NO833051L - Fremgangsmaate ved selektiv opploesning av bly fra mineralblanding inneholdende sink - Google Patents
Fremgangsmaate ved selektiv opploesning av bly fra mineralblanding inneholdende sinkInfo
- Publication number
- NO833051L NO833051L NO833051A NO833051A NO833051L NO 833051 L NO833051 L NO 833051L NO 833051 A NO833051 A NO 833051A NO 833051 A NO833051 A NO 833051A NO 833051 L NO833051 L NO 833051L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- lead
- leaching
- chloride
- solution
- zinc
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 34
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 239000000203 mixture Substances 0.000 title claims description 9
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims description 7
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims description 7
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 31
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 11
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 4
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 20
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 17
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 229910021577 Iron(II) chloride Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 9
- NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L iron dichloride Chemical compound Cl[Fe]Cl NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 9
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 8
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 7
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 claims description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 4
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 4
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 claims description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 claims 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 21
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 abstract description 19
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 abstract description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 4
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 4
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 3
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 3
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000011148 calcium chloride Nutrition 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 3
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 2
- 239000002585 base Substances 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 description 2
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 230000003071 parasitic effect Effects 0.000 description 2
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021592 Copper(II) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 229910001430 chromium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 125000004435 hydrogen atom Chemical group [H]* 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 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
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000053 physical method Methods 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000012429 reaction media Substances 0.000 description 1
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 1
- 150000003463 sulfur Chemical class 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- JSPLKZUTYZBBKA-UHFFFAOYSA-N trioxidane Chemical class OOO JSPLKZUTYZBBKA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002023 wood Substances 0.000 description 1
- 238000004876 x-ray fluorescence Methods 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
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/02—Preliminary treatment of ores; Preliminary refining of zinc oxide
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Det angis en fremgangsmåte til selektiv utlutning av blyinnholdet. fra et sulfidisk bly-sinkkonsentrat for å fremskaffe et blyfritt sinkkonsentrat.Fremgangsmåten innebærer at man utluter forbindelsen med en løsning inneholdende jern (II) klorid mens en oksygenholdig gass bobles gjennom utlutningsløsningen. Temperaturen holdes fortrinnsvis mellom 60 og 80°C og løsningens pH holdes på en verdi over 1,5.
Description
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte ved selektiv oppløsning av bly i nærvær av sink i form av et svovelholdig produkt.
Spesielt vedrører den en teknikk som gjør det mulig å fremstille sinkkonsen£rater som inneholder meget lite bly fra bly-sinkkonsentrater.
I de senere årtier er de klassiske mineraler av blender og galena blitt uttømt, og de nye kilder som er funnet er hovedsakelig mikrokrystallinske avsetninger av blandede mineraler hvis bestanddeler er vanskelig å adskille ved konvensjonelle teknikker med differensial fIotasjon.
Gruveindustrien finner seg stadig stilt overfor to alter-nativer. Den første mulighet består i å utføre en flotasjonsseparasjon. Flotasjonsseparasjon er dyr med hensyn til
energiforbruk, da disse fIotasjoner krever en ekstremt fin "knuseprosess av størrelsesorden 10 pm. Dertil gir flotasjonsseparasjon meget små utbytter, i noen tilfeller mindre enn 50 %. Den andre mulighet består i å fremstille blandede bly-sinkkonsentrater, hvis markedsverdi er lav ettersom slike blandede konsentrater ikke kan behandles i alle sink-anlegg, et faktum som medfører betydelige kommersielle ulemper.
Før foreliggende oppfinnelse er det allerede foreslått, spesielt i Fransk patentansøkning nr. 2.359.221 at bly skal oppløses ved hjelp av kopper(II)klorid.
