NO773850L - Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater - Google Patents
Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentraterInfo
- Publication number
- NO773850L NO773850L NO773850A NO773850A NO773850L NO 773850 L NO773850 L NO 773850L NO 773850 A NO773850 A NO 773850A NO 773850 A NO773850 A NO 773850A NO 773850 L NO773850 L NO 773850L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- lead
- zinc
- concentrate
- silver
- extraction
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 53
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 35
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims description 51
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 49
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 49
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 49
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 44
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 42
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 42
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 42
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 41
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 39
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 39
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 36
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 34
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 34
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 34
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 34
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 31
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 31
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 25
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 16
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 claims description 15
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 15
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 12
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 10
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 claims description 10
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 10
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 claims description 9
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 6
- -1 sulphide ions Chemical class 0.000 claims description 5
- 239000005749 Copper compound Substances 0.000 claims description 3
- 150000001880 copper compounds Chemical class 0.000 claims description 3
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims description 2
- 229940100890 silver compound Drugs 0.000 claims 6
- 150000003379 silver compounds Chemical class 0.000 claims 6
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 claims 5
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 0.000 claims 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims 4
- 239000000463 material Substances 0.000 claims 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims 2
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims 2
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 claims 1
- 150000003841 chloride salts Chemical class 0.000 claims 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 claims 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 62
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 30
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 18
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 16
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 11
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 9
- 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 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 7
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 6
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 6
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 5
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 5
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 5
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 5
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 5
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 4
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 4
- KWGKDLIKAYFUFQ-UHFFFAOYSA-M lithium chloride Chemical compound [Li+].[Cl-] KWGKDLIKAYFUFQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N sulfur monoxide Chemical class S=O XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 3
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 3
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 3
- 229920001021 polysulfide Polymers 0.000 description 3
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 3
- 229910052815 sulfur oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 3
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 2
- 229940056932 lead sulfide Drugs 0.000 description 2
- 229910052981 lead sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 description 2
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L thiosulfate(2-) Chemical compound [O-]S([S-])(=O)=O DHCDFWKWKRSZHF-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- JIAARYAFYJHUJI-UHFFFAOYSA-L zinc dichloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Zn+2] JIAARYAFYJHUJI-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 1
- NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N bis(sulfanylidene)iron Chemical compound S=[Fe]=S NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012267 brine Substances 0.000 description 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 1
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 1
- 238000009388 chemical precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 230000002860 competitive effect Effects 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- TXKMVPPZCYKFAC-UHFFFAOYSA-N disulfur monoxide Inorganic materials O=S=S TXKMVPPZCYKFAC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 239000003292 glue Substances 0.000 description 1
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N iron zinc Chemical compound [Fe].[Zn] KFZAUHNPPZCSCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M sodium;chloride;hydrate Chemical compound O.[Na+].[Cl-] HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011592 zinc chloride Substances 0.000 description 1
- 235000005074 zinc chloride Nutrition 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte til selektiv utvinning av metaller, såsom bly, kobber, sink og sølv ved hydrometallurgisk teknikk.
P.yrometallurgiske prosesser for utvinning av metaller, såsom bly, fra malmforekomster er velkjent innen teknikken og i utstrakt bruk i industrien. Men idet bly i slike malmer hoved-sakelig foreligger i kombinasjon med svovel eller svovelinne-holdende stoffer, fører pyrometallurgi til oksydasjon av disse svovelstoffer og dannelse av svoveloksyder.
Bestemmelser og standarder når det gjelder luftforurens-ning, utstedt av både statelige og kommunale organer i de senere år, har lagt alvorlige restriksjoner på nivåene for tillatelige svoveloksydutslipp fra disse prosesser. Selv om industrien har utviklet tallrike fremgangsmåter for gjenvinning av svovel-oksydene som slippes ut fra pyrometallurgiske prosesser, er disse teknikker meget kostbare. Faktisk kan ventede, enda strengere forurensningsstandarder pålegge industrien teknologisk umulige og økonomisk ugjennomførlige krav.
Hydrometallurgiske teknikker for utvinning av metaller
byr imidlertid på et attraktivt alternativ for regulering av utslippene, idet disse prosesser ikke resulterer i dannelsen av svoveloksyder. Tvert imot muliggjør hydrometallurgi utvinningen av svovel i elementform. Til tross for denne tilsynelatende enkle løsning av utslippsproblemet, er imidlertid hydrometallurgi økonomisk konkurransedyktig med pyrometallurgisk behandling bare dersom bort imot fullstendig utvinning av det ønskete metall fra malmen oppnås, en betingelse som er vanskelig å oppnå i kommersiell målestokk ved anvendelse av kjent hydrometallurgisk teknikk. For å senke disse kostnader er det dessuten ønskelig å bevirke fullstendig utvinning av alle andre metaller i malmen.
