NO770818L - Fremgangsm}te til utvinning av sink. - Google Patents

Fremgangsm}te til utvinning av sink.

Info

Publication number
NO770818L
NO770818L NO770818A NO770818A NO770818L NO 770818 L NO770818 L NO 770818L NO 770818 A NO770818 A NO 770818A NO 770818 A NO770818 A NO 770818A NO 770818 L NO770818 L NO 770818L
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
copper
solution
zinc
residue
cobalt
Prior art date
Application number
NO770818A
Other languages
English (en)
Inventor
George M Freeman
John E Dulson
Monica F Morris
Original Assignee
Texas Gulf Inc
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Texas Gulf Inc filed Critical Texas Gulf Inc
Publication of NO770818L publication Critical patent/NO770818L/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/16Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)

Description

Fremgangsmåte til utvinning av
metallisk sink.
Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte til elektrolyttisk utvinning av metallisk sink, hvor kobber-, kadmium-og koboltforurensninger fjernes fra en uren elektrolytt før elektrolyse og det dannes en sementkobberkakerestfraksjon.
Sink er det tjuefjerde mest forekommende element i jord-skorpen og finner mange industrielle anvendelser hvorav den vik-tigste er oksydasjonsbestandig behandling av stålflater, og andre er på forskjellige felter, såsom topiske medisiner, kjemiske reagenser etc.
Sink finnes ikke i metallisk tilstand i naturen. Dets hoved-malm er sinkblende (ZnS) som er kilden for 99% av den sink som produseres i dag. De sinkfremstillingsmetoder som anvendes i dag. er kostbare, og følgelig krever produsenter av metallisk sink høyverdige konsentrater.
Det er to hovedfremgangsmåter. til sinkutvinning fra dets malmer, nemlig termisk reduksjon og elektrolyttisk utfelling.
Den sistnevnte krever adgang til relativt billig elektrisk kraft på grunn av at produksjonen av ett tonn sink krever ca 4 500 kilo-watt timer. Det reneste sink (99,99%) oppnås ved de elektrolyttiske fremgangsmåter.
Verdensproduksjonen av sink er for tiden ca 3.800.000 tonn pr. år, 47% ifølge elektrolyttiske fremgangsmåter og resten ved termiske fremgangsmåter.
De termiske fremgangsmåter omfatter følgende generelle
reaksjoner:
De elektrolyttiske fremgangsmåter omfatter generelt følg-ende reaksjoner:
Sinkelektrolyseanlegg benytter fire operasjoner: (1) røst-; ing av sinksulfidkonsentrat, (2) utluting av det røstete ,konsens trat eller kalsinering for ekstrahering av løselig sink, (3) rensing av den resulterende løsning samt (4) elektrolyse av løsningen for å oppnå metallisk sink.
Sinkelektrolytt inneholder typisk forurensninger av kobber, kobolt, nikkel og kadmium som er ugunstig for pletteringen av sink og må fjernes før elektrolyse. Disse elementer fjernes ved en varm kobbersulfat/arsentrioksyd/sinkpulver-rensesprosessi
Den nøyaktige mekanisme ved den varme kobbersulfat/arsentrioksyd/sinkpulver-renseteknikken er ikke fullt ut forstått.
Men en plausibel forklaring er følgende: Sinkpulver fortrenger kobber og arsen fra løsninger som antas å felle ut som et metallisk par. Sinkpulver^ fortrenger vanligvis ikke kobolt og nikkel fra løsning, men i nærvær av kobber/arsenparet utfelles disse metaller kvantitativt. Den ovennevnte kobbersulfattilsetning behøver ikke være nødvendig dersom tilstrekkelig kobber allerede' er til stede i den urene sinkelektrolytt.