Uavhengig av utbyttet av denne teknikken har det vært, og
;er fortsatt, en alvorlig ulempe at sinkkonsentratet som oppnås på denne måte er forurenset med betydelige mengder kopper. Dette har en dobbelt ulempe: for det første utgjør tapet av kopper en unødvendig utgift, og for det andre har det fremstilte sinkkonsentrat en redusert verdi på markedet i fordi en høy andel kopper er tilstede som forurensning. i
Innholdet av overnevnte patent med små varianter er be-kreftet av Disburger Kupferhutte US patent 4.260.588 og av Hazen Research Inc. US patent 4.276.084. Hver av disse varianter har imidlertid de samme ulemper som beskrevet i foregående avsnitt. Således har det fortsatt bestått et behov for en fremgangsmåte som gjør det mulig å fremstille et sinkkonsentrat uten forurensning med kopper.
Et av formålene ved foreliggende oppfinnelse er å tilveiebringe en fremgangsmåte for å fremstille et konsentrat hvis viktigste bestanddel er sink i form av sulfid, og hvis forurensninger er elementært svovel, fra et blandet bly-sinkkonsentrat.
Et annet mål for foreliggende oppfinnelse er å tilveiebringe en fremgangsmåte for å oppløse bly selektivt i for-ehold til sink fra bly-sinksulfidkonsentrater, hvilket gir
en blykloridløsning med lite sink.
~Et annen formål ved oppfinnelsen er å tilveiebringe en fremgangsmåte for å fremstille et sinkkonsentrat som i det vesentlige er fritt for bly og som ikke krever kostbar finmaling.
Et ytterligere formål ved oppfinnelsen er å tilveiebringe en fremgangsmåte ved fremstilling av et konsentrat hvis vesentlige bestanddel er sink i form av et sulfid, og som hovedsakelig er fritt for bly og dertil gir økonomisk til-fredsstillende utbytter.
Disse mål oppnås ved hjelp av en fremgangsmåte for selektiv oppløsning av bly i forhold til det tilstedeværende sink. •Fremgangsmåten omfatter utlutning av sinksulfidholdige konsentrater i en løsning inneholdende jern(II)klorid mens en oksygenholdig gass bobles gjennom utlutningsløs-ningen .
For å oppnå et godt resultat, må et kompromiss finnes med tiensyn til temperaturen. Forsøk utført under forskningeji som har ført til foreliggende oppfinnelse har vist at for å øke selektiviteten til oppløsning av bly i nærvær av sink, foretrekkes det å utføre utlutningen ved en temperatur som er så lav som mulig. For at gøtitten som dannes under reak-sjonen uttrykt ved reaksjonsligning (1): 2FeCl2+ 3/202+ 2PbS^+ H20 => 2 S° + 2Fe(0)0H + 2PbCl2
derimot skal være lett filtrerbar, må temperaturen være over 60°C. Det er derfor gunstig å velge en temperatur mellom ca. 60°C og 100°C, og derved få god utfelling av gøtitt med en god selektivitet med hensyn til sinken.
For å oppnå god selektivitet med hensyn til sinken, er
det nødvendig at pH er større enn ca. 1,5, helst er pH høyere enn ca. 2. Det sterkest foretrukne pH-område er ""høyere enn ca. 2,5.
Man må imidlertid være oppmerksom på at ettersom pH blir"""høyere, synker oppløsningshastigheten av blyet. pH kan justeres ved å kontrollere strømmen av oksygenholdig gass. pH kan også kontrolleres ved tilsetning av syre, f.eks. saltsyre. Imidlertid må tilsetningen av saltsyre, når sådan finner sted, være meget langsom for å forhindre en betydelig parasittisk "reoppløsning" av gøtitten. Denne parasittiske "reoppløsning" kan føre til frigjøring av temmelig stor mengde jern(III), hvilket er skadelig for selektiviteten av utlutningen. Det er selvfølgelig at ved for sur pH, kan justeringen utføres ved tilsetning av en base, f.eks. av blyoksyd eller av alkali, jordalkali-hydroksyd, og/eller ammoniakk. Imidlertid skal tilsetning av base unngås såfremt mulig.
