PL111479B1 - Process for separation the lead from comminuted lead sulfides concentrates containing iron sulfide and possiblyzinc sulfides - Google Patents
Process for separation the lead from comminuted lead sulfides concentrates containing iron sulfide and possiblyzinc sulfides Download PDFInfo
- Publication number
- PL111479B1 PL111479B1 PL1976188217A PL18821776A PL111479B1 PL 111479 B1 PL111479 B1 PL 111479B1 PL 1976188217 A PL1976188217 A PL 1976188217A PL 18821776 A PL18821776 A PL 18821776A PL 111479 B1 PL111479 B1 PL 111479B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- lead
- reactor
- slurry
- concentrate
- zinc
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 68
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 54
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 21
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 title claims description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 title claims description 4
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 49
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 46
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 40
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 35
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 28
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 27
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 22
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 21
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 20
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 15
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 11
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 10
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 10
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 9
- 150000002927 oxygen compounds Chemical class 0.000 claims description 9
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 9
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims description 8
- 239000001166 ammonium sulphate Substances 0.000 claims description 8
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 7
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 7
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 6
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 5
- 229910052924 anglesite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 3
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 3
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 2
- 229910052960 marcasite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000010814 metallic waste Substances 0.000 claims description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 10
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 10
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 8
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 8
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 7
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 6
- 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 5
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 5
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052980 cadmium sulfide Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 4
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 3
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 3
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 3
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- CJOBVZJTOIVNNF-UHFFFAOYSA-N cadmium sulfide Chemical compound [Cd]=S CJOBVZJTOIVNNF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 238000009291 froth flotation Methods 0.000 description 3
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 3
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 description 3
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052981 lead sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229940056932 lead sulfide Drugs 0.000 description 2
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002609 medium Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- WENIXZFPXMQPQQ-UHFFFAOYSA-N 2,2-dimethylheptan-1-ol Chemical compound CCCCCC(C)(C)CO WENIXZFPXMQPQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- VXAUWWUXCIMFIM-UHFFFAOYSA-M aluminum;oxygen(2-);hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[Al+3] VXAUWWUXCIMFIM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000000908 ammonium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 description 1
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 description 1
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 210000004072 lung Anatomy 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 oxy lead compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 1
- IIACRCGMVDHOTQ-UHFFFAOYSA-N sulfamic acid Chemical class NS(O)(=O)=O IIACRCGMVDHOTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 230000009885 systemic effect Effects 0.000 description 1
- 239000012991 xanthate Substances 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
