NO862221L - Fremgangsmaate for fremstilling av sink fra malmer og konsentrater. - Google Patents
Fremgangsmaate for fremstilling av sink fra malmer og konsentrater.Info
- Publication number
- NO862221L NO862221L NO862221A NO862221A NO862221L NO 862221 L NO862221 L NO 862221L NO 862221 A NO862221 A NO 862221A NO 862221 A NO862221 A NO 862221A NO 862221 L NO862221 L NO 862221L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- ore
- cathode
- concentrate
- Prior art date
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 56
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 56
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 56
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 26
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 20
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 26
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 26
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 26
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims abstract description 14
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims abstract description 13
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 11
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 6
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 4
- 230000005012 migration Effects 0.000 claims abstract description 4
- 238000013508 migration Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 7
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 6
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 3
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims 2
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 13
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 9
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 8
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 7
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 5
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 5
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 5
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 4
- -1 hydrogen ions Chemical class 0.000 description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 229920000557 Nafion® Polymers 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000011161 development Methods 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 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
- 241000220317 Rosa Species 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000001464 adherent effect Effects 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002360 explosive Substances 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N hydron Chemical compound [H+] GPRLSGONYQIRFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
Abstract
Utvinning av sink fra sinkholdig malm eller konsentrat (1) i en elektrolytisk celle (3) som innbefatter et katode (5)-holdig katodekammer (16) og et anode (4)-holdig anodekammer (2). Katode- og anodekamrene er avgrenset ved at det mellom disse kamre er anordnet en ioneselektiv membran (6) som kan hindre migrering av ionisk kobber fra anodekamre (2) til katodekamre (16). Fremgangsmåten innbefatter dannelse i anodekamre (2) av en oppslemming av malm eller konsentrat (1) med en klorid- og kobber-ion-holdig oppløsning, intim blanding av oksygenholdig gass (7) med oppslemmingen, opprettholdelse av blandingen vesentlig ved atmosfæretrykk og ved en temperatur opp til oppløsningens kokepunkt, og opprettholdelse av blandingens pH-verdi ved fra 1 til 4. Den resulterende oppløsning er rik på oppløselig-gjort sink. Minst en del av blandingen fjernes, og resulterende oppløsning (12) separeres derfra. Sinkholdig malm eller konsentrat (1) bringes i kontakt med oppløsningen (12) hvorved det utfelles ionisk kobber derfra. Resulterende oppløsning (15) innføres i katodekammeret (16) og sink utvinnes elektrokjemisk ved katoden (5).
Description
Foreliggende oppfinnelse vedrører den hydrometallurgiske fremstilling av sink fra sinkholdige malmer og konsentrater. Sulfidet er den mest vanlige form for sink som skaper et problem med atmosfærisk forurensning med svoveldioksyd, men sink i form av karbonater og oksyder kan også behandles ved denne metoden og behandles på en mer effektiv måte i noen tilfeller enn sulfidene.
Den konvensjonelle metode for behandling av sinksulfider er ved røsting for dannelse av sinkoksyd og svoveldioksyd. Dette svoveldioksyd kan enten omdannes til svovelsyre eller ikke. Deretter underkastes produktet oppløsning i svovelsyre og elektrolyse av den rensede oppløsning finner sted for s dannelse av sink, ved katoden og oksygen ved anoden. P.g.a. utviklingen av syre ved anoden og tendensen for utvikling av hydrogen ved katoden istedenfor sink, må meget rene oppløsninger anvendes, og det må foretas nøyaktig regulering av strømdensiteten. Dette krever tilsetning av reagenser til elektrolytten for dannelse av en glatt plate istedenfor en ujevn plate eller pulver som under disse cellebetingelser ville fremme utvikling av hydrogen.
I US patent 4.148.698 Everett, beskrives en alternativ metode for ekstrahering av et basismetall fra en basismetallholdig malm, hvilken metode baserer seg på en cyklisk prosess. Den medfører dannelse av en oppslemming av malmen med et kloridutlutingsmiddel i nærvær av ionisk kobberkatalysator. Oksygen anvendes for å fremme oppløsningen av basis-metallet.