En annen måte å øke selektiviteten til utlutningen på,
er å velge relativt grovt granulert mineral, f.eks. et granulat som erkarakterisert veden dgg for produktet som skal utlutes større enn ca. 50 um, fortrinnsvis større enn ca. 100 um, helst større enn ca. 200 um.
_En dg0på 50 um er definert som en partikkelstørrelses-fordeling slik at 80 % av partiklene vil gå gjennom en 50 um sikt. En videre beskrivelse av denne partikkelstørr-elsesmåling er å finne i US patent 4.175.790.
En annen måte å øke selektiviteten til utlutningen er å velge en temmelig høy^, jern (II)-konsentrasjon som med fordel __er minst 10 g/l, fortrinnsvis mellom 50 og 100 g/l (et signifikant tall). Utlutningsgraden øker også med jern(II)-konsentrasjonen.
En annen måte å øke utlutningsgraden på er å øke partial-trykket til oksygen, f.eks. ved å bruke rent oksygen eller også ved å utføre utlutningen under et høyere oksygen-trykk enn atmosfæretrykk. Det kan nevnes at selektiviteten
til utlutningen overfor sink bare er et kinetisk fenomen, da termodynamiske beregninger viser at sink bør leskes først. Følgelig foretrekkes det av selektivitetsgrunner
å velge betingelser som øker den kinetiske hastigheten av leskingen.
En annen måte å øke utlutningshastigheten på er å tilsette en katalysator som øker jern(II)ioneoksydasjonshastigheten. Den beste kjente katalysator på området er kopper som er tilstede åpenbart enten i kopper(I) eller (II)-form. Men på den ene side foreligger kopper knapt i løsning hvor galena er tilstede i pulpen ved redoxpotensial ( mellom ca. 600 og 250 mV i forhold til hydrogenelektroden, generelt mellom 500 og 300 mV) fastlagt ved utlutningsbeting-elsene (hovedsakelig pH) og på den annen side er nærvær av kopper ikke ønsket, - i alle fall bør kopperinnholdet være mindre enn 0,5 g/l, fortrinnsvis lavere enn 0,1 g/l.
Imidlertid kan andre katalysatorer såsom ammonium og/eller kromion brukes, men sistnevnte anses som en temmelig dårlig katalysator.
To muligheter foreligger for å adskille blyet, og det er å _ kolde det utlutede bly i løsning eller utfelling av utjjutet bly med resten. I det første tilfelle er det fordelaktig å tilsette komplekserende kloridioner, d.v.s. kloridioner i form av ammonium, alkali- eller jordalkaliklorider. Konsentrasjonen av komplekserende kloridioner bør være større enn ca. 2 gramekvivalenter pr. liter, fortrinnsvis større enn 4 gramekvivalenter pr. liter.
Det er også mulig å tilsette jern(II)klorid i overskudd som komplekseringsmiddel til den støkiometriske mengde som angis ved ligning (1). I dette tilfelle virker jern(II)klorid på den ene side som komplekseringsmiddel og på den annen side som middel for å øke selektivitet og kinetisk hastighet. Jern(II)klorid er imidlertid ikke et så godt komplekseringsmiddel som andre midler, f.eks. natriumklorid. eller kalsium-klorid. —I det andre tilfelle er den tilstedeværende valgte mengde bly i pulpen større enn den mengde bly som kan oppløses av den vandige fase idet blykloridet som vil dannes etter utlutningen vil utfelles i form av blyklorid. Dette blyklorid kan deretter gjenvinnes og adskilles fra gøtitten, og fra sinksulfidet som dannes på denne måten ved hjelp av enhver kjent fysikalsk teknikk såsom fIotasjon, slemming eller densimetrisk separasjon. For i dette tilfelle å oppnå en lav løselighet av bly i klorid bør konsentrasjonen av komplekserende kloridioner være mindre enn ca. 1,5 gram-ekvi valenter pr. liter. Det er også mulig å behandle hele resten med ammonium, jord-"alkali og/eller alkalikloridløsninger og blandinger av dem
på slik måte at blykloridet oppløses, fortrinnsvis mens det er varmt. Det er mulig å gjenvinne blyklorid ved å behandle .med metallisk jern i form av pulver eller spon. Det resul-terende produkt er en blysementforbindelse som har kommer-siell verdi og regenerert jern(II)klorid som kan resirku-leres til den foreliggende utlutning.
