PL93655B3 - Process for recovering zinc from ferrites[US3985857A] - Google Patents
Process for recovering zinc from ferrites[US3985857A] Download PDFInfo
- Publication number
- PL93655B3 PL93655B3 PL1973165971A PL16597173A PL93655B3 PL 93655 B3 PL93655 B3 PL 93655B3 PL 1973165971 A PL1973165971 A PL 1973165971A PL 16597173 A PL16597173 A PL 16597173A PL 93655 B3 PL93655 B3 PL 93655B3
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- zinc
- solution
- iron
- stage
- complex
- Prior art date
Links
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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- 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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Compounds Of Iron (AREA)
Description
Przedmiotem wynalazku jest ulepszany sposób
odzyskiwania cynku z ferrytów otrzymywanych
na drodze prazenia koncentratów cynku i/lub kon¬
centratów kompleksów zawierajacych cynk.
Znane jest zastosowanie jonów sodu, potasu
i anionu, zarówno pojedynczo jak i w polaczeniach,
do usuwania z roztworów zelaza w postaci kom¬
pleksu zasadowych siarczanów.
Znany jest równiez sposób rozpuszczania ferry¬
tów w procesie skladajacym sie z dwu lub wiecej
etapów.
Sposób przedstawiony w niniejszym patencie do¬
datkowym do patentu nr 61407, zatytulowanego
„Sposób odzyskiwania cynku z ferrytów'', polega
na tym, ze wytracenie zasadowego kompleksu siar¬
czanowego (jarozytu) przeprowadza sie w roztwo¬
rze o wyzszej kwasowosci niz to mialo miejsce
poprzednio. Dzieki temu wzrasta znacznie procent
rozpuszczonego cynku oraz innych metali zawar¬
tych w koncentratach, co pozwala na prowadzenie
procesu w sposób o wiele bardziej prosty niz to
dotychczas bylo stosowane.
Wiadomym jest, ze cynk wytwarza sie z kon¬
centratu siarczku cynku metoda spiekania, w wy¬
niku czego otrzymuje sie kalcynat zawierajacy tle¬
nek cynku, który poddany nastepnie rozpuszczeniu
w wodnym roztworze kwasu siarkowego tworzy
roztwór siarczanu cyniku. Roztwór ten poddaje sie
procesowi elektrolizy uzyskujac pozadany cynk me¬
taliczny. Wydzielajacy sie podczas elektrolizy wol-
ny tlen stosuje sie do regeneracji wspomnianego
kwasu siarkowego, nazywanym zwykle „wyczer¬
panym elektrolitem" lub „kwasem powrotnym".
Podczas procesu spiekania koncentratu, cynk,
jiak równiez inne zawarte w nim metale ciezkie,
takie jiak miedz, kadm i olów, tworza z zawar¬
tym w koncentracie zelazem zwiazki ferrytowe
o wzorze odpowiadajacym ogólnie MeO • Fe2C3, w
którym Me oznacza jeden z wyzej wymienionych
metali.
Ferryty cynkowe sa nierozpuszczalne w wod¬
nych roztworach kwasu siarkowego istosowanych
w poprzedzajacym proces elektrolizy procesie lu¬
gowania tlenku cynku. lim wyzsza jest zawartosc
is zelaza w koncentracie rudy cynkowej, tym wiek¬
sza ilosc cynku przechodzi podczas procesu spie¬
kania w zwiazek nierozpuszczalny. W efekcie po¬
zostalosc po etapie lugowania zawiera okolo 18—
% cynku, glównie w postaci ferrytu cynkowego
oraz (niezmienionego podczas procesu siarczku cyn¬
kowego. Ferrytom cynkowym towarzysza ferryty
miedziowy i kadmowy, nieulegajace równiez roz¬
puszczaniu podczas procesu lugowania.