Ovennevnte problemer er særlig utpreget når det ønskete metall foreligger i en forekomst av lav kvalitet idet kostnadene pr.fremstilt metallenhet er meget høye. Spesielt kan ikke blykonsentrater av lav kvalitet som inneholder kobber, sink og sølv ikke behandles økonomisk med mindre det oppnås en bort imot-fullstendig utvinning av alle disse metaller. Hittil har hydrometallurgi ikke vært vellykket ved selektiv utvinning av de forskjellige metaller i slike konsentrater.
Det er derfor et formål ved den foreliggende oppfinnelse
å frembringe en fremgangsmåte til selektiv utvinning, i høyt utbytte, av et antall verdifulle metaller fra malmer som inneholder slike metaller.
Et annet formål med oppfinnelsen er å utføre utvinningen
ved hydrometallurgisk teknikk.
Et mer spesifikt formål med oppfinnelsen er å utvinne
bly, kobber, sink og sølv selektivt fra konsentrater av lav kvalitet som inneholder disse metaller.
Ifølge oppfinnelsen behandles blykonsentrater for selektiv utvinning i høyt utbytte av bly, kobber, sink og sølv fra konsentratene ved en fremgangsmåte som omfatter utluting av konsentratet med svovelsyre i nærvær av oksygen, utluting av resten med kalk samt utluting av resten fra denne utluting med ferriklorid.
Det kjennetegnende ved oppfinnelsen fremgår av de etter-følgende krav.
Oppfinnelsen vil bli nærmere forklart i det etterfølgende under henvisning til det medfølgende blokkdiagram som viser den foretrukne utførelsesform av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen.
I det innledende utlutingstrinn, heretter benevnt "oksygen-utluting", bringes blyet i berøring med svovel i nærvær av oksygen. Derved ekstraheres kobber og sink fra konsentratet som sulfater mens blysulfid omdannes til blysulfat og en'del av svovelet omdannes til elementtilstanden. Ifølge en foretrukket utførelses-form av oppfinnelsen er også kloridioner til stede for å medvirke til oppløsning av kobber.
Oksygenutlutingen foretas fortrinnsvis ved høyere temperatur og trykk. Foretrukne betingelser når det gjelder dette er temperaturer på over 100°C og trykk i området ca. 4,2-5,6 kg/cm<2>. Temperaturen holdes fortrinnsvis under smeltepunktet for svovel for å hindre at mineralpartiklene blir belagt med smeltet svovel. Tiden eller omfanget av oksygenutlutingen vil nødvendigvis variere avhengig av trykket, konsentrasjon av reaksjonsdeltakere og metaller samt andre liknende faktorer. Det nødvendige tidsrom
bør være tilstrekkelig til å bevirke fullstendig oppløsning av sink og kobber, men likevel ikke så langt at det resulterer i utluting av for mye jern.
Som et resultat av oksygenutlutingen blir det tilbake en rest av det således behandlete konsentrat og en oppløsning som inneholder de ekstraherte sink- og kobberforbindelser. Denne oppløsning behandles deretter slik som beskrevet nedenfor for å isolere og fjerne metallisk kobber og sink.
Resten fra oksygenutlutingen behandles deretter med kalk. Denne kalkutluting resulterer i fjerning av elementært svovel
og er forbundet med gjenomdannelse av blysulfat til blysulfider. Denne utluting foretas fortrinnsvis i nærvær av tilsatte sulfid-stoffer. Slik det vil bli beskrevet mer detaljert nedenfor, antas det at det foreligger kritiske betingelser både for kalk-mengden som anvendes ved kalkutlutingen og temperaturen hvor
0
utlutingen utføres. Hovedformålet med denne utluting er å lette den etterfølgende ekstraksjon og utvinning av sølv. Gjenomdannelse av blysulfat til blysulfid under limutlutingen er meget viktig for balansen mellom reaksjonsdeltakerne i prosessen. Gjenomdannelsen muliggjør resirkulering av klor som dannes under bly-kloridelektrolyse til utlutingen som ferriklorid som dannes i oksydasjonstrinnet.