P.g.a. de meget små mengder sink som kunne utlutes pr. volumdel anolytt med lavt syreinnhold fra pletteringscellen, var store sirkulasjons-hastigheter nødvendig, hvilket resulterte i kostbare separeringstrinn for faststoff og væske. Syreanolytten gjorde plettering av sink i katolytten vanskelig p.g.a. den letthet med hvilken hydrogenioner kunne migrere gjennom membranen, selv med ioneselektive membraner slik som nafion (Dupont varemerke) ble benyttet.
Sink har også blitt fremstilt fra kloridoppløsninger med utvikling av klor ved anoden. Dette krever et høyt anodepotensial, kostbare anoder (platina- eller tutheniumbelagt titan) og resulterer i materialhåndterings- vanskeligheter p.g.a. den mulige eksplosive reaksjon mellom sink og klor. Anolytten er også sur, hvilket tilveiebringer en kilde for: hydrogenioner, "som normalt er hovedgrunnen for ineffektiv sinkplettering. r
Fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse overvinner ulempene med de ovenfor omtalte prosesser og tillater utluting og plettering av sink i omgivelser med lavt hydrogenioninnhold. Dette øker effektiviteten for
-plettering av sinken: og tillater plettering av et pulver istedenfor . en adherende plate som ville kreve tilsetning av pletteringsadditiver som kan ha en uheldig effekt på utlutingsreaksjonene. Anolytten og katolytten er adskilt av en ioneselektiv membran (slik som nafion), og strømmen føres ved passasje gjennom membranen av ioner slik som natrium som ikke forstyrrer sinkplettering. Hydrogenioner vil også passere gjennom disse membranene og forstyrre sinkplettering, og det er et særlig formål med foreliggende oppfinnelse å utlute mineralet i et miljø med lavt syreinnhold for å unngå de høye kostnadene med lav sink-pletteringseffektivitet.. .-.^.'-v
Foreliggende oppfinnelse tilveiebringer en fremgangsmåte for utvinning av sink fra en. sinkholdig malm eller konsentrat i en elektrolytisk celle, hvor cellen innbefatter et katodekammer inneholdende en katode og et anodekammer inneholdende en anode, og hvor katode- og anodekamrene avgrenses med en derimellom anordnet ioneselektiv membran, hvilken membran er kjennetegnet ved at den kan hindre migrering av ioner som kan forstyrre sinkplettering fra anodekammeret til katodekammeret, hvor fremgangsmåten innbefatter dannelse i anodekammeret av en oppslemming av malmen eller konsentratet med en oppløsning inneholdende kloridioner og kobberioner, intim blanding av oksygenholdig gass med - oppslemmin-igen;^opprettholdelse:", av. " blandingen : vesentlig ved atmosfæretrykk ;og .ved en temperatur opp. til kokepunktet for oppløsningen, og opprettholdelse av. blandingens pH-verdi ved fra. 1 til 4, hvorved den. resulterende [oppløsning er rik på oppløseliggjort sink, fjerning av i det: minste en del av : blandingen og separering av den resulterende oppløsning derfra, anbringelse av den resulterende oppløsning i kontakt med sinkholdig malm eller ..konsentrat,I hvorved ionisk'. kobber utfelles derfra,' innføring av oppløsningen i f.katodekammeret og elektrokjemisk utvinning: :av - sink. ved katoden. Væskem. i ,den..resulterende oppløsning kan eventuelt ! separeres fra mineralet, og den resulterende oppløsning bringes i kontakt med sinkmetall for ytterligere rensing.
Oppfinnelsen representerer en forbedring i forhold til tidligere kjente prosesser siden all oppløsning og utvinning av sink foregår i en enkelt celle som benytter en ioneselektiv membran slik som nafion. Det er intet behov for en høy oppløsningsstrøm fordi utlutingen som utføres kontinuerlig, forbruker hydrogenionene som dannes i cellen. Videre bidrar oppfinnelsen til lett resirkulasjon av ionisk kobberkatalysator med minimale tap. Denne fremgangsmåten muliggjør også at anolytten er operativ i et miljø med lavt syreinnhold uten utvikling av klor, hvilket derved tillater bruk av billige grafittanoder p.g.a. det lave oksydasjons-potensiale, sammenlignet med klor- eller oksygenutvikling, hvilket også bidrar til en lav cellespenning og således lave kraftomkostninger. En ytterligere fordel er at eventuelt utlutet jern oksyderes til ferriformen, og hydrolyseres deretter for dannelse av goetitt eller acagenitt, og derved unngås jernforurensning av elektrolytten. Bruken av anolytt med lavt syreinnhold, sammenlignet med den tidligere teknikk, øker sink-pletteringseffektiviteten og reduserer kraftomkostningene som er den viktigste komponenten i kostnadene for sinkproduksjon.