Biproduktet fra renseprosessen er en sementkobberkakerest som i tillegg til kobber inneholder varierende mengder sink, kadmium, kobolt, nikkel og arsen. Markedsverdien for en slik kake er primært avhengig av prosentandelen kobber i den.
Det er atskillige ulemper med den ovenfor beskrevne rense-prosess: (1) Prosessen krever tilsetning av arsentrioksyd og eventuelt kobbersulfat som påvirker den totale prosessøkonomi. (2) Sementkobberkakeresten har på grunn av sitt arseninnhold en sterkt nedsatt markedsverdi. (3) Verdien av sink, kadmium og kobolt i sementkobberkaken innvirker ikke på kakens markedsverdi og bevirker følgelig ned-settelse av den totale prosessøkonomi.
Den foreliggende oppfinnelse vedrører elektrolyttisk frem-stilling av metallisk sink og omfatter behandling av resten fra slike produksjonsprosesser til dannelse av kobberarsenat for resirkulering til bruk ved preliminær rensing av sinkelektrolytten og samtidig økning av kobberinnholdet og minskning av arseninn holdet i den behandlete rest for å øke dennes, markedsverdi og . derved prosessøkonomien.
Forbedring av kvaliteten av sementkobberkake og gjenvinning av arsen utføres ifølge fire basisoperasjoner: (1) syreutluting, (2) koboltfjerning, (3) kaustisk utluting samt (4) arsenfjerning. Syreutlutingen utføres under optimale betingelser for oppløsningen av sink, kadmium og kobolt mens kobberekstraksjon samtidig under-trykkes. Oppløsningen og resten fra syreutlutingen skilles ved filtrering for videre bearbeidelse. For å gjøre en sink/kadmium-oppløsning egnet for resirkulering til sinkverket fjernes kobolt fra syreutlutingsoppløsningen. Den kobber- og arseninneholdende rest fra syreutlutingen underkastes en kaustisk utluting for opp-løsning av arsenet. Den kaustiske utlutingsoppslemming filtreres' deretter. Dette etterlater en rest som inneholder 60-80% kobber og mindre enn 1% arsen og som er et forbedret markedsprodukt på grunn av dets kobberinnhold.
Arsenet fjernes fra den kaustiske utlutingsoppløsning ved. utfelling som kobberarsenat som anvendes som en erstatning for . arsentrioksyd og kobbersulfat i det første trinn av rensing av sinkelektrolytten.
Den medfølgende tegning viser et skjematisk flytdiagram av
prosessen ifølge oppfinnelsen.
Prosessen omfatter elektrolyttisk raffinering av sink i
et sinkverk 10. På tegningen er det ikke vist den preliminære bearbeidelse av sinkmalmen som er konvensjonell. Sinksulfid-' malmen røstes på kjent måte til dannelse av sinkoksyd og utlutes deretter med svovelsyre til dannelse av sinksulfat.
Sinksulfatutlutingsoppløsningen inneholder også forurensninger som må fjernes før elektrolysen for å unngå forurensning av det endelige sinkprodukt. Den urene tilførselsoppløsning inneholder typisk 0,5-1,0 g/l kobber, 20-30 ppm kobolt, 1-2, ppm nikkel og kan i tillegg også inneholde kadmium.
Den urene tilførselsoppløsning 11 tilføres til en sinkelek^. trolyttrenseseksjon 12 hvor den behandles ifølge den foreliggende, oppfinnelse med sinkpulver og kobberarsenat slik som beskrevet mer detaljert nedenfor for utfelling av de ovennevnte forurensninger, under anvendelse av koboltnivået i oppløsningen som en kontroll. Det endelige koboltnivå må være mindre enn 0,1 ppm for å sikre tilstrekkelig renhet i elektrolytten for elektrolyse-trinnet.
Resten fra rensetrinnet 12 skilles på vilkårlig konvensjonell måte, såsom ved filtrering, ved 13 og utgjør det som er kjent som sementkobberkake 14 som typisk har følgende sammensetning:
Det rensete sinkelektrolyttfiltrat leveres gjennom en ledning 15 til sinkelektrolyttverket 10 for elektrolyse. Sementkobberkaken 14 behandles for (a) å øke kobberinnholdet og ren-heten i resten for økning av dennes markedsverdi og (b) å gjen-vinne arsenet og omdanne dette til kobberarsenat og resirkulere kobberarsenatet til rensetrinnet 12 og anvende det sammen med sinkpulveret for det ovenfor beskrevne utfellingstrinn istedenfor kobbersulfat/arsentrioksyd-reagensene som anvendes ifølge kjent teknikk.
Sementkobberkaken 14 underkastes et syreutlutingstrinn 16 for gjenvinning av sink-, kadmium- og koboltbestanddeler som et filtrat og frembringe en rest som separeres ved hjelp av filtre 17. Filtratet føres til et koboltfjerningstrinn 18 for atskillelse av kobolt fra filtratet slik at den resterende siiVkadmiumoppløs-ning kan føres gjennom en ledning 19 til en resirkuleringsled-ning 20 hvorigjennom den føres til sinkelektrolyseverket 10 for gjenanvendelse. Resten fra koboltfjerningstrinnet 18 har et høyt koboltinnhold som har markedsverdi.
Resten fra filtreringstrinnet 17 underkastes en kaustisk utluting 21 for å løse opp arsenet og etterlate en rest med høyt kobberinnhold som separeres i et filtreringstrinn 22. Den sistnevnte rest, betegnet behandlet sementkobberkake, har et økt kobberinnhold som øker dens markedsverdi. Filtratet fra trinn 22 behandles med kobbersulfat i et arsenfjerningstrinn 23 til dannelse av kobberarsenat som kan resirkuleres gjennom en retur-ledning 24 til det ovenfor beskrevne elektrolyserensetrinn. Den tilbakeblivende sinkinneholdende oppløsning føres gjennom resir-kuleringsledningen 20 til sinkelektrolyseverket 10.
Temperaturen i syreutlutingsoppslemmingen i trinn 16
holdes på ca 95°C med et tørrstoffinnhold på 20% i begynnelsen
og en tilsetning på 15-20 g/liter svovelsyre i begynnelsen. Etter ca to timer nøytraliseres syreutlutingsoppslemmingen til pH 3,5 - 4,0 med natriumhydroksyd for utfelling av eventuelt utlutet kobber. Mengden natriumhydroksyd som anvendes i dette trinn varierer med forskjellige kobberkakeprøver, noe også den ende- . lige pH gjør. Men kontroll er lettvint å foreta ved iakttagelse av utlutingsoppløsningens farge. Kobberutfellingen er fullstendig når oppløsningen mister sin blå farge. Forbruket av natriumhydroksyd er vanligvis 37,5 - 75 kg pr. tonn tørr kobberkake. Fersk kobberkake forbruker mer natriumhydroksyd enn lagret kobberkake. Noen grad av formaling for å bryte opp klumper er nødvendig enten før eller under syreutlutingen av lagret kobberkake. Formaling er ikke nødvendig for fersk kake.
Syreutlutingsoppslemmingen filtreres ved 17, og den arsenrike rest vaskes. Resten er svart og findelt. Den er egnet til filtrering med filterpresser og oppfører seg tilsvarende som en regulær kobberkake.
Typiske produkter fra syreutlutingen, beregnet av en gjennomsnittlig prøve av kobberkake som inneholder 6,24% Zn, 1,89% Cd, 1,25% Co, 0,71% Mn, 43,4% Cu, 6,89% As, 0,10% Na og 15,5%
S04har følgende analyse:
x)
<x>)Kobberkake pluss tilsatte reagenser.'
Kobolt fjernes ved 18 under følgende betingelser: Filtratet 23 fra syreutlutingstrinnet 16 oppvarmes til ca 95°C, og fast kaliumpermanganat tilsettes inntil det iakttas et lite overskudd av permanganat, noe som sees av en dyp fiolett farge. Deretter tilsettes det natriumhydroksyd i en mengde som er tilstrekkelig til å holde pH i den resulterende oppslemming på ca 3,0 - 3,5. Disse betingelser opprettholdes i ca to timer. Total koboltfjerning kan oppnås ved å benytte en lenger reaksjonstid, men er ikke absolutt nødvendig i denne prosess. Oppslemmingen filtreres ved 25, og resten vaskes.