Resten som blir tilbake fra kalkutlutingen behandles deretter videre for å fjerne sølv og bly, mens oppløsningen som fremkommer ved kalkutlutingen behandles for fjerning av svovel. Nevnte utvinning omfatter behandling av resten med ferriklorid
og kalsium ved senket pH. På grunn av denne utluting oppløses bly og sølv og behandles videre for selektiv utvinning av dem i metallisk form.
Slik det fremgår av det skjematiske flytdiagram tilføres
et sulfidkonsentrat som blant annet inneholder bly, kobber, sink og sølv til en egnet autoklav som tåler trykk på minst 7 kg/cm 2. Konsentratet tilføres svovelsyre, og trykket i autoklaven økes til mellom ca. 4,2 og 5,6 kg/cm 2med oksygen. Temperaturen i autoklaven holdes på over 100°C, og utlutingen utføres i to timer.
Det foretrekkes å tilføre kloridioner til autoklaven fra
en egnet kilde for å medvirke til oppløsningen av kobber og for å hindre at sølv går i oppløsning som et sulfat. Generelt anvendes
det en konsentrasjon på 100-200 ppm klorid, beregnet av tørrstoff-innholdet i konsentratet.
Under oksygenutlutingen antas det at følgende hovedreaksjoner foregår:
Således ekstraheres sink og kobber fra konsentratet som sulfater, mens en del av det tilstedeværende svovel omdannes til element-f orm.
Utlutingsoppløsningen som fjernes fra autoklaven behandles deretter for fjerning av kobber og sink og andre metaller, såsom jern eller kadmium. Jern kan fjernes enten som jarositt, goethitt eller hematitt. Kobber cementeres med findelt sinkmetall, og sink utvinnes ved elektrolyse.
Svovelsyren som anvendes under oksygenutlutingen kan frem-bringes helt eller delvis fra brukt sinkelektrolyttoppløsning som fremkommer ved den elektrolyttiske utvinning a- Q sinkmetall fra sinksulfat, idet svovelsyre regenereres ved anodereaksjonen. Slik brukt sinkelektrolytt har typisk en konsentrasjon på 100-200 g/liter svovelsyre.
Oksygenutlutingsresten, som inneholder blysulfat og elementært svovel, utlutes deretter med kalk og stoff som er i stand til å frembringe sulfidioner, såsom polysulfider. Selv om det er mulig å utelate denne behandling og føre resten fra oksygenutlutingen direkte til kloridutlutingen, som vil bli beskrevet mer detaljert nedenfor, for fjerning av sølv og bly, er det påvist at sølvutvinning kan økes ved å ekstrahere oksygenutlutingsresten først med kalk for å fjerne elementært svovel fra denne. Denne kalkutluting resulterer dessuten i gjenomdannelsen av blysulfat til blysulfid. Det er påvist at i det minste 10% overskudd av kalk over den støkiometrisk nødvendige mengde er nødvendig for å bevirke omdannelsen av blysulfat og utlutingen av svovel. Sulfidioner tilføres fortrinnsvis som utlutingsopp-løsning, resirkulert før surgjøring for fjerning av svovel slik som beskrevet nedenfor. Alternativt kan hydrogensulfid tilsettes til kalkutlutingsoppløsningen. Idet omdannelsen av blysulfat til blysulfid forbruker polysulfider, er det vanligvis nødven-dig med tilstrekkelig polysulfid til å omdanne ca. 10% av bly-
sulfatet til blysulfid.
Temperaturen hvor kalkutlutingen utføres må være ca. 95°c for å sikre en skikkelig reaksjon. Hovedreaksjonen antas å fore-gå på følgende måte:
Rensingen av denne utlutingsoppløsning foretas ved til-setning av svovelsyre til én pH på ca. 2,0 for utfelling av gips og svovel ifølge følgende likninger:
Skulle tiosulfatnivåene i utlutingsvæsken bli uakseptabelt høye, kan tiosulfatet omdannes til gips og svovel ved trykk-oksydasjon med oksygen.
Resten fra oksygen- og kalkutlutingene behandles deretter med ferriklorid og:kalsiumklorid for å løse opp bly og sølv ifølge følgende reaksjoner:
Det er blitt påvist at under denne utluting er det nødven-dig å holde systemet på en pH på under ca. 1,5. Passende mengder av et vilkårlig surt stoff, såsom saltsyre, kan tilsettes for å frembringe denne tilstand. Utilstrekkelig surhet resulterer i hydrolyse av ferrionet, noe som på sin side nedsetter restens filtrerbarhet og minsker sølvutvinningen. Temperaturen hvor denne utluting foretas er fortrinnsvis i området 70-90°C. Dessuten bør fraskilling av utlutingsoppløsningen fra den resulterende rest utføres ved temperaturer omkring den temperatur hvor blyklorid vil krystallisere.