Znanych jest wiele sposobów postepowania do-
tyczacych przerobu tych pozostalosci. Wszystkie
one sprowadzaja sie jednak do dwóch metod: wy¬
dzielanie zelaza w postaci FeO(OH), czyli w po¬
staci getytu oraz drugiej polegajacej na wydzie¬
laniu zelaza w postaci zasadowego kompleksu
siarczanowego (typu jarozytu) o wzorze Me2Fe6/
93 65593 655
r 4
/SO4/4OH12, w którym Me oznacza jony Na+, Kf,
NK4+, Li+, lub H3O+.
W /niniejszym opisie zostal wziety pod uwage
jedynie przypadek, w którym zelazo wydziela sie
w postaci jiarozytu.
Wiadomym jest, ze stosowane obecnie sposoby
wydzielania zelaza w postaci zasadowego kom¬
pleksu siarczanowego sa w pewnym stopniu uza¬
leznione od skladu wyjsciowego koncentratu cyn¬
kowego. Rodzaj stosowanej technologii jest uza¬
lezniony od obecnosci w koncentracie cynkowym
olowiu i sirebra.
Wiadomym jest, ze koncowa pozostalosc^ pocho¬
dzaca z procesu rozkladu ferrytów cynkowych
zawiera cala ilosc olowiu i srebra obecna w wyjs¬
ciowym koncentracie cynkowym. W konsekwencji,
w niektórych fabrykach proces technologiczny pro¬
wadzony jest w sposób pozwalajacy na odzyski¬
wanie tyoh interesujacych z ekonomicznego punk¬
tu widzenia produktów.
Z drugiej strony dotychczas zarówno z opisów
patentowych jak ii pismiennictwa, wiadomym jest,
ze wytracanie zelaza w postaci zasadowego kom¬
pleksu siarczanowego typu jarozytu z roztworów
otrzymanych * po rozpuszczeniu ferrytów cynko¬
wych i ferrytów innych metali obecnych w ma¬
terialach odpadowych po elektrolitycznym otrzy¬
mywaniu cynku, odbywa sie w rozcienczonym roz-
v tworze kwasu o pH okolo 1,5. Jaiko przyklad mo¬
ze sluzyc hiszpanski opis patentowy nr 304 601,
norweski opis patentowy nr 108047 i australijski
opis patentowy nr 57013/65.
W tych warunkach mozna sie natknac na pro¬
blemy zwiazane z osadzaniem i saczeniem, spowo¬
dowane mozliwoscia powstawania obok osadu ja-
rozytu zmiennych ilosci Fe/OH/3, jak równiez na
problemy spowodowane obecnoscia krzemionki w
tych osadach, gdy w skali przemyslowej operuje
sie slabo kwasnymi roztworami zawierajacymi
wysokie stezenie zelaza.
Z innej strony, ilosc kalcynatu zuzyta na stop¬
niowe obnizenie pH roztworu powstalego przez
rozpuszczenie ^ferrytów do wartosci okolo 1,5, sta¬
nowi bardzo znaczny procent calkowitej ilosci kal¬
cynatu. W tjfch warunkach ferryty zawarte w kal-
cynacie sa nierozpuszczalne, 00 powoduje wzrost
zawartosci cynku w odpadach produkcyjnych, a
tym samym obnizenie stopnia jego odzysku.
Obecnosc cynku w odpadach fabrycznych s',ta-
nowi bardzo istotny problem i jest przedmiotem
szczególnej uwagi w fabrykach, w których proces
odzyskiwania olowiu i srebra nie jest przeprowa¬
dzany ze wzgledu na niska zawartosc tych pier¬
wiastków, jak równiez w fabrykach, w których
pomimo, ze w odpadach znajduje sie liczaca sie
ilosc olowiu li srebra, to jednak nie prowadzi sie
odzyskiwania tych metali ze wzgledu na koszty
zwiazane z inwestowaniem w ten etap procesu
technologicznego. Z tego wzgledu wydzielanie olo¬
wiu, srebra i zelaza przeprowadza sie periodycz¬
nie, konczac operacje lugowania przy wartosci pH
od 5 do 5,5, jak to zostalo opisane w opisie paten¬
towym NRF nr 1948411-8.