En måte å utføre foreliggende oppfinnelse på er in situ[fremstilling av jern (II) klorid fra jern (III) klorid - hvjis man har jern(III)klorid, direkte eller indirekte tilgjenge-lig - idet man etablerer kontakt mellom forbindelsen som inneholder blysulfidet eller galena og en oppløsning av jern(III)klorid under innføring av jern(III)klorid i reak-sjonsblandingen som er justert på en slik måte at "redox"-spenningen ikke vil overstige mer enn 650, eller 550 og helst 450 mV i forhold til hydrogenelektroden. Innføringen i denne reaksjonsblanding kan utføres enten ved å tilsette en konsentrert løsning av jern(III)klorid med passende hastighet, eller ved langsom tilsetning av saltsyre til et reaksjonsmedium som foruten mineralet eller konsentratet inneholder galena, et jern(III)oksyd såsom et fra gruppen oppløselige oksyder, hydroksyder, hydroksyoksyder og karbonater.
Det er nødvendig at den mengde jernklorid som innføres på —den ovenfor beskrevne måte er mindre enn 0,7 ganger mengden som er støkiometrisk nødvendig for å oppløse alt blyet som foreligger i malmen eller i konsentratet ved den følgende
—reaksjon:
Under alle omstendigheter er det å foretrekke at mengden innført jern(III) ikke overskrider 30-40 % av den ovenfor angitte støkiometriske mengde.
Etter nå å generelt ha beskrevet oppfinnelsen kan en mer fullstendig forståelse oppnås ved det følgende eksempel
■som er gitt illustrerende hensikt og ikke skal være be-grensende for oppfinnelsen.
Eksempel 1
Plotting av selektivitetskurver for angrep på bly og på sølv i nærvær av sink.
Et urent galenakonsentrat hvis sammensetning er som følger:
Bly : 65 % Svovel: 19,6 %
Sink: 4 % Jern : 7,5 %
Sølv: 0,13 % Rest : opptil 100 %
dgQ : 150 um
behandles ved en temperatur på 9 0°C med en løsning med følgende sammensetning:
NaCl = 250 g/l
Fe<2+>= 10 g/l (i form av FeCl~)
3+
Fe = avhengig av prøvet mengde.
—Konsentratet blandes med løsningen i et forhold på 30 g/l løsning. Kinetikken for hver utvalgt og prøvet verdi av jern(III) måles ved hjelp av statistisk prøvetakning etter
1; 2,5; 8; 16; 32; 60, og 120 minutter. Verdiene som er angitt for selektivitetskurvene på figuren er verdier oppnådd etter 2 timer (120 minutter) på et tidspunkt hvor løsningen kan anses å ha vært i likevekt i et langt tids- . rom. Kurven angir den erholdte selektivitet ved oppløsning av blyet og av sølvet i forhold til sinken som funksjon av jern(III) plassert i kontakt med konsentratet, hvilken "mengde uttrykkes som en funksjon av den støkiometriske mengde.
Eksempel 2
Inflytelse av redoxpotensialet på selektiviteten ved leskingen.
Sammensetningen til det anvendte sulfidmalm er:
Pb : 1,0 % S : 52,8 %
Zn : 2,86 % Fe : 41,1 %
Cu : 0,95 % Rest: opptil 100 %
<d>gQ<:>180 um
En liter av en løsning inneholdende:
Fe<2+>: 10 g/l
NaCl: 250 g/l
Fe"^+: avhengig av det ønskede potensial
pH : 1,6
Temperatur : 6 6°C
Pulpforhold: 300 g/l
Leskingens varighet: en time
brukes for lesking, og potensialét holdes konstant ved tilsetning av jern(III)kloridløsning, idet de foreliggende elementer i løsningen måles ved røntkenfluorescens. Potens-ialet måles mot en referanse-elektrode av Ag/AgCl hvis standardpotensial er +220mV mot hydrogenelektrode. Resultatene er sammenfattet i den følgende kurve.