Sølv utvinnes fortrinnsvis fra den resulterende utlutingsvæske ved cementering på bly ifølge likningen:
Før cementeringen reduseres eventuelle ferrioner under anvend else av støkiometriske mengder blypulver. I tillegg vil ved en slik prosess en del kobber som ikke ble utvunnet under oksygenutlutingen bli utvunnet.
De lave sølvmengder i oppløsningen nødvendiggjør vanligvis bruken av ytterst findelt blypulver for å bevirke cementering. Det foretrekkes å anvende et overskudd av bly i cementerings-prosessen. Et bly:sølvvektforhold på ca. 5:1 bevirker generelt et lite overskudd over det støkiometriske behov for både kobber og sølv. Temperaturen holdes på ca. 8°C, som er tilstrekkelig til å opprettholde blyløselighet under cementeringen.
Alternativt kan sølv utvinnes ved kjemisk utfelling med hydrogensulfid som er dannet under den ovennevnte surgjøring av kalkutlutingsvæskene.
Bly utvinnes fra utlutingsvæsken ved krystallisasjon av blyklorid og etterfølgende elektrolyse. Krystallisasjon av blyklorid foregår ved temperaturer i oppløsningen på ca. 3 0?C. Det foretrekkes å utføre krystallisasjonen etter utvinningen av sølv for å unngå tap av sølv under krystallisasjonen.
Blykloridet tilføres deretter til en elektrolysecelle sammen med en egnet elektrolytt hvor det reduseres til elementært bly.
Klor som dannes ved elektrolysen av blyklorid anvendes for
å regenerere ferriklorid for resirkulering til utlutingen:
Jern og sink i utlutingsoppløsningen kontrolleres ved hjelp av en liten uttapping fra kretsen. Hydrogensulfid fra surgjør-ingstrinnet anvendes sammen med kalktilsetningen for å fjerne en blyutfelling for resirkulering til saltoppløsningsutlutingen og en sink-jernutfelling for resirkulering til autoklavutlutingen. Den strippete oppløsning føres tilbake til kretsen som en vaske-oppløsning for resten.
Bruken av hydrogensulfid som dannes under surgjørings-trinnet og kloret som dannes ved smelteelektrolysen bevirker et selvoppholdende regenereringssystem, beskytter omgivelsene om anlegget og senker driftskostnadene.
Oppfinnelsen vil bli nærmere forklart i det etterfølgende ved hjelp av eksempler.
Eksempel I
Det ble utført en serie forsøk hvor trykket og tiden under oksygenutlutingen ble variert for å bestemme de optimale beting- eiser for ekstraksjonen av kobber og sink fra et blykonsentrat av dårlig kvalitet. I hvert forsøk ble det anvendt 250 g konsentrat og 500 ml av en utlutingsoppløsning som inneholdt 200 g/liter svovelsyre og 148 g/liter sinksulfat. Utlutingen ble utført ved 100°C i en Parr-autoklav under omrøring. Resultatene av disse forsøk er angitt i tabell I.
Et videre forsøk ble utført med et blykonsentrat som inneholdt 12,33 vektsprosent bly, 3,29 kg sølv pr. tonn, 4,33 vektsprosent kobber samt 14,04 vektsprosent sink. Utlutingsoppløs-ningen inneholdt 200 g/liter svovelsyre og 148 g/liter sinksulfat. Trykket under ekstraksjonen ble holdt på 2,81 kg/cm 2 (oksygen), og temperaturen var 100°C.Resultatene av disse forsøk er angitt , i tabell II.
Eksempel II
Et blykonsentrat av dårlig kvalitet som inneholdt ca. 8 vektsprosent kobber, 8 vektsprosent sink, 12 vektsprosent bly, 6 vektsprosent vann og 3,63 kg sølv pr. tonn, ble blandet med brukt sinkelektrolytt (210 g/liter svovelsyre og 48 g/liter sink) og 150 ppm kloridioner i en autoklav. Konsentratet ble utlutet i to timer ved et oksygentrykk på 4,21 kg/cm 2 og en ^ temperatur på 100°C.
