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
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 44
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims description 10
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 78
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 67
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 67
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 60
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 60
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 60
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 42
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 42
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 39
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 38
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 34
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 25
- RKYSWCFUYJGIQA-UHFFFAOYSA-H copper(ii) arsenate Chemical group [Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[O-][As]([O-])([O-])=O.[O-][As]([O-])([O-])=O RKYSWCFUYJGIQA-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 25
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 24
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 23
- 239000004568 cement Substances 0.000 claims description 21
- 229940030341 copper arsenate Drugs 0.000 claims description 20
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 claims description 19
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 239000003518 caustics Substances 0.000 claims description 17
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 14
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 14
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 13
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 6
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 6
- 239000012286 potassium permanganate Substances 0.000 claims description 6
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 5
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims 2
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims 2
- 238000005273 aeration Methods 0.000 claims 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 30
- 239000000047 product Substances 0.000 description 13
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 12
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 11
- HJTAZXHBEBIQQX-UHFFFAOYSA-N 1,5-bis(chloromethyl)naphthalene Chemical compound C1=CC=C2C(CCl)=CC=CC2=C1CCl HJTAZXHBEBIQQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- GOLCXWYRSKYTSP-UHFFFAOYSA-N arsenic trioxide Inorganic materials O1[As]2O[As]1O2 GOLCXWYRSKYTSP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 7
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 7
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 3
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 3
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 2
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 2
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 2
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 2
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003916 acid precipitation Methods 0.000 description 1
- JEMGLEPMXOIVNS-UHFFFAOYSA-N arsenic copper Chemical compound [Cu].[As] JEMGLEPMXOIVNS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 150000001868 cobalt Chemical class 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 229940079593 drug Drugs 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical group [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000699 topical effect Effects 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- 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.,
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)
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)
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 |
-
1976
- 1976-03-11 CA CA247,665A patent/CA1063967A/en not_active Expired
- 1976-05-13 US US05/686,064 patent/US4049514A/en not_active Expired - Lifetime
-
1977
- 1977-02-25 ZA ZA00771125A patent/ZA771125B/xx unknown
- 1977-02-28 DE DE2708543A patent/DE2708543C3/de not_active Expired
- 1977-03-01 FI FI770646A patent/FI770646A/fi not_active Application Discontinuation
- 1977-03-07 BE BE175529A patent/BE852157A/xx not_active IP Right Cessation
- 1977-03-09 TR TR1981677A patent/TR19816A/xx unknown
- 1977-03-09 AU AU23046/77A patent/AU510955B2/en not_active Ceased
- 1977-03-09 NO NO770818A patent/NO770818L/no unknown
- 1977-03-10 MX MX16831377A patent/MX144470A/es unknown
- 1977-03-10 ES ES456714A patent/ES456714A1/es not_active Expired
- 1977-03-11 JP JP2613077A patent/JPS52134812A/ja active Pending
-
1978
- 1978-02-28 ES ES467396A patent/ES467396A1/es not_active Expired
- 1978-02-28 ES ES467395A patent/ES467395A1/es not_active Expired
- 1978-02-28 ES ES467397A patent/ES467397A1/es not_active Expired
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 |