Man kan nevne at selektiviteten er meget dod tatt i betrakt-ning at sinkinnholdet i malmen er 3 ganger blyets. Dette beviser at det er mulig å in situ fremstille et jern (III)-•,klorid ved meget langsomt og ved et kontrollert redoxpotensial å tilsette jern(III)klorid.
Eksempel 2
Inflytelse av potensiale på bly- og sinkoppløsning
Eksempel 3
Utluting ifølge oppfinnelsen ved å boble rent oksygen gjennom .jern(II)kloridløsning.
Sammensetningen av sulfidmalmen som brukes er:
Pb: 8,5 % S : 48 %
Zn: 7,7 % Fe : 25,6 %
Cu: 12 % Rest: opptil 100 %
Granulert: dgQ= 40 jam
Utlutningens tilstand:
Fe : 0,36 M
CaCl2: 4 M
pH : 2,0
Temperatur: 80°C
Pulpforhold: 150 g/l
Oksygenmengde: 10 l/time.
Elementene måles ved atomabsorbsjon og resultatene er gitt
i de følgende kurver. Figur b viser at etter 3 dager er mer enn 90 % av blyet oppløst, mens mindre enn 10 % sink er oppløst. Det bør også påpekes at kopper på ingen måte er oppløst
ved et slikt redoxpotensial. Redoxpotensialet måles mot Ag/AgCl elektrodene.
Eksempel 4 '
Utlutning av en malm under sterkt reduserende betingelser.
Sammensetning av sulfidmalmen som brukes er:
Pb: 2 3,4 % Cu: 2,74 %
Zn: 2 4,1 % Fe: 21,0 %
Utlutningstilstand:
Initial løsning (1 liter) :
Fe<2+>: 42 g ; Fe<3+>: 0
NaCl: 250 g/l
Temperatur: 70°C
Pulpforhold: 150 g/l
Oksygenmengde: 0,2 l/time.
Kinetisk mengde:
Dette eksempel viser den meget høye selektiviteten til ut-lutningsprosessen under ekstreme betingelser når oksygen-mengden er meget. lav. Blyet oppløses langsomt, men selektiviteten i forhold til sink og kopper er meget høy. j
Eksempel 5 '
Utlutning av en råsten av bly-kopper med paret Fe 2 + + 0^.
Sammensetningen av råsten er:
Pb: 51,4 %
Cu: 11,0 %
S : 12 %
Granulert: 200 um
Utlutningstilstand:
Initial løsning (1 liter):
CaCl2: 4 M
FeCl2: 0,36 M
Endelig pH: 2
Temperatur: 85°C
Pulpforhold: 70 g/l
Oksygenmengde: 10 l/time.
Resultater:
Når råsten innføres observerer man en økning av pH til 4. Leskingen pågår i 8 timer; pH synker til verdien 2,5. Etter filtrering av resten gjenvinnes filtratet og vaskes med en varm natriumløsning, deretter med varmt vann. Resten fil-treres, tørkes og veies. Dets vekt er 47 g og den inneholder 3 % bly, 15,6 % kopper. Oppløsningsutbyttet av bly er 96 % og for kopper mindre enn 5 %. Målinger fore-tatt med løsningen viser at oppløsningsutbyttet for kopper er under 0,2 %. Man kan nevne at de få prosent sink rå-.stenen inneholdt ikke syntes å ha gått i oppløsning over-hodet da ikke noe sink ble påvist i løsningene.