Som et resultat av denne utluting ble det fra det tilførte konsentrat ekstrahert 98% av de opprinnelige kobber- og sink-konsentrasjoner. 92% av blysulfidet i konsentratet ble omdannet til blysulfat.
Til konsentratresten fra den ovenfor beskrevne oksygen-utluting ble det tilsatt kalk i en mengde som var 10% større enn den som var nødvendig for følgende støkiometriske likning:
I tillegg ble det tilsatt sulfidioner (CaS,.) ved resirkulering av produktet som ble dannet i ovennevnte reaksjon. Konsentratet ble utlutet i 90 minutter ved 95°C, noe som resulterte i fjerning av 98% av det opprinnelige elementære svovel og omdannelse av 82% av blysulfatet til blysulfid.
Den resulterende konsentratrest ble deretter utlutet med ferriklorid og kalsiumklorid ved en pH på 1,0 og en temperatur på 8°C i 90 minutter. Dette resulterte i ekstraksjon av 99% av blyinnholdet i resten, 20% av det resterende kobber, 40% av det resterende sink samt 98% av det opprinnelige sølvinnhold.
Utlutingsvæsken fra den ovenfor beskrevne kalkutluting ble surgjort med svovelsyre til en pH på 2,0 og fi]<k reagere ved 90°C i en time for å felle ut gips og svovel.
Sølv ble utvunnet av den endelige utlutingsvæske ved cementering på meget findelt blypulver ved 80°C i 30 minutter, hvor-ved følgende hovedreaksjoner fant sted:
Den stort sett sølvfrie væske ble deretter behandlet for fjerning av bly fra den ved avkjøling til under ca. 30°C for krystallisasjon av blyklorid. Det ble deretter fremstilt en elektrolyttoppløsning som inneholdt 50 vektsprosent blyklorid, 25,5 vektsprosent litiumklorid, 21,7 vektsprosent kaliumklorid samt 2,8 vektsprosent kalsiumklorid. Elektrolyse ble utført ved 4 25°C, en strømtetthet på 0,7 5-1,08 A/cm2 samt en elektrodeavstand på 3 cm (spesifikk motstand 0,5 ohm-cm).
En kombinasjon av laboratorieforsøk og forsøk i forsøks-anlegg ble utført som angitt nedenfor for å utforske og definere prosessparanietrene for oppfinnelsen.
1. Autoklavutlutinq.
a) Laboratorium.
Virkning av tid
Kilde: 8,48% kobber, 7,12% sink, 26,85% jern (etter vekt) Sats: 2 00 g blykonsentrat,
0,7 5 liter brukt elektrolytt fra et sinkverk, inne-holdende 48 g/liter sink, 158 g/liter svovelsyre samt ca 250 ppm klorid.
Betingelser: 4,21 kg/cm 2 oksygentrykk,
100°C.
Resultater:
b) Forsøksanlegg.
Forsøk.i forsøksanlegg ble utført kontinuerlig i en hori-sontal autoklav med tre kamre og kapasitet på 68 0 liter. Opera-sjonen ble utført i tre skift pr. dag, fem dager pr. uke. Prøver ble tatt rutinemessig med intervaller på en time og tilberedet daglig for utøving.
Utlutinger ble foretatt med syntetisk, bruk elektrolytt som ble fremstilt ved fortynning av en nøytral oppløsning fra et sinkverk med vann. Saltsyre og 93% svovelsyre ble tilsatt for å frembringe de nødvendige konsentrasjoner av klorid og syre.
Virkning av trykk
Kilde:
Betingelser: 4 timers nominell behandlingstid temperatur: 101°C
147 g/liter svovelsyre
Resultat:
Virkning av behandlingstid. Kilde:
Betingelser: oksygentrykk: 4,21 kg/cm<2>
temperatur: 100°C
147 g/liter svovelsyre Resultater:
Virkning av temperatur
Kilde: 8,18% kobber, 9,44% sink, 13,83% bly, 23,53% jern
(etter vekt)
Betingelser: 4 timers nominell behandlingstid oksygentrykk: 4,21 kg/cm<2>
147 g/liter svovelsyre
Resultat:
Virkning av kloridkonsentrasjon
Kilde: 5,79% kobber, 7,39% sink, 14,88% bly, 26,8% jern
(etter vekt)
Betingelser: 5 timers nominell behandlingstid oksygentrykk: 4,92 kg/cm<2>
temperatur: 110°C
194 g/liter svovelsyre
Resultater:
2. Kalkutluting
Virkning av resirkulert oppløsning.