Gjennomsnittlig reagensforbruk pr. kg fjernet kobolt er 3,80 kg kaliumpermanganat og 2,0 kg natriumhydroksyd. Disse tall utgjør et betydelig overskudd i forhold til de teoretiske mengder. Årsaken til dette er at kaliumpermanganat forbrukes for oksydasjon av mangan og arsen i tillegg til kobolt i syre-utlutingsoppløsningen.
Typiske produkter i koboltfjerningstrinnet, oppnådd fra en typisk syreutlutingsoppløsning har en analyse som fremgår i tabell II nedenfor. Filtratet kan tilbakeføres til sinkverket for gjenvinning av sink og kadmium. Mengden sink og kadmium i den koboltrike rest er sterkt avhengig av effektiviteten ved vasking. Denne rest krever en grundig fortrengningsvask for å fjerne sink og kadmium.
x)
<x>) Oppløsning fra syreutluting pluss tilsatte reagenser.
Resten med høyt arseninnhold fra syreutlutingstrinnet 16 utlutes med et kaustisk middel ved 21 for å løse opp arsenet. Temperaturen i den kaustiske utlutingsoppslemming holdes på ca 95°C med 10% av resten fra syreutlutingstrinnet og tilsetning av 5% natriumhydroksydoppløsning i begynnelsen. Luft tilføres kontinuerlig til oppslemmingen i en mengde på ca 15600 normal liter pr. minutt pr. tonn tørr syreutlutingsrest. Disse reaksjons-betingelser bibeholdes i ca seks timer. Oppslemmingen filtreres deretter ved 22, og resten fortrengningsvaskes. Resten er vanligvis brun eller grønn og filtreres langsommere enn andre, rester i prosessen.
Typiske produkter fra det kaustiske utlutingstrinn, fra
det tilførte produkt til dette trinn har følgende analyse:
Ved mange andre kaustiske utlutinger hvor det anvendes litt andre betingelser ekstraheres det også mer enn 90% av arsenet.
Arsenet fjernes fra den kaustiske utlutingsoppløsning
som et uløselig fast stoff ved 23. Den rensete løsning 26 kan føres tilbake til sinkverket. Ifølge den foretrukne utførelses-form benyttes det følgende betingelser: Et filtrat 27 fra det kaustiske utlutingstrinn oppvarmes til 7 5-80°C. På grunn av at dannelse av kobberarsenat ikke er fullstendig dersom kobbersulfat tilsettes direkte til oppløsningen, tilsettes det først tilstrekkelig svovelsyre for å bringe oppløsningen på ca pH 8. Deretter tilsettes kobbersulfat. Ca 30 kg CuS04.5H20 pr. tonn oppløsning er nødvendig. Den nødvendige mengde kobbersulfat kan variere avhengig av arseninnholdet i oppløsningen. Den resulterende oppslemming bibeholdes i ca 2 timer. En liten mengde kalk, vanligvis ca 3 kg pr. tonn oppløsning, tilsettes deretter for å oppnå en endelig pH-verdi på over 4.. Deretter filtreres oppslemmingen. Arsenfjerningen er vanligvis på mer enn 95% ved denne fremgangsmåte. Filtratet kan føres tilbake til sinkverket. Resten, et lyseblått, hurtigfUtrerende fast stoff, kan føres tilbake gjennom ledningen 24 for bruk som en erstatning for arsentrioksyd og kobbersulfat i første rensetrinn av sinkelektrolytten. Typiske produkter fra arsenfjerningstrinnet oppnådd fra det tilførte produkt til dette stadium har følgende analyse:
Kobberarsenatproduktet fra arsenfjerningstrinnet 23 anvendes som en erstatning for kobbersulfat og arsentrioksyd ved fjerning av kobber, kobolt og nikkel fra uren sinkelektrolytt på trinn 12. Uren sinkelektrolyttoppløsning inneholder typisk 0,5-1,0 g/liter kobber, 20-3 0 ppm kobolt og 1-2 ppm nikkel. Rensingen av elektrolytten utføres på følgende måte: 1,5-2,5 g/liter sinkpulver og 0,25 g (tørr)/liter kobberarsenatprodukt