Ifølge et første foretrukket trekk ved oppfinnelsen er det hensiktsmessig å benytte den sinkholdige malmen eller konsentratet på hvilken det ioniske kobber utfelles, som en del av tilførselen til anodekammeret. Følgelig foregår gjenoppløsning av kobberet uten behovet for separat tilsetning av vesentlige mengder katalysator.
I en ytterligere foretrukken utførelse er pH-verdien til blandingen i anodekammeret fra 2,5 til 3,5, og mest foretrukket 3. Som tidligere angitt letter bruken av omgivelser med lavt syreinnhold elimineringen av hydrogenutvikling i katodekammeret og utviklingen av klor i anodekammeret, hindret av den reduserende evne til mineraloppslemmingen.
I en annen foretrukken utførelse er temperaturen på oppløsningen i anodekammeret fra. 50°C opp til kokepunktet for oppløsningen, for-trinnsvis fra 70 til 100°C og helst fra 85 til 95°C.
Ionisk-kobber er til .stede som en katalysator for utlutingen av sinkholdige malmer eller konsentrater og tilsettes typisk i konsentrasjoner fra ca. 5 til 25 g/l.
Kilden : for klorid i utlutingsoppløsningen kan være natriumklorid eller andre. alkali- eller jordalkaliklorider. Typisk anvendes natriumklorid i konsentrasjoner på ca. 200-300 g/l. I utfellingstrinnet for kobber på en sulfidmalm eller —konsentrat, skal det forstås at utfelling kan finne sted på mineraler andre enn sfaleritt, idet eksempler er galena, pyrotitt og kalkoporitt. Følgende eksempler viser fremgangsmåten benyttet på sinkholdige malmer. Det er naturligvis mulig at andre basismetaller kan være til stede i malmene eller på forhånd ha blitt fjernet ved anvendelse av prosesser slik som angitt i US patent 4.148.698.
Foreliggende fremgangsmåte baserer seg på at anolytt- og katolytt-reaksjonene er adskilt av en ioneselektiv membran.
Dette tillater bruken av ionisk kobber for . å katalysere anodisk. oksyda-s jon... i anolytten og rensede sinkoppløsninger for katodisk reduksjon i katolytten ifølge, nedenstående ligninger..
Elektrisk nøytralitet opprettholdes ved migreringen av Na<+>ioner over den ioneselektive membranen.
Eksempel 1
Utfelling av ionisk kobber
Tilførsel: Sfaleritt-konsentrat med 0,7% Cu
Rest: 4,6% Cu
Oppslemmingsdensitet: 50% vekt/vekt
Tabellen ovenfor illustrerer effektiviteten av ionisk kobberutvinning ved utfelling på sfaleritt.
Eksempel 3
Resultater med 50 liter celle
Eksempel 4
50 liter
Resultater med 50 liter celle
Kraftforbruk: 2,2 kwh/kg
Eksempel 5
Resultater med 50 liters celle
Forsøket i eksempel 2 ble gjentatt ved en temperatur på 50°C. Det ioniske kobberet var alt i kupri-tilstanden etter 3 timer, og pH falt til under 1,0 med hydrogenutvikling ved katoden, hvilken indikerte mangelen på reaktivitet ved denne temperatur.
Eksempel 6
Resultater med 50 liters celle
Forsøket i eksempel 2 ble gjentatt ved en innledende temperatur på
675°C og senere senket til 70°C. Etter tre timer ved 75°C hadde andelen av ionisk kobber som var til stede i kupri-tilstanden, kun øket med 17 mens pH-verdien ble regulert i området 2,5-3,5 med lufttilsetning. Når temperaturen først var senket til 70°C, fra 4 til 6 timer, steg andelen av
ionisk kobber i kupri-tilstanden mer brått med 32% mens pH-verdien hadde tilbøyelighet til å falle til tross for øket lufttilsetning. Disse resultater indikerer at reaktiviteten er tilstrekkelig ved 75°C, men er marginal ved 70°C.
