under 560 mV i den første tanken.
12. Fremgangsmåte ifølge krav 11,
karakterisert ved at innføringen av oksygen i den første tanken unnlates og at spenningen i tanken holdes ved minst 530 mV ved et sulfidmateriale:ferritt-forhold som er tilstrekkelig lavt og/eller ved en temperatur som er tilstrekkelig lav.
13. Fremgangsmåte ifølge krav 11,
karakterisert ved at spenningen i den første tanken holdes ved minst 530 mV ved innførsel av en passende strøm av oksygen i tanken.
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BE9300882A BE1007417A3 (fr) | 1993-08-27 | 1993-08-27 | Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. |
BE9301451A BE1007906A3 (nl) | 1993-12-23 | 1993-12-23 | Werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet. |
PCT/EP1994/002794 WO1995006140A1 (fr) | 1993-08-27 | 1994-08-24 | Procede d'extraction de zinc de concentres sulfures |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO960771D0 NO960771D0 (no) | 1996-02-26 |
NO960771L NO960771L (no) | 1996-04-26 |
NO311368B1 true NO311368B1 (no) | 2001-11-19 |
Family
ID=25662764
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO19960771A NO311368B1 (no) | 1993-08-27 | 1996-02-26 | Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater, og en fremgangsmåte for utlutning avsinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid |
Country Status (15)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5858315A (no) |
EP (1) | EP0719347B1 (no) |
JP (1) | JP3713579B2 (no) |
KR (1) | KR100317430B1 (no) |
CN (1) | CN1040133C (no) |
AU (2) | AU683085B2 (no) |
BR (1) | BR9407223A (no) |
CA (1) | CA2167729C (no) |
DE (1) | DE69402881T2 (no) |
ES (1) | ES2103134T3 (no) |
FI (1) | FI106130B (no) |
NO (1) | NO311368B1 (no) |
PE (1) | PE28795A1 (no) |
PL (1) | PL313134A1 (no) |
WO (1) | WO1995006140A1 (no) |
Families Citing this family (16)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI100806B (fi) * | 1996-08-12 | 1998-02-27 | Outokumpu Base Metals Oy | Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa |
DE19640869B4 (de) * | 1996-10-04 | 2010-08-12 | Ruhr-Zink Gmbh | Verfahren zur Gewinnung von Wertmetallen, insbesondere Zink, aus Chlor oder Fluor enthaltenden Rohstoffen |
BRPI9904195A2 (pt) * | 1999-02-05 | 2016-09-27 | Companhia Mineira De Metais | processos de integração dos tratamentos de concentrados, ou minérios, de silicatos de zinco e ustulados de zinco sulfetados |
ES2159263B1 (es) * | 1999-12-17 | 2002-04-16 | Tecn Reunidas S A | Proceso para la produccion electrolitica de zinc o de compuestos de zinc de alta pureza a partir de materias primas primarias y secundarias de zinc. |
JP3911536B2 (ja) * | 2000-01-31 | 2007-05-09 | Dowaメタルマイン株式会社 | 亜鉛精鉱の浸出法 |
US6471849B1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-10-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Process for the recovery of zinc from a zinc sulphide ore or concentrate |
FI110269B (fi) * | 2001-03-14 | 2002-12-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä piidioksidin saostamiseksi sinkkimalmien liuotuksen yhteydessä |
FI116071B (fi) * | 2003-02-26 | 2005-09-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä sinkin talteenottamiseksi vastavirtaliuotuksella |
FI118226B (fi) | 2005-12-29 | 2007-08-31 | Outokumpu Technology Oyj | Menetelmä harvinaisten metallien talteenottamiseksi sinkin liuotusprosessissa |
EP1939310A1 (en) | 2006-12-28 | 2008-07-02 | Asturiana De Zinc, S.A. | Recovery of zinc from sulphide concentrates by atmospheric leaching with sulphuric acid at a controlled acidity |
CN101748289B (zh) * | 2008-12-15 | 2012-04-18 | 汉中八一锌业有限责任公司 | 湿法炼锌的中性浸出方法 |
FI122676B (fi) | 2010-10-12 | 2012-05-15 | Outotec Oyj | Menetelmä sinkkisulfaattipitoisen liuoksen käsittelemiseksi |
MX349844B (es) * | 2012-07-16 | 2017-08-16 | Tam 5 S L * | Metodo hidrometalurgico para la recuperacion de zinc en medio sulfurico a partir de concentrados de zinc sulfurados con alto contenido en hierro. |
CN103643047A (zh) * | 2013-12-11 | 2014-03-19 | 广西大学 | 一种炼锌副产铁酸锌的回收方法 |
WO2015175251A1 (en) | 2014-05-12 | 2015-11-19 | Summit Mining International Inc. | Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials |
CN110672598B (zh) * | 2019-10-24 | 2022-04-12 | 山东瑞思康生物科技有限公司 | 一种用于检测母乳钙、镁、锌的干化学试剂条 |
Family Cites Families (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
BE724214A (no) * | 1968-11-20 | 1969-05-02 | ||
GB1509537A (en) * | 1974-09-13 | 1978-05-04 | Cominco Ltd | Treatment of zinc plant residues |
CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
DE2624658C3 (de) * | 1976-06-02 | 1980-04-17 | Ruhr - Zink Gmbh, 4354 Datteln | Verfahren zur Aufarbeitung von bei der Laugung gerösteter Zinkblende verbleibender Rückstände |
CA1176853A (en) * | 1981-08-05 | 1984-10-30 | Gerald L. Bolton | Process for recovering zinc from zinc ferrite material |
LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