Ten sposób postepowania pozwala na usunie¬
cie maksymalnej ilosci zelaza w postaci zasado¬
wego kompleksu siarczanowego, tak. ze w efekcie
koncowym pozostaje w roztworze tylko niewielka
ilosc zelaza, które usuwa sie w postaci Fe/OH/3.
W tych warunkach oprócz resztek zelaza zostaja
usuniete z roztworu równiez inne metale takie
jiak As, Sb, Ge i podobne. Roztwór po usunieciu
z niego osadu przekazuje sie do kolejnego etapu
oczyszczania.
Zawartosc cynku w odpadach fabrycznych przy¬
stosowaniu tego sposobu postepowania wynosi
zwykle od 10—15°/o a calkowity stopien odzysku,
przy 10%-ach zawartosci zelaza w koncentracie
cynkowym, wynosi zwykle nie wiecej niz 90%.
Sposób bedacy przedmiotem niniejszego wyna¬
lazku usuwa pomyslnie powyzsze trudnosci i po¬
zwala- na uzyskanie bardzo korzystnych wyników,
lepszych pod kazdym wzgledem od rezultatów uzy¬
skiwanych uprzednio.
Sposób wedlug wynalazku polega, jak to bylo
juz uprzednio sygnalizowane, na usunieciu. zela¬
za w postaci zasadowego kompleksu siarczanowego
na drodze wstepnego utleniania zawartych w roz¬
tworze jonów Fe++ za pomoca MnC>2, powietrza
lub innych korzystnych utleniaczy. Reakcje te
przeprowadza sie w temperaturze od 50°C do tem¬
peratury wrzenia roztworu, przy kwasowosci roz¬
tworu zawartej w bardzo szerokich granicach od
do 1000 g/l kwasu siarkowego i w obecnosci
wspomnianych pciwyzej jonów (Na, K, NH4, Li
lub H3O+).
W dalszej czesci opisu zostala zwrócona uwaga
na dwie mozliwosci zastosowania sposobu wedlug
wynalazku. Pierwsza wykorzystujaca w pelni me-
itode oparta na stracaniu jarozytu i druga wyko¬
rzystujaca ten proces w uproszczonej formie, tzn.
badz w procesie periodycznym badz ciaglym, ale
z wydzielaniem olowiu, sirebra i zelaza w tym
samym etapie.
Jak to zostalo przedstawione na schemacie fig. 1,
wytracanie zelaza w postaci zasadowego komplek¬
su siarczanowego jest wprowadzone dodatkowo
jako operacja dwuetapowa 5 i 6 do tradycyjnego
procesu polegajacego na lugowaniu czolowym kwa-
isiem 1, obojetnym lugowaniu 2 i dwustopniowym
przeciwpradowym lugowaniu kwasem 3 i 4. W eta¬
pie 5 roztwór o zawartosci H2SO4 wynoszacej
40—150 g/l i stezeniu zelaza wynoszacym 10—i50g/l,
uzyskany z pierwszego lugowania goracym kwa¬
sem pozostalosci otrzymanej w wyniku obojet¬
nego lugowania, zobojetnia sie za pomoca kalcy¬
natu 7 i osadami z drugiego etapu stracania zela¬
za 8 az do osiagniecia kwasowosci 10—100 g/l
H2SO4. W rezultacie zawarte w roztworze zelazo
wydziela sie w temperaturze 50—<100°C w postaci
zasadowego kompleksu siarczanowego wobec obo¬
jetnych jonów 9 i po uprzednim utlenieniu, Otrzy¬
many-*osad latwo ,oddziela sie od fazy cieklej,
przemywa jak równiez latwo odsacza. Zawiera on
cynk w ilosci od 1—3%, zaleznie od kwasowosci
zastosowanej podczas wytracania go z roztworu.