Kilde: 40,95% svovel, 17,36% bly, 15,68% bly som sulfat
(etter vekt)
Sats: 125 gram autoklavrest
0,6 liter vann
15 gram kalk
Resultater: Med resirkulert oppløsning
NB: Bare svovelekstraksjon ble undersøkt under denne utluting.
24% svovelekstraksjon fra denne prøve representerer en ekstraksjon av elementært svovel på ca. 98%.
Virkning av behandlingstid
Kilde: 39,02% svovel, 11,8% elementært svovel, 15,8%
bly, 14,8% bly som sulfat (etter vekt)
Sats: 1000 gram autoklavutlutingsrest, i.'
kalk
0,4 liter resirkulering (22,0 g/liter svovel) Betingelse: temperatur: 95°C
Resultater:
3. Kalkutlutinqsrensing
A. Surgjøring
Anvendt oppløsning: 11,96 g/l kalsium, 27,55 g/l svovel Sats: 0,5 liter oppløsning
10,0 ml 96 prosentig svovelsyre Resultat:
B. Trykk- oksydasjon 0
Anvendt oppløsning: 12,9 g/l kalsium, 26,75 g/l svovel Sats: 0,4 liter oppløsning Betingelser: oksygengtrykk: 6,34 kg/cm<2>
1 time behandlingstid
Resultater:
Kildeoppløsning: 11,5 g/l kalsium, 23,4 g/l svovel Sats: 0,4 liter oppløsning Betingelser: temperatur: 13 5°C oksygentrykk: 6,34 kg/cm<2>Resultater: 0
4 . Saltoppløsning- utluting
Metallekstraksjoner med tid og temperatur.
Kilde: 0,21% kobber, 0,17% sink, 16,2% gly (etter vekt),
1,8 6 kg sølv pr. tonn
Sats: 95 gram kalkutlutingsrest
0,65 liter utlutingsoppløsning (35 g/l ferriklorid, 3 g/l ferroklorid, 42 g/l sinkklorid, pH 1,5) Resultater:
Kilde for B2, B3 og C2, C3: 0,20% kobber, 0,19% sink, 16,6% bly (etter vekt), 1,71 kg sølv pr. tonn.
Ferrikloridnivåer
Kilde: 0,46% kobber, 0,25% sink, 17,96% bly (etter vekt),
2,35 kg sølv pr. tonn
Sats: 95 gram kalkutlutingsrest
0,65 liter utlutingsoppløsning
Betingelser: temperatur: 80°C
1 times behandlingstid
Resultater:
5. Ferrokloridoksydasjon
Kilde: 40 gram/liter ferroklorid, 400 gram/liter kalsiumklorid, pH 1,5
Apparatur: kolonne med 50 mm indre diameter, pakket med
Raschig-ringer méd 8 mm ytre diameter Betingelser: temperatur 60°C, 0,18 liter pr. minutt
væskestrømning
Resultater:
6. Behandling av bortrennende saltutlutingstrømning. Kilde oppløsning: 48,0 gram/liter bly, 21,0 gram/liter
sink, 16,1 gram/liter jern.
Sats: 1,5 liter oppløsning, hydrogensulfid av reagenskvalitet (160 ml pr. minutt), kalk etter behov for å opprettholde pH.
Betingelser: temperatur: 7 0°C, pH 3,0.
Resultater:
7. Elektrolyse av saltsmelter
Fem forsøk ( gjennomsnitt)0Elektrolytt: 25,5% (etter vekt) litiumklorid 2,8% kalsiumklorid
21,7% kaliumklorid
50,0% blyklorid
Betingelser: temperatur: 4 25°C
3 cm elektrodeavstand
Resultater: elektrolyttsmeltepunkt: ca. 34 0°C,
spesifikk motstand i elektrolytt: 0,5 ohm-cm ved 425°C,
spaltningsspenning for blyklorid: 1,3 5 volt, Strømeffektivitet: 99,1% P 0,80 A/cm<2>strømtetthet 99,2% § 0,43 A/cm<2>strømtetthet 99,5%@0,43 A/cm<2>strømtetthet 8. Virkning av kalkutluting på sølvekstraksjon. Kildeprøve: Al: 6,21% kobber (etter vekt), 9,2% bly,
6,55% sink, 3,53 kg sølv pr. tonn,
Kildeprøve: A2: 6,75% kobber (etter vekt), 9,96% bly,
7,10% sink, 3,56 kg sølv pr. tonn.