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- 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
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/24—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with alkaline solutions, e.g. ammonia
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób wydzielania olo¬ wiu i ewentualnie cynku z silnie rozdrobnionego mineralnego koncentratu siarczków olowiu zawierajacych siarczek zelaza i ewentualnie siarczki cynku.Siarczek olowiu (galena) wystepuje w przyrodzie zwykle razem z siarczkiem zelaza (piryt), a czesto razem z siarcz¬ kiem cynku (sfaleryt). Znana przeróbka rud o takim skla¬ dzie polega na selektywnej flotacji pianowej, w celu otrzy¬ mania olowiu w postaci koncentratu o wysokim stezeniu i cynku w postaci koncentratu równiez wysoce stezonego.Oba te koncentraty przerabia sie nastepnie oddzielnie otrzymujac zawarte w nich metale.Jednakze z licznych drobnoziarnistych, litych rud siarczkowych olowio-cynkowych nie mozna na drodze flotacji uzyskiwac w sposób zadowalajacy wysoce stezonych koncentratów olowiu i jezeli nie mozna uwolnic dostatecznie olowiu przez mielenie, to na skutek rozcienczenia pirytem uzyskuje sie koncentrat nie dajacy sie przerabiac znanymi sposobami, albo tez nie udaje sie otrzymac oddzielnie koncentratu olowiu pozbawionego cynku i koncentratu cynku pozbawionego olowiu.Dotychczas usilowano wytwarzac z takich rud koncen¬ traty glównie przez rafinowanie metodami flotacyjnymi, ale wyniki byly mierne.Z drugiej zas strony, proponowane przerabianie miesza¬ nych koncentratów olowio-cynkowych i niskiej jakosci kon¬ centratów olowiowych o wysokiej zawartosci siarczku zelaza na drodze wytapiania jest kosztowne i nie daje do* brych wyników. lt 15 20 SB Wiadomo równiez, ze cynk zawartyw rudach siarczkowych cynku i ich koncentratach mozna rozpuszczac w roztworze amoniakalnym w srodowisku utleniajacym.Na przyklad, z opisu patentowego St.Zjedn.Am. nr 2822263 znany jest proces otrzymywania miedzi i niklu z rud siarczkowych zawierajacych cynk, albo z koncentra¬ tów, przez lugowanie pod zwiekszonym cisnieniem za pomoca amoniakalnego roztworu w srodowisku utleniaja¬ cym, przy czym równiez i cynk ulega rozpuszczeniu w ta¬ kich warunkach. Jednakze siarczek olowiu nie rozpuszcza sie w amoniakalnych roztworach i dotychczas nie propono¬ wano stosowania takich roztworów do uzyskiwania olowiu lub zwiekszania zawartosci olowiu w koncentratach siarczku olowiu.Wynalazek umozliwia wydzielanie olowiu z silnie roz¬ drobnionych mineralnych koncentratów olowiu zawieraja¬ cych siarczek zelaza. Cecha sposobu wedlug wynalazku jest to, ze z takiego koncentratu wytwarza sie zawiesine w wodnym srodowisku zawierajacym siarczan amonowy i wolny amoniak i zawiesine te miesza intensywnie w zamknietym reaktorze pod cisnieniem nie wiekszym niz 2,1 atn i w obecnosci tlenu o czasteczkowym cisnieniu co najmniej kilku dziesiatych czesci 1 atmosfery. W tych warunkach siarczek olowiu zawarty w minerale ulega utlenieniu, tworzac zasadniczo nierozpuszczalne w wodzie zwiazki tlenowe olowiu. Nastepnie odprowadza sie zawie¬ sine z reaktora, oddziela stala pozostalosc od wodnego roztworu i poddaje ja procesowi pianowej flotacji, otrzy¬ mujac koncentrat zawierajacy praktycznie biorac caly 111 479111 479 3 siarczek zelaza i odpady zawierajace w zasadzie wszystkie tlenowe zwiazki olowiu.Jezli poddawany przeróbce koncentrat zawiera oprócz siarczków olowiu równiez i siarczki cynku, wówczas siarczki cynku rozpuszcza sie w wodnym roztworze amoniakalnym i otrzymany roztwór po oddzieleniu od stalej pozostalosci mozna poddawac przeróbce w dowolny sposób, w celu odzyskania cjniku zawartego w tym roztworze.Siarczek zelaza (piryty) nie ulega zmianie podczas utleniajacego traktowania amoniakalnym roztworem i ten wlasnie fakt umozliwia latwe oddzielanie pozostalego pirytu droga pianowej flotacji od utlenionych zwiazków olowiu.Zawiesine utrzymuje sie w reaktorze w temperaturze od 50—60°C do temperatury wrzenia pod cisnieniem pa¬ nujacym w reaktorze. Zawiesine miesza sie mechanicznie w reaktorze z moca wynoszaca co najmniej 117 lub nawet 234 kGm/m3. Nie ma potrzeby stosowania wysokiego cisnienia w reaktorze i zwykle cisnienie to wynosi nie wiecej niz 0,21—0,56 atm. Wartosc pH zawiesiny nie ma decyduja¬ cego znaczenia, ale korzystnie wynosi ona 9—11.Szczególnie korzystnie jest zawracac gaz zawierajacy tlen z przestrzeni ponad zawiesina w reaktorze i wprowa¬ dzic go do zawiesiny na dosc znaczna glebokosc pod po¬ wierzchnia. Zabieg ten ma znaczenie, gdyz nasila i przys¬ piesza proces utleniania siarczku olowiu.Rysunek przedstawia schemat przykladu przebiegu procesu prowadzonego sposobem wedlug wynalazku i po¬ nizej opisano sposób wedlug wynalazku w odniesieniu do rysunku.Przed rozpoczeciem procesu siarczkowe rudy, zawierajace takie mineraly jak siarczek olowiu (galena), siarczek ze¬ laza (glównie piryt) i ewentualnie równiez siarczek cynku (zwykle sfaleryt), korzystnie