DE3935362A1 (de) * | 1989-10-24 | 1991-04-25 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden |
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 |
SU1740464A1 (ru) * | 1990-06-29 | 1992-06-15 | Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе | Способ очистки растворов от железа |
BE1006652A3 (fr) * | 1992-01-28 | 1994-11-08 | Union Miniere N V Sa | Procede pour separer du fer d'une solution aqueuse. |
-
1994
- 1994-08-24 PL PL94313134A patent/PL313134A1/xx unknown
- 1994-08-24 CN CN94193408A patent/CN1040133C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1994-08-24 AU AU76547/94A patent/AU683085B2/en not_active Ceased
- 1994-08-24 WO PCT/EP1994/002794 patent/WO1995006140A1/fr active IP Right Grant
- 1994-08-24 CA CA002167729A patent/CA2167729C/en not_active Expired - Fee Related
- 1994-08-24 DE DE69402881T patent/DE69402881T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1994-08-24 EP EP94926871A patent/EP0719347B1/fr not_active Expired - Lifetime
- 1994-08-24 US US08/591,660 patent/US5858315A/en not_active Expired - Lifetime
- 1994-08-24 JP JP50734695A patent/JP3713579B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1994-08-24 BR BR9407223A patent/BR9407223A/pt not_active IP Right Cessation
- 1994-08-24 KR KR1019960701078A patent/KR100317430B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1994-08-24 ES ES94926871T patent/ES2103134T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1994-09-28 PE PE1994251636A patent/PE28795A1/es not_active Application Discontinuation
-
1996
- 1996-02-26 FI FI960883A patent/FI106130B/fi active
- 1996-02-26 NO NO19960771A patent/NO311368B1/no not_active IP Right Cessation
-
1998
- 1998-01-30 AU AU52933/98A patent/AU713328B2/en not_active Ceased
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI960883A (fi) | 1996-02-26 |
US5858315A (en) | 1999-01-12 |
AU683085B2 (en) | 1997-10-30 |
CN1131441A (zh) | 1996-09-18 |
ES2103134T3 (es) | 1997-08-16 |
AU5293398A (en) | 1998-04-23 |
WO1995006140A1 (fr) | 1995-03-02 |
EP0719347B1 (fr) | 1997-04-23 |
AU7654794A (en) | 1995-03-21 |
DE69402881T2 (de) | 1997-11-20 |
PE28795A1 (es) | 1995-10-13 |
BR9407223A (pt) | 1996-09-17 |
FI106130B (fi) | 2000-11-30 |
CN1040133C (zh) | 1998-10-07 |
DE69402881D1 (de) | 1997-05-28 |
NO960771L (no) | 1996-04-26 |
JPH09501986A (ja) | 1997-02-25 |
KR100317430B1 (ko) | 2002-02-28 |
JP3713579B2 (ja) | 2005-11-09 |
PL313134A1 (en) | 1996-06-10 |
CA2167729A1 (en) | 1995-03-02 |
CA2167729C (en) | 2004-10-26 |
EP0719347A1 (fr) | 1996-07-03 |
FI960883A0 (fi) | 1996-02-26 |
AU713328B2 (en) | 1999-12-02 |
NO960771D0 (no) | 1996-02-26 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
NO311368B1 (no) | Fremgangsmåte for ekstraksjon av sink fra sinksulfidkonsentrater, og en fremgangsmåte for utlutning avsinkferritt sammen med et sulfidmateriale inneholdende sinksulfid | |
US4676828A (en) | Process for the leaching of sulphides containing zinc and iron | |
NO142995B (no) | Fremgangsmaate ved behandling av sinkfabrikkresiduum dannet ved utluting av sinkkalsinat med svovelsyre | |
US20090019970A1 (en) | Process for recovery of metal values from materials containing arsenic and/or antimony | |
NO157105B (no) | Fremgangsmaate til utluting av finmalt matte inneholdende kobber og svovel sammen med nikkel og/eller kobolt og eventuelt ogsaa jern. | |
US3493365A (en) | Treatment of zinc plant residue | |
WO1996041027A1 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
US20090293680A1 (en) | Processing of Metal Values from Concentrates | |
US6383255B1 (en) | Method for recovering the valuable metal content of a sulphuric acid leaching solution | |
NO173613B (no) | Fremgangsmaate for separering av nikkel fra kobber inneholdt i faste partikler av en kobber- og nikkelholdig malt sulfidisk matte eller sulfidisk legering | |
US7429364B2 (en) | Production of titania | |
JPH04238816A (ja) | ヒ酸銅の製法 | |
US7485268B2 (en) | Production of titania | |
US7485269B2 (en) | Production of titania | |
CA2373012A1 (en) | Base metal recovery | |
NO160588B (no) | Fremgangsm te for behandling av en sur opploesning sholder treverdig jern og minst ett ikke-jernmetall. | |
Defreyne et al. | The role of iron in the CESL process | |
AU2009259277A1 (en) | Method for leaching nickel matte in the presence of added copper | |
NO153062B (no) | Fremgangsmaate til rensing av uren sinkelektrolytt som inneholder kobber-, kadmium- og koboltforurensninger | |
CN1259436C (zh) | 与锌矿浸出有关的二氧化硅沉淀的方法 | |
Defreyne et al. | Early copper production results from Vale’s hydrometallurgical CESL refinery | |
NO784434L (no) | Fremgangsmaate ved behandling av malmrester | |
AU731780B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
NO773850L (no) | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater | |
NO115495B (no) |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM1K | Lapsed by not paying the annual fees |