Roztwór otrzymany w pierwszym etapie 5 prze¬
syla sie do drugiego 6, gdzie zobojetnia sie go da¬
lej kalcynatem 7 do osiagniecia zawartosci kwasu
siarkowego wynoszacej 2—10 g/l. Zawartosc ze¬
laza spada wtedy do 1—2 g/l. Wytracony losad 8
40
45
50
55
6093 (
przesyla sie do pierwszego etapu 5, w którym
•" resztki ferrytów cynkowych zosltaja calkowicie
rozpuszczone z uwagi ma wysoka kwasowosc roz¬
tworu, natomiast zasadowy kompleks siarczanowy
pozostaje niefozpusaczony i sluzy do zapoczatko- £
wanilia krystalizacji, co ulatwia wydzielanie obec¬
nego w roztworze zelaza.
Po oddzieleniu osadu roztwór przesyla sie do
lugowania w waruinkach obojetnych zapoczatko¬
wujacych-proces odzyskania cyniku. 10
Na fig. 1 symbol d oznacza etap wytracania
osadu, p — etap oczyszczania, f — odsaczanie ja-
rozyttu, f2 — odsaczanie olowiu i 'srebra oraz 11 —
otrzymywanie dalszej ilosci jarozytu i 12 — otrzy- „
mywanie dalszej ilasci olowiu i srebra.
Nia fig. 2 przedstawiono proces prowadzony w
sposób bardziej prosty. Wyczerpany elektrolit z
komór elektrolitycznych po elektrolizie cynku, za¬
wierajacy li50—200 g/l kwasu siarkowego, poddaje 2o
sie reakcji z 'kalicymatem 3 w zbiorniku 2 az do
zmniejszenia stezenia kwasu do 10—ilOO g/l. Roz-
itwór ogirzewa sie do temperatury 90—95°C i do¬
daje dwutlenku manganu w celu utleniania, . obecnych w nim jonów Fe++. Dodaje sie takze 25
nieco jarozytu w celu ulatwienia wydzielenia ze¬
laza w postaci kompleksowego zasadowego siar-,
czanu oraz stezonego kwasu siarkowego dla uzu¬
pelnienia jego strat.
W takich warunkach uzyskuje sie nieomal cal- 30
kowite rozpuszczenie ferrytów cynkowych oraz
tlenku cynku, podczas gdy zelazo wytraca sie w
postaci jarozytu. Warunki w jakich prowadzi sie
wytracanie 5, saczenie 6 i przemywanie sa tego
rodzaju, ze zawartosc cynku w osadzie jest bardzo 35
mala • i wynosi zaledwie ii—5%. Zebrany roztwór 7
o zawartosci kwiasiu siarkowego wynoszacej 10—
100 g/l przesyla sie do idruigiego etapu procesu 8,
gdzie zobojetnia sie go stopniowo kaicynatem 3
do pH 5'—5,5. Wiekszosc zelaza obecnego w tym 40
roztworze wydziela sie w postaci jairozyitu a re-
szita w postaci Fe/OH/3. W 'takich iwarunkaich z
roatwoiru zostaje usuniete nie tylko zelazo, lecz
równiez resztki innych zianlieozyszczej (iarsien, anity-
mon, german i podobne) i roztwór nadaje sie tym 45
samym do dalszego oczysziczainia 9 za pomoca pylu
cynkowego.
Osad 11 zebrany w drugim etapie 8 przesyla sie
do pierwszego etapu 2, w którym ferryty cynkowe
sa rozpuszczane, podczas gdy zelazo wytracone w
[positaci jiarozytu nie rozpuszcza sie, sluzac jako
zarodki do powstawania nowych krysztalów jaro¬
zytu.
Proces w drugim etapie prowadzi sie w wiarun- 55
kach temperatury i utleniania podobnych do sto¬
sowanych w pierwszym etapie.