wzbogaca sie na drodze pia¬ nowej flotacji. Zabieg ten ma znaczenie, gdyz umozliwia usuwanie niesiarczkowej skaly plonnej, która, gdyby weszla do procesu, towarzyszylaby przez jego wieksza czesc olowiowi i rozcienczala ostatecznie produkt.Wzbogacenie prowadzi sie zwyklymi sposobami flotacji, ale nie jest konieczne uzyskiwanie koncentratu wysoce wzbogaconego, a jezeli wytwarza sie koncentrat o duzej' zawartosci olowiu, to nie jest konieczne calkowite usuwanie z niego cynku.Jezeli koncentrat jest w znacznym stopniu uwolniony od plonnej skaly, to sposobem wedlug wynalazku mozna otrzymywac produkt olowiowy nie zawierajacy wcale cynku i zelaza. Obecnosc innych mineralów siarczkowych, takich jak siarczki miedzi, np. chalkozyn lub chalkopiryt albo siarczek kadmu (grenokit) nie wplywa niekorzystnie na przebieg procesu. Miedz rozpuszcza sie razem z cynkiem i moze byc oddzielana podczas obróbki roztworu w celu odzyskania cynku, a siarczek kadmu równiez rozpuszcza sie z cynkiem i moze byc wydzielony z roztworu.Procesowi wedlug wynalazku poddaje sie siarczkowy koncentrat rozdrobniony w takim stopniu, w jakim zwykle rozdrabnia sie koncentraty flotacyjne. Znaczne rozdrobnie¬ nie czastek ma znaczenie dla procesu, gdyz umozliwia szybka i skuteczna reakqe z amoniakalnym roztworem.Z rozdrobnionego produktu wyjsciowego wytwarza sie zawiesine w roztworze siarczanu amonowego zawierajacym wolny amoniak.Stezenie siarczanu amonowego nie ma decydujacego znaczenia i faktycznie nie jest nawet konieczne, aby siarczan amonowy znajdowal sie w roztworze juz w chwili sporza¬ dzenia, zawiesiny, ale zwiazek ten wytwarza sie podczas 4 procesu w reaktorze i znajduje sie nastepnie w amoniakal¬ nym roztworze zawracanym do reaktora. W zwiazku z tym, w praktyce amoniakalny roztwór zawsze zawiera siarczan amonowy w ciagu calego procesu. Zawiesine koncentratu 5 w amoniakalnym roztworze, korzystnie zawierajaca 15—20% wagowych substancji stalych, wprowadza sie do zamknietego naczynia reakcyjnego i przez zawiesine przepuszcza sie ga¬ zowy tlen. Wartosc pH wodnej fazy zawiesiny w reaktorze korzystnie utrzymuje sie w granicach 9—11, w celu za- 10 pewnienia optymalnego stezenia amoniaku. Mozna to osiagnac wprowadzajac do reaktora w sposób regulowany gazowy amoniak. Stezenie wolnego amoniaku korzystnie dostosowuje sie do temperatury zawiesiny tak, aby utrzy¬ mac wartosc pH 9—11 i aby suma czasteczkowych cisnien 15 amoniaku i pary wodnej ponad powierzchnia zawiesiny byla co najmniej o kilka dziesiatych czesci 1 atmosfery mniejsza od calkowitego cisnienia w reaktorze. Calkowite cisnienie w reaktorze powinno byc oczywiscie wyzsze od sumy tych cisnien czastkowych, aby mozna w ukladzie 20 utrzymac czastkowe cisnienie tlenu wynoszace kilka dzie¬ siatych czesci 1 atmosfery, korzystnie 0,35—0,42 atm.Zgodnie z wynalazkiem tlen stosuje sie korzystnie w po¬ staci zwyklego technicznego tlenu. Stosowanie powietrza nie jest korzystne, gdyz zawarty w nim azot zwieksza su- 25 maryczne cisnienie w ukladzie, a poniewaz z glównych cech sposobu wedlug wynalazku jest to, ze proces prowadzi sie pod cisnieniem atmosferycznym lub niewiele tylko wyzszym, przeto najkorzystniej jest stosowac zasadniczo czysty tlen, nie wprowadzajac stale azotu. 30 Sposobem wedlug wynalazku mozna prowadzic proces pod cisnieniem atmosferycznym, ale stosowanie zamknietego naczynia do lugowania jest konieczne w celu unikniecia strat amoniaku i umozliwienia kontrolowania przebiegu procesu. Poza tym, w temperaturze zblizonej do górnej 35 granicy temperatur podanych wyzej (50—100 °C) reakcje utleniania zachodza szybciej i w tych temperaturach oraz przy wartosci pH 9—11 suma czastkowych cisnien amonia¬ ku i pary wodnej zbliza sie znacznie do cisnienia atmosfery¬ cznego, totez korzystnie jest prowadzic proces lugowania 40 pod cisnieniemnieco wyzszym od atmosferycznego. Jednakze ta nadwyzka powinna byc niewielka, aby mozna bylo stosowac urzadzenie wraz z osprzetem (naczynia do lugo¬ wania, uszczelnienia gazowe, uszczelnienia walu mieszadla itp.) zaprojektowane dla cisnienia atmosferycznego, dzieki 45 czemu unika sie kosztownych autoklawów. W zwiazku z po¬ wyzszym nalezy stosowac cisnienie ponizej 2,1 atm, a czesto stosuje sie cisnienie nizsze niz 1,4 atm, a nawet nizsze niz 0,7 atm. Zwykle wystarcza cisnienie 0,21—0,56 atm.Jak wspomniano, temperatura zawiesiny w reaktorze 50 wynosi korzystnie od 50 °C do temperatury wrzenia fazy wodnej zawiesiny pod cisnieniem panujacym w reaktorze.Jezeli koncentraty zawieraja dosc znaczna ilosc cynku, to korzystnie stosuje sie temperature powyzej 60—65 °C, az do temperatury wrzenia mieszaniny, gdyz temperatura 55 wyzsza od 90°C jest najodpowiedniejsza dla szybkiego i calkowitego rozpuszczenia siarczku cynku.Energiczne mieszanie mechaniczne zawiesiny, korzystnie za pomoca mieszadla napedzanego silnikiem za posrednic¬ twem walu mieszadla przechodzacego przez pokrywe 60 reaktora, ma istotne znaczenie dla przyspieszenia reakcji.Jak wspomniano wyzej, moc