tilsettes til den urene sinkelektrolyttoppløsning ved 80-90°C. Temperaturen holdes deretter på ca 90-95°C inntil koboltnivået
i oppløsningen er lavere enn 0,1 ppm. Når dette koboltnivå er nådd, reguleres oppløsningens pH til ca 4, hvoretter oppslemmingen filtreres. Total reaksjonstid er vanligvis ca 2 timer. Filtratet tilføres til sinkverket for elektrolyttisk utvinning
av metallisk sink. Seme.ntkobberkakeresten behandles ifølge den foreliggende oppfinnelse for fjerning og resirkulering av dens arseninnhold med tilhørende anrikning av kobberkaken.
Eksempel 1
Det ble utført seks forsøk i verket under anvendelse av elektrolyttrensefremgangsmåten ifølge oppfinnelsen. Uren sink-elektrolyttoppløsning med pH på ca 4 og temperatur på ca 80-90°C ble behandlet med 1,5-2,5 g/liter sinkpulver og 0,25 g (tørr)/ liter kobberarsenatprodukt fra arsenfjerningstrinnet. Temperaturen ble holdt på ca 90-95°C inntil koboltnivået i oppløsningen var lavere enn 0,1 ppm. Resultatene er angitt nedenfor.
Fremgangsmåten i laboratoriet avviker noe fra fremgangsmåten i verket. Det viste seg at i liten målestokk (1 liter)
er reagensbehovene større og rensingen vanskeligere å kontrol-lere. Følgende eksempel viser fremgangsmåte i laboratoriet.
Eksempel 2
Fire 1 liters prøver av uren sinkelektrolytt som inneholdt
16 ppm Co ble behandlet med kobberarsenat og sinkpulver på følgr ende måte: Prøvene ble oppvarmet til 90°C i begre. 1 g tørt pulver-formet kobberarsenat ble tilsatt til hvert beger sammen med henholdsvis 2, 3, 4 og 5 g sinkpulver. Begerne ble omrørt i 1 time, og oppløsningsprøver ble fjernet fra hvert med 10 minutters intern valler. Oppløsningene som var behandlet med 2 og 3 g sinkpulver oppnådde ikke det nødvendige koboltnivå på mindre enn 0,1 ppm.
I de prøver som var behandlet med 4 og 5 g sinkpulver falt koboltnivået til under 0,1 ppm etter 20"minutter.
Det antas at ytelsen i. verksskalaen er mer effektiv enn
i laboratorieskala på grunn av at de reduksjonsbetingelser som er nødvendig for rensingen lettvintere' oppnås i en stor tank enn i et 1 liters beger.
Som det fremgår av beskrivelsen ovenfor fremstilles det ifølge den foreliggende oppfinnelse et kobberarsenatprodukt fra sementkobberkakerest og gjenanvendes i rensing av sinkelektrolytt. To vesentlige trekk ved oppfinnelsen er: 1. Arsen resirkuleres. Derfor er det bare nødvendig med en mindre tilførsel av arsentrioksyd. 2. Sementkobberresten bedres betydelig i kvalitet under behandlingen idet den endelige rest inneholder mer enn 7 0%
kobber og mindre enn 1% arsen.'
Kobberarsenatproduktet frembringes fra sinkverk-sement-kobberrest i en 4 trinns prosess som omfatter: 1. En syreutluting hvor ca 74% sink, 82% kadmium og 87% kobolt ekstraheres. 2. Et koboltfjerningstrinn hvor kobolt felles ut fra syre-utfellingsfiltratet, hvorved det blir tilbake en sink/kadmiumoppr løsning som er egnet for resirkulering til sinkverket. 3. En varm, luftet, kaustisk utluting hvor over 90% arsen, ekstraheres fra syreutlutingsresten. 4. Et arsenfjerningstrinn hvor arsen felles ut som kobberarsenat fra filtratet fra den kaustiske utluting, hvorved det også blir tilbake en oppløsaiAg som kan resirkuleres til sinkverket .
Ventede fordeler med den foreliggende oppfinnelse omfatter:
1. Lavere forbruk av arsentrioksyd som et rensereagens.
2. Mindre avhengighet av kilder utenfor for tilførsel av arsentrioksyd.
3. Økt verdi av kvalitetsforbedret kobberrest.