Det bør påpekes at selektiviteten i forhold til kopper er
meget høy og følgelig at det er mulig å selektivt utlute bly fra konsentrater inneholdende kopper og bly og dette kr grunnen til at en fremgangsmåte ved selektivt å utlute
bly i forhold til kopper bør anses som en del av foreliggende oppfinnelse, selv om fenomenet som inngår i denne selektiviteten er meget forskjellig fra et sådan i forhold til sink og selv om en slik prosess er mindre interessant, fordi den vil være i konkurranse med den fremgangsmåte som er beskrevet i Fransk patent nr. 2.359.221.
Etter nå fullstendig å ha beskrevet oppfinnelsen, vil det være åpenbart for en fagmann at mange forandringer og modifikasjoner kan foretas med denne innenfor rammen av oppfinneIsestanken.
Claims (10)
1. Fremgangsmåte ved selektiv oppløsning av bly fra bland-ingsmineraler inneholdende sink og/eller kopper, idet sink og/eller kopper er tilstede som en svovelholdig forbindelse, karakteris é...r t ved at mineralb landingen utlutes med en løsning inneholdende jern(II)klorid mens en
oksygenholdig gass bobles gjennom utlutningsløsningen.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at utlutningen foretas ved en temperatur mellom 60 og 80°C.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert , ved at jern(II)kloridløsningens pH holdes på en verdi "større enn ca. 1,5.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ~"v e d at man videre tilsetter komplekserende kloridioner i en konsentrasjon over ca. 2 gramekvivalenter pr. liter.
5. Fremgangsmåte ifølge krav 3, karakterisert ved at pH justeres ved hjelp av oksygenstrømmen.
6. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at man utluter mellom 3 og 10 timer.
7. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at dgQ av produktet som skal utlutes er større enn ca. 50 um.
•,
8. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den tilstedeværende blymengde i pulpen velges større enn mengden av bly som kan oppløses av den vandige fase og at blykloridet dannet ved utlutningen utfelles i form av blyklorid.
i ' I
9. Fremgangsmåte ifølge krav 8, karakterisert ved at man videre separerer faste utlutningsprodukt og behandler det faste produkt med en oppvarmet løsning av komplekserende klorid valgt fra gruppen ammonium, jord-alkali og alkaliklorider.
10. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at man videre separerer gøtittet som er dannet ved hjelp av flotasjon.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FR8214561A FR2532294B1 (fr) | 1982-08-24 | 1982-08-24 | Procede pour la dissolution selective du plomb, du nickel et du cobalt |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO833051L true NO833051L (no) | 1984-02-27 |
Family
ID=9277037
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO833051A NO833051L (no) | 1982-08-24 | 1983-08-24 | Fremgangsmaate ved selektiv opploesning av bly fra mineralblanding inneholdende sink |
Country Status (16)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4568525A (no) |
| EP (1) | EP0102299B1 (no) |
| JP (1) | JPS5964723A (no) |
| AT (1) | ATE27466T1 (no) |
| AU (3) | AU1831483A (no) |
| BR (1) | BR8304577A (no) |
| CA (1) | CA1219134A (no) |
| DE (1) | DE3371795D1 (no) |
| DK (1) | DK385383A (no) |
| ES (1) | ES525134A0 (no) |
| FI (1) | FI833000A (no) |
| FR (1) | FR2532294B1 (no) |
| GR (1) | GR78676B (no) |
| NO (1) | NO833051L (no) |
| PT (1) | PT77232B (no) |
| ZA (1) | ZA836220B (no) |
Families Citing this family (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6159435A (en) * | 1996-05-06 | 2000-12-12 | Atomaer Pty Ltd | Leaching of mineral ores |