przykladana do walu mieszadla wynosi co najmniej okolo 117 kGm lub nawet powyzej 234 kGm na 1 m3 zawiesiny w reaktorze. Przy mniej ener¬ gicznym mieszaniu sprawnosc i predkosc utleniania wy- 65 raznie malaje.111 479 5 Jest rzecza szczególnie korzystna zawracac podczas lu¬ gowania w ciagly sposób gaz zawierajacy tlen znad powierz¬ chni zawiesiny do zawiesiny na znaczna glebokosc. Takie zawracanie tlenu moze byc prowadzone niezaleznie od mieszania, przy uzyciu zewnetrznej pompy zawracajacej gaz albo dmuchawy, która zasysa gaz znad zawiesiny i wtlacza go do zawiesiny w poblizu dna reaktora.Mozna tez zawracac tlen równoczesnie z procesem mie¬ szania, stosujac do mieszania zawiesiny znane mieszadlo które niezaleznie od mieszania wciaga gaz zawierajacy tlen znad zawiesiny i wtlacza go w rejon najsilniejszego mieszania.Wprawdzie wymuszone zawracanie tlenu do masy zawie¬ siny nie jest istotne we wszystkich przypadkach dla uzyska¬ nia dobrych wyników procesu, ale zawsze ulatwia i przyspie¬ sza proces utleniania.Siarczek cynku i siarczek kadmu ulegaja w reaktorze rozpuszczeniu zgodnie z nastepujacymi równaniami: ZnS+4NH3+202 ? Zn (NH3)4+ + +S04 (1) CdS + 4NH3 +202 Cd (NH3)4+ + +S04 (2) Jezeli obecny jest siarczek miedzi, to i on ulega rozpusz¬ czeniu : Cu2S +8NH3+202 2Cu (NH3)4+ + + S04 (3) Natomiast siarczek olowiu ulega przeksztalceniu w zasado¬ wy siarczan olowiu albo w siarczan olowiu, przy czym oba te zwiazki sa zasadniczo nierozpuszczalne: 2PbS+402+H20 PbO.PbS04+S04 +2H+(4) PbS+02 *PbS04 (5) Z drugiej zas strony siarczek zelaza nie ulega utlenieniu w amoniakalnym roztworze i przechodzi przez reaktor nie zmieniony pod wzgledem chemicznym.W celu doprowadzenia tych reakcji utleniania do konca trzeba zwykle stosowac czas trwania procesu 3—8 godzin, a przewaznie 5—7 godzin. W tym czasie do fazy wodnej przechodzi zazwyczaj okolo 95% lub wiecej cynku i kadmu, ewentualnie obecnych zwykle w koncentracie siarczku olowiu, zawierajacym znaczne ilosci sfalerytu i grenokitu.Czas lugowania mozna znacznie skrócic, jezeli proces pro¬ wadzi sie pod cisnieniem nieco wyzszym od atmosferycz¬ nego, np wynoszacym 1,0—1,75 atm.Wodna faza zawiesiny odprowadzanej z reaktora zawiera rozpuszczony cynk i kadm oraz ewentualnie miedz, w po¬ staci zwiazków kompleksowych z amoniakiem, jak równiez siarczan amonowy, wytworzony z siarki zawartej w tych mineralach. Faza ta zawiera takze reszte wolnego amoniaku i pewne male ilosci amidosulfonianów i tionianów. Z fazy tej wyosobnia sie znanymi sposobami cynk oraz ewentu¬ alnie kadm i miedz.Stala faza zawiesiny, której masa ulegla zmniejszeniu o te mineraly, które zostaly rozpuszczone, zawiera zasadniczo reszte produktów wyjsciowych, a w szczególnosci nierozpu¬ szczalne tlenowe zwiazki olowiu, utworzone w warunkach panujacych w reaktorze, jak równiez piryt zawarty w kon¬ centracie i materialy ziemiste, takie jak dwutlenek krzemu i dwutlenek glinu. Poza tym faza ta zawiera zwykle co najmniej czesc innych nierozpuszczalnych metali, takich jak srebro i zloto. Po zakonczeniu lugowania faze wodna za¬ wiesiny oddziela sie od fazy stalej w dowolny, znany spo¬ sób, taki jak dekantacja lub filtracji i poddaje pianowej flotacji, w celu oddzielenia tlenowych zwiazków olowiu od siarczku zelaza. Flotacje te prowadzi sie w znany sposób, korzystnie w dwóch stadiach, to jest w stadium wstepnym i stadium ostatecznym. W toku oddzielania fazy stalej od cieklej przemywa sie staly produkt i miesza go z woda, wytwarzajac szlam flotacyjny o zwyklej gestosci, np. za¬ wierajacy 30—35% wagowych substancji stalych. Szlam 6 ten kondycjonuje sie z odczynnikiem zbierajacym, np. ksantogenianem, zdolnym do zbierania siarczku zelaza iz odczynnikiem pianotwórczym, takim jak np. 1-amylo-l- izopropylokarbinol oraz z wapnem, w celu uzyskania 5 wartosci pH 6—10. Tak przygotowany szlam flotacyjny wprowadza sie do komór flotacji wstepnej, w których za¬ sadniczo wszystek siarczek zelaza zostaje zebrany, a wiek¬ szosc tlenowych zwiazków olowiu pozostaje w odpadzie.Odpady z wstepnej flotacji zawieraja zadany olów i mozna je przerabiac w dowolny, znany sposób, w celu uzyskania olowiu metalicznego lub w innej postaci handlowej. Jezeli poczatkowy produkt wyjsciowy zawiera zloto lub srebro, to pewna czesc tych cennych produktów ubocznych znajduje sie w odpadach z wstepnej flotacji i moze byc odzyskana przy dalszej przeróbce odpadów. Odpady z wstepnej flotacji poddaje sie nastepnie ostatecznej flotacji, otrzymujac jako czesty produkt wzbogacony siarczek zelaza, zasadniczo nie zawierajacy zwiazków olowiu. Siarczek ten mozna od¬ rzucic lub przerabiac w dowolny sposób. Pewna czesc zlota lub srebra moze znajdowac sie w czystym koncentra¬ cie i wyosobniana z niego. Odpady z ostatecznej flotacji zawieraja tlenowe zwiazki olowiu zebrane w czasie flotacji wstepnej i korzystnie zawraca sie je do wstepnej flotacji, w celu ponownej obróbki. 