Fig. 1 er en skjematisk representasjon av apparatur og er også et flyt-skjema.
Frisk malm 1 innføres i anodekammeret 2 i en elektrokjemisk celle 3. Cellen 3 omfatter anoder 4 og katode 5. Katoden 5 er omhyllet av en ioneselektiv membran 6 som hindrer strømmen av kobberioner fra anodekammeret til katodekammeret. Oksygenholdig gass 7 innføres i anodekammeret fra en kilde 8 og tillater intim blanding av den sinkholdige -malm .med . kloridholdig utlutingsoppløsning 9 innført fra kilden 10. I anodekammeret 2 oppløses sinkmetall fra den sinkholdige malmen og går således i oppløsning med kobberioner innført i utlutingsoppløsningen enten gjennom resirkulasjon eller fra en separat kobberkilde (ikke vist).
Etter en bestemt kontaktperiode mellom den sinkholdige malmen og kobber og kloridioner, fjernes den resulterende oppslemming fra cellen og innføres i en separator 11 hvori oppløsningen som er rik på sink og kobber skilles fra resten 13. En porsjon av den sink- og kobberrike oppløsning 12 innføres deretter i en utfellingsanordning 14 sammen med i det minste en del av den sinkholdige malm eller konsentrat 1. Disses kontakt resultarer i at kobber blir vesentlig utfelt fra oppløsning 12 på den sinkholdige malmen eller konsentratet. Den anrikede sinkholdige oppløsning 15 som er utarmet på kobberioner, føres deretter inn i katodekammeret 16 hvor sinkmetall pletteres på katoden 5. Resten 17 fra utfellingsanordningen 14 omfattende sinkholdig malm eller konsentrat og .. utfelt kobber, innføres i anodekammeret 2 for oppløsning deri av både kobber og sink.
Følgelig bidrar foreliggende oppfinnelse til en cyklisk kontinuerlig prosess som muliggjør både plettering av sink ved katoden mens utluting av basismetallene i en gjennomluftet oppslemming i anodekammeret i membrancellen.
Claims (11)
1. Fremgangsmåte for utvinning av sink fra en sinkholdig malm eller konsentrat i en elektrolytisk celle, hvor cellen innbefatter et katodekammer inneholdende en katode og et anodekammer inneholdende en anode, og hvor katode- og anodekamrene er adskilt med en derimellom anordnet ioneselektiv membran, som er kjennetegnet ved at den kan hindre migrering av ionisk kobber fra anodekammeret til katodekammeret, karakterisert ved at man i anodekammeret danner en oppslemming av malmen eller konsentratet med en oppløsning inneholdende kloridioner og kobberioner, blander oksygenholdig gass intimt med oppslemmingen, opprettholder blandingen vesentlig ved atmosfæretrykk og ved en temperatur opptil oppløsningens kokepunkt, og opprettholder blandingens pH-verdi ved fra 1 til 6, hvorved den resulterende oppløsning er rik på oppløseliggjort sink, fjerner i det minste en del av blandingen og separerer den resulterende oppløsning derfra, bringer den resulterende oppløsning i kontakt med sinkholdig malm eller konsentrat hvorved ionisk kobber utfelles derfra, innfører den resulterende oppløsning i katodekammeret og elektrokjemisk utvinner sink ved katoden.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved det ytterligere trinn at man til oppslemmingen tilfører den sinkholdige malmen eller konsentratet og kobberutfelling.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at blandingens pH-verdi er fra 2,5 til 3,5.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at oppløsningens temperatur er fra 50°C opp til oppløsningens kokepunkt.
5. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at oppløsningens temperatur er fra 70 til 100°C.
6. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at oppløsningens temperatur er fra 85 til 95.
7. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at oppløsningens inneholder fra ca. 5 til 25 g pr. liter av ionisk kobber.
8. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at vesentlig alt ionisk kobber som er til stede i den resulterende oppløsning, utfelles ved kontakt med den sinkholdige malm eller konsentrat.