Sats: Autoklavutluting: 188 gram konsentrat
0,7 5 liter brukt elektrolytt (153 gram/liter svovelsyre, 40 gram/liter sink)
0 Kalkutluting: 124,4 gram konsentrat
13 gram kalk
60 ml resirkuleringsoppløsning 150 ml vann Saltoppløsnings-
utluting: 90 gram tørrstoff (Al), 100 gram
(A2)
0,65 liter utlutingsoppløsning (42 gram/liter ferriklorid, 400 gram/liter kalsiumklorid)
Betingelser: autoklavutluting: 100°C, 4,23 kg/cm<2>, 2 h,
kalkutluting: 95°C, 1,5 h, saltoppløsnings-
utluting: 80°C, 1 h.
Det vil være klart for fagfolk på området at fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan utøves for utvinning av metaller fra mange forskjellige metallurgiske produkter, såsom støv fra smelter, metalldross, mellomkonsentrater fra flotasjons-prosesser og andre liknende kilder for bly-, sink-, kobber- og sølvmetall. Dessuten forblir ved behandlingen av mineralkon-sentrater det verdiløse og svovelrike mineralpyritt (FeS2) stort sett upåviket under alle trinn av utlutingen.
Claims (14)
1. Fremgangsmåte til behandling av sulfidkonsentrater som inneholder bly, kobber, sink og sølv for selektiv utvinning av disse metaller fra konsentratene, karakterisert ved at konsentratet bringes i berøring med svovelsyre i nærvær av oksygen ved høyere temperatur og trykk for ekstraksjon av kobber- og sinkforbindelser fra konsentratet, hvoretter konsentratet bringes i berøring med kalk for fjerning av elementært svovel, samt at konsentratet deretter bringes i berøring med en blanding av kalsiumklorid og ferriklorid for ekstraksjon av bly- og sølvforbindelser fra konsentratet.
2. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at ekstraksjonen av kobber og sink utføres ved et oksygentrykk i området 4,2-5,6 kg/cm 2 og en temperatur på minst ca. 100°C.
3. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at berøringen med kalk utføres ved en temperatur på ca. 95°C.
4. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at ekstraksjonen av bly og sølv utføres ved en pH på mindre enn ca. 1,5.
5. Fremgangsmåte i samsvar med krav 3, karakterisert ved at berøringen med kalk utføres i nærvær av sulfidioner.
6. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved behandling av de ekstraherte kobber- og sinkforbindelser for utvinning av metallisk kobber og sink fra disse.
7. Fremgangsmåte i samsvar med krav 6, karakterisert ved at behandlingen av de ekstraherte kobberforbindelser for utvinning av metallisk kobber omfatter berøring av kobberforbindelsene med findelt sinkmetall for cementering av kobbermetall på sinken.
8. Fremgangsmåte i samsvar med krav 6, karakterisert ved at behandlingen av sinkforbindelsene for utvinning av metallisk sink fra disse omfatter- elektrolyttisk reduksjon av sink i forbindelsene til dettes elementære tilstand .
9. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved behandling av de ekstraherte bly- og sølv-forbindelser for utvinning av metallisk bly og sølv.
10. Fremgangsmåte i samsvar med krav 9, karakterisert ved at behandlingen av de ekstraherte sølvfor-bindelser for utvinning av metallisk sølv fra disse omfatter berøring av sølvforbindelsene med findelt metallisk bly for cementering av sølvmetall på blyet.
11. Fremgangsmåte i samsvar med krav 9, karakterisert ved at behandlingen av de ekstraherte blyforbind-elser for utvinning av metallisk bly fra disse omfatter utvinning av blyklorid og deretter elektrolyttisk reduksjon av blyklorid i en smeltet kloridsaltelektrolytt til dannelse av metallisk bly og klorgass for regenerering av ferriklorid.
12. Fremgangsmåte til behandling av sulfidkonsentrater som inneholder bly, kobber, sink og sølv for selektiv utvinning av disse metaller fra konsentratene, karakterisert ved
a) at konsentratet bringes i berøring med svovelsyre i nærvær av oksygen ved et trykk på 4,2 - 5,6 kg/cm <2> og ved en temperatur på minst ca. 100°C,
b) at det i trinn a) behandlete konsentrat deles i en første restfraksjon og en første, oppåflytende fraksjon,
c) at den første, oppåflytende fraksjon behandles for utvinning av metallisk kobber og sink fra denne,
d) at den første restfraksjon bringes i berøring med kalk ved en temperatur på ca. 95°C,
e) at-materialet som dannes i trinn d) deles i en andre restfraksjon og i en andre, oppåflytende fraksjon,
f) at den andre, oppåflytende fraksjon behandles for fjerning av elementært svovel fra denne,
g) at den andre restfraksjon bringes i berøring med en blanding av ferriklorid og kalsiumklorid, samt fjerning av en tredje, oppåflytende fraksjon fra materialet som fremkommer ved denne berøring, samt
h) at den tredje, oppåflytende fraksjon behandles for utvinning av metallisk bly og sølv fra denne.