| PE69399A1 (es) * | 1996-11-06 | 1999-07-21 | Atomaer Pty Ltd | Lixiviacion mejorada de minerales metalicos |
| AU735774B2 (en) * | 1996-11-06 | 2001-07-12 | Atomaer Pty Ltd | Improved leaching of mineral ores |
| US6843976B2 (en) * | 2001-02-27 | 2005-01-18 | Noranda Inc. | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing |
| US20040068156A1 (en) * | 2002-10-02 | 2004-04-08 | Forrester Keith E. | Heavy metal stabilization using wet process phosphoric acids and complexing combinations, particularly for mining waste |
| WO2013020175A1 (en) | 2011-08-08 | 2013-02-14 | Xstrata Queensland Limited | Treatment of sulphidic materials |
Family Cites Families (15)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US629856A (en) * | 1897-11-18 | 1899-08-01 | Carl Hoepfner | Process of extracting lead, zinc, or silver from complex sulfidic ores. |
| US799862A (en) * | 1905-02-01 | 1905-09-19 | American Steel & Wire Co | Process of separating ferriferous zinc compounds. |
| US1838857A (en) * | 1927-04-06 | 1931-12-29 | Lafayette M Hughes | Method of obtaining zinc sulphide from its ore |
| US2021896A (en) * | 1932-01-09 | 1935-11-26 | Platten Maxwell George | Process for differentially leaching ores to separate lead and other metals from zinc sulphide |
| FR2262698B1 (no) * | 1974-02-28 | 1976-10-08 | Penarroya Miniere Metallurg | |
| FR2271298B1 (no) * | 1974-05-15 | 1978-08-04 | Penarroya Miniere Metallurg | |
| CA1063809A (en) * | 1975-12-11 | 1979-10-09 | Godefridus M. Swinkels | Hydrometallurgical process for metal sulphides |
| IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
| FR2359211A1 (fr) * | 1976-07-20 | 1978-02-17 | Penarroya Miniere Metall | Procede hydrometallurgique pour le traitement des composes sulfures contenant du plomb |
| FR2387293A2 (fr) * | 1977-04-15 | 1978-11-10 | Penarroya Miniere Metall | Procede hydrometallurgique pour le traitement des composes sulfures contenant du plomb |
| FR2373610A1 (fr) * | 1976-12-09 | 1978-07-07 | Minemet Rech Sa | Procede pour la mise en solution des metaux non-ferreux contenus dans des minerais et autres composes oxygenes |
| DE2840424A1 (de) * | 1978-09-16 | 1980-04-24 | Duisburger Kupferhuette | Verfahren zur herstellung von sulfidischen kupferkonzentraten |
| US4276084A (en) * | 1979-10-01 | 1981-06-30 | Hazen Research, Inc. | Hydrometallurgical process for the recovery of lead |
| CA1179966A (en) * | 1980-08-14 | 1984-12-27 | Bernard Verbaan | Leaching of zinc containing sulphide minerals |
| NO802986L (no) * | 1980-10-07 | 1982-04-13 | Elkem As | E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material |
-
1982
- 1982-08-24 FR FR8214561A patent/FR2532294B1/fr not_active Expired
-
1983
- 1983-08-22 FI FI833000A patent/FI833000A/fi not_active Application Discontinuation
- 1983-08-23 PT PT77232A patent/PT77232B/pt not_active IP Right Cessation
- 1983-08-23 AU AU18314/83A patent/AU1831483A/en not_active Abandoned
- 1983-08-23 GR GR72277A patent/GR78676B/el unknown
- 1983-08-23 DK DK385383A patent/DK385383A/da not_active Application Discontinuation
- 1983-08-23 CA CA000435189A patent/CA1219134A/en not_active Expired
- 1983-08-23 ZA ZA836220A patent/ZA836220B/xx unknown
- 1983-08-24 AT AT83401702T patent/ATE27466T1/de not_active IP Right Cessation
- 1983-08-24 JP JP58154738A patent/JPS5964723A/ja active Pending
- 1983-08-24 DE DE8383401702T patent/DE3371795D1/de not_active Expired
- 1983-08-24 EP EP83401702A patent/EP0102299B1/fr not_active Expired