25 Przyklad. Z rozdrobnionej lijej rudy siarczkowej olowiu i cynku wytwarza sie koncentrat olowiowy niskiej jakosci, zawierajacy 29,0% wagowych olowiu, glównie w postaci galeny, : 2,32% wagowych cynku, glównie w po¬ staci sfalerytu, 0,98% wagowych miedzi w postaci trudno 30 rozpuszczalnego chalkopirytu, okolo 40% wagowych ze¬ laza w postaci pirytu i srebro w ilosci 296 g/tone. Koncen¬ trat miesza sie z wodnym roztworem siarczanu amonowego i wodorotlenku amonowego i otrzymana zawiesine wprowa¬ dza sie do zamknietego reaktora i ogrzewa do temperatury 35 okolo 85°C. Nastepnie do reaktora wprowadza sie technicz¬ ny tlen az do otrzymania sumarycznego cisnienia 0,42 atm oraz gazowy amoniak w ilosci niezbednej do uzyskania i utrzymania wartosci pH zawiesiny okolo 10,0. Zawiesine miesza sie za pomoca mechanicznego mieszadla z moca 40 wynoszaca okolo 11,7 kGm/m3. Gaz zawierajacy tlen zawraca sie znad powierzchni zawiesiny za pomoca pompy umieszczonej na zewnatrz reaktora i wprowadza ponownie do zawiesiny w poblizu mieszadla.W celu zasadniczo calkowitego rozpuszczenia cynku i utlenienia siarczku olowiu zawiesine utrzymuje sie w reak¬ torze w ciagu okolo 2 godzin. Nastepnie zawiesine odpro¬ wadza sie z reaktora i faze wodna oddziela od fazy stalej.Wodny roztwór zawierajacy cynk poddaje sie znanej prze* _0 róbce w celu wyosobnienia cynku i oddzielenia amoniakal¬ nego roztworu, który zawraca sie do procesu i/albo przera¬ bia regenerujac amoniak.Stala faze poddaje sie najpierw flotacji wstepnej, otrzymu¬ jac odpad o wysokiej zawartosci olowiu, a nastepnie flotacji 55 wtórnej, w celu otrzymania koncentratu pirytu nie zawiera¬ jacego praktycznie wcale olowiu. W przykladzie tym odpadu otrzymanego przy wtórnej flotacji nie zawraca sie do powtórnej rafinacji wstepnej.W rubrykach 2—7 tablicy podano zawartosci poszczegól- 6o nych pierwiastków w produkcie wyjsciowym, w roztworze po lugowaniu i w produktach flotacji przy czym wartosci te podano w procentach wagowych, a jedynie zawartosc srebra (rubryka 5) podano w g/tone. W rubrykach 8—13 tablicy podano procentowy rozdzial poszczególnych pier- 65 wiastków na rózne frakq'e otrzymywane w procesie. 15111 479 Tablica 1 1 Produkt wyjsciowy Roztwór po lugowaniu Koncentrat po wtórnej flotacji Odpady z wtórnej flotacji Odpady z wstepnej flotacji 1 2 Pb 29,0 0,23 3,94 2,18 29,0 1 3 | Cu 0,98 0,88 0,37 1,24 0,68 1 4 1 Zn 2,32 3,72 1,58 0,07 0,06 1 5 1 A* 296 — 482 743 443 1 6 1 Fe 23,4 — 38,0 28,5 10,5 7 S 33,7 47,4 45,7 30,7 15,7 8 Pb 100 0,60 5,18 4,84 89,38 9 Cu 100 45,18 14,32 8,08 32,42 10 Zn 100 74,72 23,98 0,19 1,19 11 Ag 100 — 43,03 10,62 46,35 12 Fe 100 — 68,09 8,61 23,30 13 S 100 15,47 54,94 6,23 23,26 | Praktycznie biorac calkowicie piryt zawarty w wyjscio¬ wym koncentracie zbiera sie jako koncentrat po wtórnej flotacji. Dzieki warunkom, w jakich prowadzi sie lugowanie, tylko w przyblizeniu polowa miedzi do roztworu* Srebro równiez zostaje oddzielone i okolo polowa jego znajduje sie w koncentracie po wtórnej flotacji, a reszta w odpadach z pierwotnej flotacji, totez oba te produkty mozna nastepnie poddawac przeróbce, w celu otrzymania srebra. Jak wynika z tablicy, prawie 90% olowiu znajduje sie w koncentracie z wstepnej flotacji, a okolo 75% cynku i znaczna ilosc miedzi znajduje sie w roztworze po lugowaniu. Przedlu¬ zajac czas lugowania, korzystnie w temperaturze powyzej 90 °C, mozna zwiekszyc zawartosc cynku i miedzi w roz¬ tworze i zmniejszyc strate olowiu, który jest zawarty w kon¬ centracie z wtórnej flotacji.Zastrzezenia pat en to we 1. Sposób wydzielania olowiu z rozdrobnionych koncen¬ tratów siarczków olowiu, zawierajacych siarczek zelaza, znamienny tym, ze zawiesine silnie rozdrobnionego koncentratu mineralnego w wodnym roztworze zawieraja¬ cym siarczan amonowy i wolny amoniak miesza sie w zam¬ knietym reaktorze pod cisnieniem wynoszacym najwyzej 2,1 atm i w obecnosci tlenu o czastkowym cisnieniu wy¬ noszacym co najmniej kilka dziesietnych czesci 1 atm, powodujac utlenianie siarczku olowiu zawartego w koncen¬ tracie w nierozpuszczalne w wodzie tlenowe zwiazki olowiu, po czym zawiesine odprowadza sie z reaktora, oddziela nierozpuszczalna pozostalosc od wodnego roztworu i pod¬ daje pianowej flotacji, otrzymujac jako koncentrat siarczek zelaza oraz odpady flotacyjne zawierajace olów w postaci tlenowych zwiazków olowiu. - 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze za¬ wiesine w reaktorze utrzymuje sie w temperaturze od 50°C do temperatury wrzenia zawiesiny pod cisnieniem panu¬ jacym w reaktorze. 3. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze zawie¬ sine w reaktorze miesza sie mechanicznie z moca wynoszaca co najmniej 117 kGm na 1 m3 zawiesiny. 20 25 30 35 40 45 50 4. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze w re¬ aktorze utrzymuje sie calkowicie cisnienie 0,21—0,56 atm. 5. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze wartosc pH zawiesiny w reaktorze wynosi 9—11. 6. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze gaz zawierajacy tlen zawraca sie znad zawiesiny w reaktorze i wprowadza w glab tej zawiesiny na znaczna glebokosc ponizej powierzchni. 