13. Fremgangsmåte til behandling av sulfidkonsentrater som inneholder bly, kobber, sink og sølv for selektiv utvinning av disse metaller fra konsentratene, hvor gråberg-mineralet pyritt forblir stort sett upåvirket under alle trinn, av prosessen, karakterisert ved at konsentratet bringes i berøring med svovelsyre i nærvær av oksygen ved høyere temperatur og trykk for ekstraksjon av kobbber- og sinkforbindelser fra konsentratet, hvoretter konsentratet bringes i berøring med kalk for fjerning av elementært svovel fra dette, samt at konsentratet deretter bringes i berøring med en blanding av kalsiumklorid og ferriklorid for ekstraksjon av bly- og sølvforbindelser fra dette.
14. Fremgangsmåte til behandling av sulfidkonsentrater som inneholder bly, kobber, sink og sølv for selektiv utvinning av disse metaller fra konsentratet, hvor gråberg-mineralet pyritt forblir stort sett upåvirket under alle trinn av prosessen, karakterisert ved at konsentratet bringes
.i berøring med svovelsyre i nærvær av oksygen ved hø yere temperatur og trykk for ekstraksjon av kobber- og sinkforbindelser fra konsentratet, hvoretter konsentratet bringes i berøring med en kalk- og/eller sulfidinneholdende oppløsning for fjerning av elementært svovel fra denne og for aktivering a-^ j tungtsmelte-lige, sølvinneholdende mineraler i konsentratet, samt at konsentratet deretter bringes i berøring med en blanding av kalsiumklorid og ferriklorid for ekstraksjon av bly- og sø lvforbind-elser fra konsentratet.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO773850A NO773850L (no) | 1977-11-11 | 1977-11-11 | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO773850A NO773850L (no) | 1977-11-11 | 1977-11-11 | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO773850L true NO773850L (no) | 1979-05-14 |
Family
ID=19883836
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO773850A NO773850L (no) | 1977-11-11 | 1977-11-11 | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
NO (1) | NO773850L (no) |
-
1977
- 1977-11-11 NO NO773850A patent/NO773850L/no unknown
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU2006298627B2 (en) | Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching | |
US5120353A (en) | Hydrometallurgic method for processing raw materials containing zinc sulphide | |
US4063933A (en) | Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates | |
CN100469908C (zh) | 含铜材料的处理方法 | |
AU2011228956B2 (en) | Method of processing nickel bearing raw material | |
BG62290B1 (bg) | Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид | |
CA1224926A (en) | Method for working-up complex sulphidic ore concentrates | |
AU2003261548A1 (en) | Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral | |
JPH0643619B2 (ja) | 亜鉛と鉄とを含有する硫化物の浸出方法 | |
US4342592A (en) | Non-polluting process for recovery of precious metal values from ores including those containing carbonate materials | |
NO129913B (no) | ||
NO143464B (no) | Fremgangsmaate ved utvinning av kobber og/eller andre ikke-jernmetaller fra sulfidiske raamaterialer | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
EA031994B1 (ru) | Выщелачивание минералов | |
NO161509B (no) | Fremgangsmaate for gjenvinning av sink fra sinksulfidmalmkonsentrater. | |
WO2015192234A1 (en) | Recovery of zinc and manganese from pyrometallurgy sludge or residues | |
Haakana et al. | Outotec direct leaching application in China | |
RU2670117C2 (ru) | Способ селективного извлечения свинца и серебра и карбонатный концентрат свинца и серебра, полученный вышеуказанным способом | |
EP0020826A1 (en) | A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
EP0061468B1 (en) | Recovery of silver from ores and concentrates | |
EP0214324B1 (en) | Method for separation and leaching of the valuable metals in metal sulphide materials | |
NO773850L (no) | Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater | |
EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
US1634497A (en) | Metallurgical process | |
AU2016224142B2 (en) | Processing of sulfidic ores |