9. • Fremgangsmåte ifølge krav 8( karakterisert ved at den sinkholdige malmen er en sinksulfidmalm.
10. Fremgangsmåte ifølge krav 9, karakterisert ved at sinksulfidmalmen i tillegg inneholder kobbersulfider.
11. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at kloridionene tilsettes i form av natriumklorid ved konsentrasjoner på 200-300 gram pr. liter.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AUPG751684 | 1984-10-05 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO862221L true NO862221L (no) | 1986-06-04 |
NO862221D0 NO862221D0 (no) | 1986-06-04 |
Family
ID=3770792
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO862221A NO862221D0 (no) | 1984-10-05 | 1986-06-04 | Fremgangsmaate for fremstilling av sink fra malmer og konsentrater. |
Country Status (29)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4684450A (no) |
EP (1) | EP0197071B1 (no) |
JP (1) | JPS62500388A (no) |
KR (1) | KR890005181B1 (no) |
CN (1) | CN1013381B (no) |
AU (1) | AU570580B2 (no) |
BR (1) | BR8506944A (no) |
CA (1) | CA1260429A (no) |
CS (1) | CS268673B2 (no) |
DE (1) | DE3574741D1 (no) |
DK (1) | DK249786A (no) |
ES (1) | ES8605052A1 (no) |
FI (1) | FI81386C (no) |
GR (1) | GR852394B (no) |
HU (1) | HU198759B (no) |
IE (1) | IE56638B1 (no) |
IN (1) | IN166276B (no) |
MA (1) | MA20542A1 (no) |
MW (1) | MW3886A1 (no) |
NO (1) | NO862221D0 (no) |
NZ (1) | NZ213678A (no) |
OA (1) | OA08339A (no) |
PH (1) | PH21404A (no) |
PT (1) | PT81258B (no) |
RO (1) | RO95898B (no) |
WO (1) | WO1986002107A1 (no) |
ZA (1) | ZA857259B (no) |
ZM (1) | ZM7485A1 (no) |
ZW (1) | ZW16485A1 (no) |
Families Citing this family (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP0221633A1 (en) * | 1985-08-05 | 1987-05-13 | Collaborative Research Inc. | Genotyping by restriction fragment length polymorphisms |
US4804458A (en) * | 1987-08-20 | 1989-02-14 | Amoco Corporation | Process for collecting vapor in ebullated bed reactors |
CN1034958C (zh) * | 1993-05-06 | 1997-05-21 | 王绍和 | 硫化锌矿电解制取锌的方法及其电解槽 |
US5609747A (en) * | 1995-08-17 | 1997-03-11 | Kawasaki Steel Corporation | Method of dissolving zinc oxide |
CN101126164B (zh) * | 2007-07-27 | 2010-11-10 | 葫芦岛锌业股份有限公司 | 利用高氟锌物料和高二氧化硅锌物料生产电解锌的方法 |
CN103014778A (zh) * | 2012-12-11 | 2013-04-03 | 北京矿冶研究总院 | 一种矿浆电解装置 |
CN103710727B (zh) * | 2013-12-05 | 2016-04-06 | 中南大学 | 可溶性溴盐的应用 |
Family Cites Families (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3673061A (en) * | 1971-02-08 | 1972-06-27 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
US3772003A (en) * | 1972-02-07 | 1973-11-13 | J Gordy | Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore |
US3736238A (en) * | 1972-04-21 | 1973-05-29 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides |
FR2323766A1 (fr) * | 1975-04-21 | 1977-04-08 | Penarroya Miniere Metallurg | Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures |
IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
AU510493B2 (en) * | 1976-04-01 | 1980-06-26 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Extracting metals from ores |
AU527808B2 (en) * | 1977-11-06 | 1983-03-24 | The Broken Hill Proprietary Company Limited | Simultaneous electrodissolution and electrowinning of metals from sulphide minerials |
AU537305B2 (en) * | 1979-04-09 | 1984-06-14 | Dextec Metallurgical Pty. Ltd. | Production of lead from ores and concentrates |
NO149003C (no) * | 1979-04-17 | 1984-01-25 | Elkem As | Fremgangsmaate til selektiv ekstraksjon av sink fra kloridloesninger som inneholder hovedsaklig jern, kobber og sink |
US4536214A (en) * | 1983-07-07 | 1985-08-20 | Duval Corporation | Metal sulphide extraction |