7. Sposób wydzielania olowiu i cynku z rozdrobnionych koncentratów siarczków olowiu i cynku, zawierajacych siarczek zelaza, znamienny tym, ze zawiesine silnie roz¬ drobnionego koncentratu w wodnym roztworze zawieraja¬ cym siarczan amonowy i wolny amoniak miesza sie w zam¬ knietym reaktorze pod cisnieniem wynoszacym najwyzej 2,1 atn, w temperaturze od 60 °C do temperatury wrzenia zawiesiny i w obecnosci tlenu o czastkowym cisnieniu wynoszacym co najmniej kilka dziesiatych czesci 1 atm, przy czym gaz zawierajacy tlen zawraca sie znad powierzchni zawiesiny i wprowadza pod powierzchnie zawiesiny na znaczna glebokosc, powodujac rozpuszczanie siarczków cynku i utlenianie siarczków olowiu zawartych w koncentra¬ cie do nierozpuszczalnych w wodzie tlenowych zwiazków olowiu, po czym zawiesine odprowadza sie z reaktora, oddziela nierozpuszczalna pozostalosc od roztworu zawie¬ rajacego cynk, wyosobnia sie z tego roztworu znanymi sposobami cynk, a pozostalosc poddaje pianowej flotacji, otrzymujac koncentrat zawierajacy zasadniczo wszystek siarczek zelaza i odpady flotacyjne zawierajace olów w po¬ staci zwiazków tlenowych, z których nastepnie wyosobia sie olów. 8. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze za¬ wiesine w reaktorze miesza sie mechanicznie z moca wy¬ noszaca co najmniej 117 kGm na 1 m3 zawiesiny. 9. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze w reak¬ torze utrzymuje sie calkowite cisnienie 0,21—0,56 atm. 10. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze war¬ tosc pH zawiesiny w reaktorze wynosi 9—11.111 479 02 Pb-Zn-Fe Ruda siarczkowa | ^^1" Reaktor do tugowania /NH3 ~lsr ' Rozdzielanie 1 cieczy i ciat I stalych 1 1 l * Ciolra state r Wstepna flotacja Koncentraty 1 Odpady 1 ' Roztwór amoniakalny | l Zn(NH3)4S04 1 Przeróbka | i ' Zn metaliczny Odpady T Wtórna flotacja f | i Kon Pb0-PbS04,PbS0, Przeróbka il 1 1 Pb metaliczny centraty FeS2 odpad lub do przerobu PL
Claims (11)
- Zastrzezenia pat en to we 1. Sposób wydzielania olowiu z rozdrobnionych koncen¬ tratów siarczków olowiu, zawierajacych siarczek zelaza, znamienny tym, ze zawiesine silnie rozdrobnionego koncentratu mineralnego w wodnym roztworze zawieraja¬ cym siarczan amonowy i wolny amoniak miesza sie w zam¬ knietym reaktorze pod cisnieniem wynoszacym najwyzej 2,1 atm i w obecnosci tlenu o czastkowym cisnieniu wy¬ noszacym co najmniej kilka dziesietnych czesci 1 atm, powodujac utlenianie siarczku olowiu zawartego w koncen¬ tracie w nierozpuszczalne w wodzie tlenowe zwiazki olowiu, po czym zawiesine odprowadza sie z reaktora, oddziela nierozpuszczalna pozostalosc od wodnego roztworu i pod¬ daje pianowej flotacji, otrzymujac jako koncentrat siarczek zelaza oraz odpady flotacyjne zawierajace olów w postaci tlenowych zwiazków olowiu. 2. -
- 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze za¬ wiesine w reaktorze utrzymuje sie w temperaturze od 50°C do temperatury wrzenia zawiesiny pod cisnieniem panu¬ jacym w reaktorze.
- 3. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze zawie¬ sine w reaktorze miesza sie mechanicznie z moca wynoszaca co najmniej 117 kGm na 1 m3 zawiesiny. 20 25 30 35 40 45 50
- 4. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze w re¬ aktorze utrzymuje sie calkowicie cisnienie 0,21—0,56 atm.
- 5. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze wartosc pH zawiesiny w reaktorze wynosi 9—11.
- 6. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze gaz zawierajacy tlen zawraca sie znad zawiesiny w reaktorze i wprowadza w glab tej zawiesiny na znaczna glebokosc ponizej powierzchni.
- 7. Sposób wydzielania olowiu i cynku z rozdrobnionych koncentratów siarczków olowiu i cynku, zawierajacych siarczek zelaza, znamienny tym, ze zawiesine silnie roz¬ drobnionego koncentratu w wodnym roztworze zawieraja¬ cym siarczan amonowy i wolny amoniak miesza sie w zam¬ knietym reaktorze pod cisnieniem wynoszacym najwyzej 2,1 atn, w temperaturze od 60 °C do temperatury wrzenia zawiesiny i w obecnosci tlenu o czastkowym cisnieniu wynoszacym co najmniej kilka dziesiatych czesci 1 atm, przy czym gaz zawierajacy tlen zawraca sie znad powierzchni zawiesiny i wprowadza pod powierzchnie zawiesiny na znaczna glebokosc, powodujac rozpuszczanie siarczków cynku i utlenianie siarczków olowiu zawartych w koncentra¬ cie do nierozpuszczalnych w wodzie tlenowych zwiazków olowiu, po czym zawiesine odprowadza sie z reaktora, oddziela nierozpuszczalna pozostalosc od roztworu zawie¬ rajacego cynk, wyosobnia sie z tego roztworu znanymi sposobami cynk, a pozostalosc poddaje pianowej flotacji, otrzymujac koncentrat zawierajacy zasadniczo wszystek siarczek zelaza i odpady flotacyjne zawierajace olów w po¬ staci zwiazków tlenowych, z których nastepnie wyosobia sie olów.
- 8. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze za¬ wiesine w reaktorze miesza sie mechanicznie z moca wy¬ noszaca co najmniej 117 kGm na 1 m3 zawiesiny.