Claims (18)

1. Fremgangsmåte til elektrolyttisk utvinning av metallisk sink, hvor kobber-, kadmium- og koboltforurensninger fjernes fra en uren elektrolytt før elektrolyse og det dannes en sementkobberkakerestfraksjon, karakterisert ved a) at sementkobberkaken underkastes en syreutluting etterfulgt av en tilsetning av alkali for ekstrahering av vesentlige mengder sink, kadmium og kobolt i oppløsning og frembringe en kobberanriket rest, b) at kobolt utfelles fra ekstraksjonsoppløsningen i trinn a) , c) at det utfelte kobolt separeres fra oppløsningen i trinn b), d) at den kobberanrikete rest i trinn a) underkastes en kaustisk utluting for ekstrahering av arsen i oppløsning og frembringe et kobberanriket sementkobberkakeprodukt, e) at den arseninneholdende opplø sning fra trinn d) om-settes med et kobbersalt hvorved det dannes en kobberarsenat-rest mens det blir tilbake en sinkinneholdende oppløsning, samt f) at den urene elektrolytt behandles med kobberarsenatresten for fjerning av forurensningene.
2. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at den separerte oppløsning fra trinn c) og den sinkinneholdende oppløsning fra trinn e) resirkuleres til den rensete elektrolytt for å underkastes elektrolyse.
3. Fremgangsmåte i samsvar med krav 2, karakterisert ved at syreutlutingen utføres med. svovelsyre ved ca 95°C i ca 2 timer, etterfulgt av nøytralisering med natriumhydroksyd til en pH-verdi på ca 3,5-4,0.
4. Fremgangsmåte i samsvar med krav 3, karakterisert ved at ekstraksjonsoppløsningen oppvarmes til ca 95°C, at det tilsettes fast kaliumpermanganat inntil et lite overskudd indikeres av en dyp fiolett farge, at det deretter tilsettes natriumhydroksyd for regulering av oppløsningens pH til ca 3,0-3,5, at disse betingelser bibeholdes i ca 2 timer, samt at koboltresten deretter fjernes.
5. Fremgangsmåte i samsvar med krav 4, karakterisert ved at trinn d) omfatter tilsetning av natriumhydroksyd, at temperaturen holdes på ca 95°C, at blandingen luftes i ca 6 timer, og at den arsenrike oppløsning og en kobberanriket sement som inneholder kobberkakeproduktet deretter separ-, eres.
6. Fremgangsmåte i samsvar med krav 5, karakterisert ved at trinn e) omfatter oppvarming av den arseninneholdende oppløsning til ca 75-80°C, at pH reguleres til ca 8,0 med svovelsyre, at det tilsettes kobbersulfat etterfult av tilsetning av kalk for å frembringe en endelig pH på over 4,0, samt at kobberarsenatresten deretter separeres fra oppløsningen.
7. Fremgangsmåte til utvinning av arsen fra en sementkobberkake, karakterisert ved a) utluting av sementkobberkaken med varm syre til dannelse av en oppslemming og deretter nø ytralisering av oppslemmingen til en pH på ca 3,5-4,0, b) deling av oppslemmingen i en oppløsningsfraksjon og en restfraksjon, c) kaustisk utluting av restfraksjonen fra trinn b) til dannelse av en oppslemming, d) deling av oppslemmingen fra trinn c) i en oppløsnings-fraksjon og en restfraksjon, e) behandling av opplø sningsfraksjonen fra trinn d) for fjerning av arsen som kobberarsenat.
8. Fremgangsmåte i samsvar med krav 7, karakterisert ved at det som syre anvendes svovelsyre.
9. Fremgangsmåte i samsvar med krav 8, karakterisert ved at nø ytraliseringen omfatter tilsetning av natriumhydroksyd.