- 1983-08-24 NO NO833051A patent/NO833051L/no unknown
- 1983-08-24 ES ES525134A patent/ES525134A0/es active Granted
- 1983-08-24 BR BR8304577A patent/BR8304577A/pt unknown
- 1983-08-24 US US06/525,933 patent/US4568525A/en not_active Expired - Fee Related
-
1987
- 1987-12-14 AU AU82531/87A patent/AU618241B2/en not_active Ceased
-
1991
- 1991-08-06 AU AU81614/91A patent/AU8161491A/en not_active Abandoned
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP0102299B1 (fr) | 1987-05-27 |
| PT77232A (fr) | 1983-09-01 |
| US4568525A (en) | 1986-02-04 |
| DE3371795D1 (en) | 1987-07-02 |
| AU8161491A (en) | 1991-10-24 |
| ZA836220B (en) | 1984-05-30 |
| DK385383A (da) | 1984-02-25 |
| ATE27466T1 (de) | 1987-06-15 |
| ES8500189A1 (es) | 1984-10-01 |
| AU618241B2 (en) | 1991-12-19 |
| BR8304577A (pt) | 1984-04-03 |
| FR2532294A1 (fr) | 1984-03-02 |
| FI833000A (fi) | 1984-02-25 |
| EP0102299A1 (fr) | 1984-03-07 |
| ES525134A0 (es) | 1984-10-01 |
| JPS5964723A (ja) | 1984-04-12 |
| PT77232B (fr) | 1986-03-21 |
| AU1831483A (en) | 1984-03-01 |
| FR2532294B1 (fr) | 1985-07-19 |
| DK385383D0 (da) | 1983-08-23 |
| FI833000A0 (fi) | 1983-08-22 |
| AU8253187A (en) | 1988-03-31 |
| GR78676B (no) | 1984-09-27 |
| CA1219134A (en) | 1987-03-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2833281C (en) | A method for recovering indium, silver, gold and other rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores | |
| US4244734A (en) | Process for recovering metal values from materials containing arsenic | |
| US4244735A (en) | Chloride leach process for recovering metal values in the presence of arsenic | |
| US4752332A (en) | Treating manganese-containing ores with a metal sulfide | |
| US20080271572A1 (en) | Method for Recovering Rare Metals in Zinc Leaching Process | |
| US6641642B2 (en) | High temperature pressure oxidation of ores and ore concentrates containing silver using controlled precipitation of sulfate species | |
| US4389248A (en) | Method of recovering gold from anode slimes | |
| US4131454A (en) | Process for recovering silver and gold from chloride solutions | |
| EP0776378B1 (en) | Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide containing ores and concentrates | |
| US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
| NO160528B (no) | Gjenvinning av sink fra sinkholdig sulfidisk materiale. | |
| CN109402410B (zh) | 一种铁锍酸溶渣预处理富集贵金属的方法 | |
| EA031994B1 (ru) | Выщелачивание минералов | |
| NO833051L (no) | Fremgangsmaate ved selektiv opploesning av bly fra mineralblanding inneholdende sink | |
| CA1083826A (en) | Process for extracting silver from residues containing silver and lead | |
| JPS62211B2 (no) | ||
| US4435369A (en) | Hydrometallurgical process for extraction of nickel | |
| RU2670117C2 (ru) | Способ селективного извлечения свинца и серебра и карбонатный концентрат свинца и серебра, полученный вышеуказанным способом | |
| US4610723A (en) | Process for leaching sulphide concentrates of the tetrahedrite type containing high concentrations of arsenic and antimony | |
| US4297183A (en) | Process for the treatment of solutions of lead chloride | |
| US5017346A (en) | Process for treating zinc oxide bearing materials | |
| JP2023542440A (ja) | 冶金残留物からゲルマニウム濃縮物を生成するための方法 | |
| US4906293A (en) | Hydrometallurgical process for extracting metals from ocean-mined ferromanganese nodules | |
| US2639220A (en) | Method of making copper sulfate | |
| US1745945A (en) | Process of treating ores or analogous materials |