- 9. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze w reak¬ torze utrzymuje sie calkowite cisnienie 0,21—0,56 atm.
- 10. Sposób wedlug zastrz. 7, znamienny tym, ze war¬ tosc pH zawiesiny w reaktorze wynosi 9—
- 11.111 479 02 Pb-Zn-Fe Ruda siarczkowa | ^^1" Reaktor do tugowania /NH3 ~lsr ' Rozdzielanie 1 cieczy i ciat I stalych 1 1 l * Ciolra state r Wstepna flotacja Koncentraty 1 Odpady 1 ' Roztwór amoniakalny | l Zn(NH3)4S04 1 Przeróbka | i ' Zn metaliczny Odpady T Wtórna flotacja f | i Kon Pb0-PbS04,PbS0, Przeróbka il 1 1 Pb metaliczny centraty FeS2 odpad lub do przerobu PL
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US05/562,393 US3954450A (en) | 1975-03-26 | 1975-03-26 | Recovery of lead, zinc and iron sulfide |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL111479B1 true PL111479B1 (en) | 1980-08-30 |
Family
ID=24246111
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL1976188217A PL111479B1 (en) | 1975-03-26 | 1976-03-25 | Process for separation the lead from comminuted lead sulfides concentrates containing iron sulfide and possiblyzinc sulfides |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US3954450A (pl) |
| AR (1) | AR205956A1 (pl) |
| CA (1) | CA1072342A (pl) |
| DE (1) | DE2611592C3 (pl) |
| ES (1) | ES445703A1 (pl) |
| IE (1) | IE43684B1 (pl) |
| IN (1) | IN143453B (pl) |
| PL (1) | PL111479B1 (pl) |
| SE (1) | SE417843B (pl) |
| YU (1) | YU61376A (pl) |
Families Citing this family (31)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4331635A (en) * | 1972-03-07 | 1982-05-25 | Atlantic Richfield Company | Recovery of copper and/or nickel and/or zinc |
| IT1082441B (it) * | 1977-08-26 | 1985-05-21 | Consiglio Nazionale Ricerche | Processo di separazione selettiva di piombo e zinco dai minerali ossidati |
| NL8002743A (nl) * | 1980-05-13 | 1981-12-16 | Estel Hoogovens Bv | Werkwijze voor het verwerken van zink- en loodhoudende gasstof afkomstig van siderurgische processen. |
| SE9101893L (sv) * | 1991-06-19 | 1992-12-07 | Boliden Mineral Ab | Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial |
| GB9309144D0 (en) * | 1993-05-04 | 1993-06-16 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metals from sulphidic material |
| US6183706B1 (en) * | 1998-03-11 | 2001-02-06 | Placer Dome, Inc. | Autoclave having an agitator with an aerating impeller for high oxygen transfer rate to metal-containing slurries and method of use |
| US6368381B1 (en) | 1998-03-11 | 2002-04-09 | Placer Dome Technical Services, Ltd. | Autoclave using agitator and sparge tube to provide high oxygen transfer rate to metal-containing solutions |
| FI120187B (fi) * | 2003-03-14 | 2009-07-31 | Outotec Oyj | Menetelmä prosessin säätämiseksi |
| AU2003903741A0 (en) * | 2003-07-18 | 2003-07-31 | Pasminco Limited | A process for upgrading an ore or concentrate |
| US7604783B2 (en) * | 2004-12-22 | 2009-10-20 | Placer Dome Technical Services Limited | Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates |
| US8061888B2 (en) * | 2006-03-17 | 2011-11-22 | Barrick Gold Corporation | Autoclave with underflow dividers |
| US8252254B2 (en) * | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
| CN101530826B (zh) * | 2009-03-13 | 2012-05-16 | 昆明理工大学 | 选冶联合处理高钙镁低品位氧化铅锌矿的方法 |
| CN101786049A (zh) * | 2010-04-13 | 2010-07-28 | 中南大学 | 一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法 |
| US10522883B2 (en) | 2010-05-10 | 2019-12-31 | Rsr Technologies, Inc. | Recycling electrochemical cells and batteries |
| CN101850290A (zh) * | 2010-05-26 | 2010-10-06 | 中南大学 | 一种氧化铅锌矿浮选过程中矿浆预处理的方法 |
| CN102327815B (zh) * | 2011-07-28 | 2013-07-31 | 湖南有色金属研究院 | 一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法 |
| AP2014007425A0 (en) * | 2011-08-08 | 2014-02-28 | Glencore Queensland Ltd | Treatment of sulphidic materials |
| CN102580855B (zh) * | 2012-01-19 | 2013-05-15 | 西北有色地质研究院 | 一种铜铅锌多金属硫化矿中铅与碳铜的分离方法 |
| CN102553724B (zh) * | 2012-01-20 | 2013-08-21 | 西北有色地质研究院 | 含碳及磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿中回收锌矿物的方法 |
| CN102652927A (zh) * | 2012-03-21 | 2012-09-05 | 南京银茂铅锌矿业有限公司 | 一种铅锌浮选尾矿中硫铁矿的选矿方法 |
| CN102921549A (zh) * | 2012-04-25 | 2013-02-13 | 昆明理工大学 | 一种硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法 |
| CN102728476A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-10-17 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法 |
| CN102784722B (zh) * | 2012-08-27 | 2014-05-28 | 桐柏银矿有限责任公司 | 一种银精矿氰化尾渣浮选工艺 |
| FI125619B (en) | 2014-06-12 | 2015-12-31 | Outotec Finland Oy | Improved method and system for gas regulation in mineral foaming |
| CN106216086A (zh) * | 2016-08-15 | 2016-12-14 | 大连地拓重工有限公司 | 一种铅锌尾矿综合回收铅锌的方法 |
| CN107890952A (zh) * | 2017-11-27 | 2018-04-10 | 湖南华麒资源环境科技发展有限公司 | 一硫代非金属酸盐及其低聚物浮选抑制剂及配制使用方法 |
| CN109225654B (zh) * | 2018-08-16 | 2020-10-09 | 昆明理工大学 | 一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法 |