10. Fremgangsmåte i samsvar med krav 9, karakterisert ved at oppløsningsfraksjonen fra trinn b) behandles for fjerning av kobolt.
11. Fremgangsmåte i samsvar med krav 10, karakterisert ved at behandlingen omfatter tilsetning til opp-løsningen av kaliumpermanganat og tilstrekkelig natriumhydroksyd til at det dannes en oppslemming med pH på ca 3,0-3,5, og at oppslemmingen deretter deles i en opplø sningsfraksjon og en restfraksjon.
12. Fremgangsmåte i samsvar med krav 11, karakterisert ved at oppslemmingen holdes på en temperatur på ca 9 5°C i ca 2 timer.
13. Fremgangsmåte i samsvar med krav 12, karakterisert ved at den kaustiske utluting i trinn c) omfatter tilsetning av ca 4% natriumhydroksydoppløsning til resten under kontinuerlig lufting til dannelse av en oppslemming..
14. Fremgangsmåte i samsvar med krav 13, karakterisert ved at oppslemmingen holdes på en temperatur på ca 95°C i ca 6 timer.
15. Fremgangsmåte i samsvar med krav 14, karakterisert ved at trinn e) omfatter behandling av oppløs-ningen med svovelsyre til en pH på ca 8,0, og deretter tilsetning av kobbersulfat til dannelse av uløselig kobberarsenat og deretter separering av kobbejrarsenatet fra oppslemmingen.
16. Substans, karakterisert ved at den inneholder en hovedandel av kobberarsenat med den generelle formel Cu3 (As04 )2 •4H2 0 og inneholder ytterligere, utfelte stoffer i ionisert tilstand i følgende vektsprosentandeler av den totale substans:
17. Fremgangsmåte til rensing av en sinkelektrolytt før denne elektrolyseres for elektrolyttisk utvinning av metallisk sink, karakterisert ved at elektrolytten holdes på en temperatur på ca 90-95°C, at det tilsettes sinkpulver i en mengde på ca 1,5-2,5 g/liter og kobberarsenat i en mengde på ca 0,25 g/liter inntil koboltnivået i elektrolytten er lavere enn
0,1 ppm, samt at pH reguleres til ca 4,0 og de faste stoffer fjernes fra elektrolytten.
18. Fremgangsmåte til elektrolyttisk utvinning av metallisk sink, hvor kobber-, kadmium- og koboltforurensninger fjernes fra en uren elektrolytt før elektrolyse og det dannes en sementkobberkakerestfraksjon, karakterisert ved a) at sementkobberkaken underkastes en syreutluting etter fulgt av en tilsetning av alkali for ekstrahering av vesentlige mengder sink, kadmium og kobolt i opplø sning pg frembringe en kobberanriket rest, b) at.kobolt utfelles fra ekstraksjonsoppløsningen i trinn a) ved tilsetning av kaliumpermanganat, c) at det utfelte kobolt separeres fra oppløsningen i trinn b), d) at den kobberanrikete rest i trinn a) underkastes en kaustisk utluting for ekstrahering av arsen i oppløsning og frembringe et kobberanriket sementkobberkakeprodukt, e) at den arseninneholdende oppløsning fra trinn d) om-settes med et kobbersalt hvorved det dannes en kobberarsenat-rest mens det blir tilbake en sinkinneholdende oppløsning, samt f) at den urene elektrolytt behandles med kobberarsenatresten for fjerning av forurensningene.,
NO770818A 1976-03-11 1977-03-09 Fremgangsm}te til utvinning av sink. NO770818L (no)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CA247,665A CA1063967A (en) 1976-03-11 1976-03-11 Zinc hydrometallurgical process