-
1984
- 1984-10-04 ZM ZM74/85A patent/ZM7485A1/xx unknown
-
1985
- 1985-09-20 WO PCT/AU1985/000230 patent/WO1986002107A1/en active IP Right Grant
- 1985-09-20 AU AU49568/85A patent/AU570580B2/en not_active Ceased
- 1985-09-20 RO RO123603A patent/RO95898B/ro unknown
- 1985-09-20 KR KR1019860700284A patent/KR890005181B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 BR BR8506944A patent/BR8506944A/pt unknown
- 1985-09-20 ZA ZA857259A patent/ZA857259B/xx unknown
- 1985-09-20 EP EP85904778A patent/EP0197071B1/en not_active Expired
- 1985-09-20 HU HU854217A patent/HU198759B/hu not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 DE DE8585904778T patent/DE3574741D1/de not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-20 IE IE2327/85A patent/IE56638B1/en not_active IP Right Cessation
- 1985-09-20 JP JP60504279A patent/JPS62500388A/ja active Granted
- 1985-09-20 US US06/871,402 patent/US4684450A/en not_active Expired - Fee Related
- 1985-09-23 ZW ZW164/85A patent/ZW16485A1/xx unknown
- 1985-09-25 CA CA000491522A patent/CA1260429A/en not_active Expired
- 1985-09-27 IN IN761/MAS/85A patent/IN166276B/en unknown
- 1985-10-02 NZ NZ213678A patent/NZ213678A/xx unknown
- 1985-10-03 GR GR852394A patent/GR852394B/el unknown
- 1985-10-04 ES ES85547588A patent/ES8605052A1/es not_active Expired
- 1985-10-04 CS CS857151A patent/CS268673B2/cs unknown
- 1985-10-04 PT PT81258A patent/PT81258B/pt unknown
- 1985-10-04 MA MA20766A patent/MA20542A1/fr unknown
- 1985-10-05 CN CN85107417A patent/CN1013381B/zh not_active Expired
- 1985-10-07 PH PH32886A patent/PH21404A/en unknown
-
1986
- 1986-04-29 MW MW38/86A patent/MW3886A1/xx unknown
- 1986-05-28 DK DK249786A patent/DK249786A/da not_active Application Discontinuation
- 1986-06-04 NO NO862221A patent/NO862221D0/no unknown
- 1986-06-04 FI FI862385A patent/FI81386C/fi not_active IP Right Cessation
- 1986-06-05 OA OA58873A patent/OA08339A/xx unknown
Also Published As
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0646185B1 (en) | Production of metals from minerals | |
NO149822B (no) | Metallanode for elektrolyseceller med vandig elektrolytt og fremgangsmaate til fremstilling derav | |
US9630844B2 (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of tellurium from high lead bearing copper refinery anode slime | |
FI61049C (fi) | Foerfarande foer utvinning av koppar fraon koppar- och jaernhaltig malm eller slig | |
NO862221L (no) | Fremgangsmaate for fremstilling av sink fra malmer og konsentrater. | |
CA1092365A (en) | Refining of ferrous and base metal sulphide ores and concentrates | |
EP0161224B1 (en) | Process for copper chloride aqueous electrolysis | |
Yang et al. | The separation and electrowinning of bismuth from a bismuth glance concentrate using a membrane cell | |
AU734584B2 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals | |
EP0026207B1 (en) | Production of lead from ores and concentrates | |
RU2023758C1 (ru) | Способ электрохимического выщелачивания меди из сульфидного медного концентрата | |
Mackowiak | (B) Electrometallurgy | |
JPS60238494A (ja) | 亜鉛の電解製錬における塩素除去方法 | |
PL111091B1 (en) | Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution | |
DK152225B (da) | Fremgangsmaade til udvinding af kobber fra kobber- og jernholdig malm eller koncentrat | |
Bennett | A study on electrowinning copper and zinc from low grade ores | |
IE43392B1 (en) | Extraction of copper from ores and concentrates | |
NO841141L (no) | Utvinning av soelv og gull fra malmer og konsentrater | |
JPS596896B2 (ja) | 銅および鉄含有鉱石からの銅の抽出方法 |