| CN109675714B (zh) * | 2018-12-28 | 2021-04-06 | 广东省科学院资源综合利用研究所 | 一种回水直接可用的角砾岩型硫化铅锌矿选矿方法 |
| CN113061736B (zh) * | 2021-03-30 | 2022-03-22 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 烧结机头灰中钾、铅、铁的分离方法 |
| CN113275128B (zh) * | 2021-05-21 | 2022-11-25 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 高海拔环境下铁闪锌矿浮选分离方法 |
Family Cites Families (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2067778A (en) * | 1935-07-03 | 1937-01-12 | Hughes Mitchell Processes Inc | Method of treating complex lead bearing ore materials |
| US2576314A (en) * | 1948-11-06 | 1951-11-27 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Extracting of nickel values from nickeliferous sulfide material |
| BE514331A (pl) * | 1951-09-21 | 1900-01-01 | ||
| US2822263A (en) * | 1954-09-01 | 1958-02-04 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method of extracting copper values from copper bearing mineral sulphides |
| US3582317A (en) * | 1967-12-20 | 1971-06-01 | Tatsuichi Gamo | Beneficiation of oxidized or weathered sulfide ores |
| AU407232B2 (en) * | 1968-02-29 | 1970-10-20 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Improvements in or relating tothe treatment of materials containing lead sulphide |
| US3647423A (en) * | 1969-10-27 | 1972-03-07 | Floyd Acoveno | Production of copper, nickel oxide and zinc oxide |
| CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Sherritt Gordon Mines Limited | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
-
1975
- 1975-03-26 US US05/562,393 patent/US3954450A/en not_active Expired - Lifetime
-
1976
- 1976-01-01 AR AR262414A patent/AR205956A1/es active
- 1976-02-23 CA CA246,331A patent/CA1072342A/en not_active Expired
- 1976-02-27 IN IN362/CAL/1976A patent/IN143453B/en unknown
- 1976-02-27 SE SE7602828A patent/SE417843B/xx unknown
- 1976-03-02 ES ES445703A patent/ES445703A1/es not_active Expired
- 1976-03-10 YU YU00613/76A patent/YU61376A/xx unknown
- 1976-03-19 DE DE2611592A patent/DE2611592C3/de not_active Expired
- 1976-03-25 PL PL1976188217A patent/PL111479B1/pl unknown
- 1976-03-26 IE IE648/76A patent/IE43684B1/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| SE7602828L (sv) | 1976-09-27 |
| IN143453B (pl) | 1977-12-03 |
| DE2611592A1 (de) | 1976-10-14 |
| YU61376A (en) | 1982-05-31 |
| IE43684L (en) | 1976-09-26 |
| IE43684B1 (en) | 1981-05-06 |
| DE2611592B2 (de) | 1978-02-02 |
| SE417843B (sv) | 1981-04-13 |
| DE2611592C3 (de) | 1978-10-12 |
| CA1072342A (en) | 1980-02-26 |
| US3954450A (en) | 1976-05-04 |
| ES445703A1 (es) | 1977-06-01 |
| AU1174576A (en) | 1977-09-15 |
| AR205956A1 (es) | 1976-06-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| PL111479B1 (en) | Process for separation the lead from comminuted lead sulfides concentrates containing iron sulfide and possiblyzinc sulfides | |
| EP0177295B1 (en) | Recovery of gold from refractory auriferous iron-containing sulphidic material | |
| US5795465A (en) | Process for recovering copper from copper-containing material | |
| US4024218A (en) | Process for hydrometallurgical upgrading | |
| Forward et al. | Direct leaching zinc-sulfide concentrates by Sherritt Gordon | |
| US20080173132A1 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides | |
| EP0107401B1 (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc- and lead-containing sulphidic ore | |
| US4324582A (en) | Process for the recovery of copper from its ores | |
| JPH0237414B2 (pl) | ||
| US3403020A (en) | Leaching of copper from ores with cyanide and recovery of copper from cyanide solutions | |
| US2898196A (en) | Method of treating pyrrhotitic mineral sulphides containing non-ferrous metal values for the recovery of said metal values and sulfur | |
| US2716600A (en) | Method of recovering copper from sulfidic copper ore | |
| US5902977A (en) | Flotation cell and method | |
| US3544306A (en) | Concentration of copper from copper ores,concentrates and solutions | |
| US3642435A (en) | Method of recovering water-soluble nonferrous metal sulfates from sulfur-bearing ores | |
| CN106345607B (zh) | 一种处理难选铜锌矿石的选冶联合工艺 | |
| US3799764A (en) | Roasting of copper sulfide concentrates combined with solid state segregation reduction to recover copper | |
| US2898197A (en) | Method of treating pyrrhotitic mineral sulphides containing non-ferrous metal values | |
| JPS63494B2 (pl) | ||
| US5443622A (en) | Hydrometallurgical processing of impurity streams generated during the pyrometallurgy of copper | |
| US3313601A (en) | Recovery of metal values from oxygenated ores | |
| CA1333199C (en) | Process for the recovery of silver from the pb/ag cake | |
| US11220725B2 (en) | Method of copper concentrate sulfation and leaching | |
| US4541993A (en) | Process for the sulfatization of non-ferrous metal sulfides | |
| CA1258181A (en) | Process for producing enriched mineral ore concentrates |