Publications (1)

Publication Number Publication Date
NO770818L true NO770818L (no) 1977-09-13

Family

ID=4105437

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO770818A NO770818L (no) 1976-03-11 1977-03-09 Fremgangsm}te til utvinning av sink.

Country Status (12)

Country Link
US (1) US4049514A (no)
JP (1) JPS52134812A (no)
AU (1) AU510955B2 (no)
BE (1) BE852157A (no)
CA (1) CA1063967A (no)
DE (1) DE2708543C3 (no)
ES (4) ES456714A1 (no)
FI (1) FI770646A (no)
MX (1) MX144470A (no)
NO (1) NO770818L (no)
TR (1) TR19816A (no)
ZA (1) ZA771125B (no)

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4168970A (en) * 1978-09-21 1979-09-25 Noranda Mines Limited Purification of zinc sulphate solutions
US4240826A (en) * 1979-09-13 1980-12-23 Texasgulf Inc. Process for the recovery of arsenic as a zinc arsenate and its _utilization in the purification of zinc plant electrolytes
EP0134053B1 (en) * 1983-08-02 1988-10-26 AGIP S.p.A. Process for purifying solutions of zinc sulphate
US5002748A (en) * 1988-09-02 1991-03-26 Cominco Ltd. Method for the preparation of copper arsenate
CA1321981C (en) * 1989-07-04 1993-09-07 Bruno Peter Saal Shelf frame connector
CN110066918B (zh) * 2018-10-22 2024-08-13 呼伦贝尔驰宏矿业有限公司 一种硫酸锌溶液深度处理的系统和方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2509916A (en) * 1946-03-05 1950-05-30 Hudson Bay Mining & Smelting Method of removing nickel and cobalt impurities from zinc electrolyte solutions
US2509917A (en) * 1946-03-05 1950-05-30 Hudson Bay Mining & Smelting Method of removing nickel and cobalt impurities from zinc electrolyte solutions

Also Published As

Publication number Publication date
ES456714A1 (es) 1978-06-01
FI770646A (no) 1977-09-12
ES467396A1 (es) 1978-11-16
JPS52134812A (en) 1977-11-11
US4049514A (en) 1977-09-20
AU2304677A (en) 1978-09-14
ZA771125B (en) 1978-01-25
AU510955B2 (en) 1980-07-24
ES467397A1 (es) 1978-11-16
DE2708543C3 (de) 1980-04-24
DE2708543A1 (de) 1977-09-29
TR19816A (tr) 1980-01-03
MX144470A (es) 1981-10-19
CA1063967A (en) 1979-10-09
DE2708543B2 (de) 1979-08-16
BE852157A (fr) 1977-07-01
ES467395A1 (es) 1978-11-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
DE69829994T2 (de) Verfahren zur reinigung von lithiumcarbonat
CN101717868B (zh) 从含铟镓蒸馏废酸中综合回收铟镓方法
CA2856341A1 (en) Method for producing high-purity nickel sulfate
US4150976A (en) Method for the recovery of metallic copper
DE2501284A1 (de) Verfahren zur aufarbeitung von manganknollen und gewinnung der in ihnen enthaltenen wertstoffe
NO330197B1 (no) Fremgangsmate til utlutning av sinkkonsentrat under atmosfaeriske betingelser
CN105274352B (zh) 一种从碳酸铜锰钴钙锌混合物中分离铜钴锰的方法
US4201648A (en) Nickel recovery from sulfur-deficient mattes
US3691038A (en) Process for the recovery of zinc from zinc- and iron-containing materials
OA11283A (en) Selective precipitation of nickel and cobalt.
WO2020237312A1 (en) Recovery of titanium products from titanomagnetite ores
CA1324977C (en) Process of treating residues from the hydrometallurgical production of zinc
CA1147970A (en) Process for cobalt recovery from mixed sulfides
AU5406794A (en) Antimony separation process
US2728636A (en) Separation of nickel and cobalt
CA1076364A (en) Process for concentrating and recovering gallium
US3492115A (en) Method for preparing copper products from copper precipitate
NO770818L (no) Fremgangsm}te til utvinning av sink.
CN101134566B (zh) 硫化镍精矿制备氨基磺酸镍工艺
NO153062B (no) Fremgangsmaate til rensing av uren sinkelektrolytt som inneholder kobber-, kadmium- og koboltforurensninger
CA1094973A (en) Removal of cobalt from zinc electrolyte using zinc dust and copper arsenate
CN107604163A (zh) 一种无渣化处理电镀污泥的工艺
US5939042A (en) Tellurium extraction from copper electrorefining slimes
CN109913647A (zh) 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法
US4384940A (en) Chlorine leaching of nickel-cobalt-iron sulphides