Jak z powyzszego wynika, mimo prostoty~pro-
cesu uzyskuje sie wysoki stopien odzysku cynku
i innych metali (miedzi, kadmu) z koncentratów, 60
porównywalny z wydajnoscia otrzymywana pod¬
czas prowadzenia procesu w sposób przedstawiony
schematycznie na fig. 1. Jedynym mankamentem
procesu prowadzonego wedlug schematu fig. 2 w
porównaniu z procesem wedlug schematu przed- 65
stawionego na fig. 1 jest fakt, ze resztki olowiu
i srebra pozostaja w jarozycie.
Opis istoty i sposobu praktycznej realizacji spo¬
sobu bedacego przedmiotem wynalazku jest wy¬
starczajacy do stwierdzenia, ze mimo wprowadze¬
nia róznych zmian w szczególach procesu, podsta¬
wowa zasada wynalazku zostala zachowana.
Claims (4)
1. Sposób odzyskiwania cynku z ferrytów we¬ dlug patentu nr 61407 polegajacy na dzialaniu kwasem siarkowym ma odpady z zakladów iprodu- ikujacych cynk metoda elektrolityczna, rozpuszcza¬ niu cynku oraz innych metali i usunieciu z roz¬ tworu zawierajacego siarczan cynku i siarczany innych metali (nierozpuszczalnej pozostalosci, przy czym jony Fe++ obecne w roztworze utlenia sie dwutlenkiem mangianu lub innych czynnikiem utleniajacym, znamienny tym, ze roztwór po do¬ daniu jonów Na+, K+ lub NH4+ zobojetnia sie w pierwszym etapie tlenkiem cynku (kaicynatem) lub innym zawierajacym cynk materialem, az do spadku zawartosci kwasu siarkowego do 10— 100 g/l, przy czym czesc obecnego w. roztworze zelaza wydziela sie w positaci kompleksu zasado¬ wych siarczanów, która odsacza sie, a pozostaly roztwór zobojetnia sie w drugim etapie kaicyna¬ tem lub innym zawierajacym cynk materialem az do obnizenia stezenia kwasu siarkowego do 2— 10 g/l, przy czym wytracony zasadowy kompleks . siarczanowy odsacza sie i zawraca do pierwszego etapu zobojetnienia, w którym stosuje sie do za¬ szczepiania ulatwiajacego krystalizacje dalszych porcji kompleksu zasadowych siarczanów zelaza, usuwanych w ten sposób z roztworu, który zawie¬ ra zelazo w ilosci l"—3 g/l i jest dodawany do normalnego roztworu poddawainego elektrolizie, przy czym proces prowadzi sie w temperaturze od 60°C do temperatury wrzenia roztworu.
2. Sposób wedlug zasitrz. 1, znamienny tym, ze osad w drugim etapie procesu usuwa sie za po¬ moca saczenia.
3. Sposób wedlug raasitrz. 1, znamienny tym, ze osad z drugiego etapu procesu przesyla sie do pierwszego etapu i poddaje operacji lugowania goracym kwasem.
4. Spos6b wedlug zasitrz. 1, znamienny tym, ze tlenek cynku i ferryty znajdujace sie w kalcynaicie rozpuszcza sie w pierwszym etapie w kwasie po¬ wrotnym z elektrolizy, do którego dodaje sie ewentualnie stezonego kwasu siarkowego, w tem¬ peraturze od 50°C do temperatury wrzenia roz¬ tworu, laz do zmniejszenia sie stezenia kwasu do 10—1100 g/l, w obecnosci jonów Na+, K+ lub NH4+ przy iczym obecne w roztworze jony Fe++ utlenia sie dwutlenkiem manganu lub winnym odpowied¬ nim utleniaczem, a czesc zelaza oraz olowiu i sre¬ bra wytracona w postaci zasadowego kompleksu siarczanowego odsacza sie a roztwór przesyla do drugiego etapu i zobojetnia stopniowo za pomoca kalcynatu w temperaturze od 50°C do tempera¬ tury wrzenia w obecnosci jonów Na+, K+ lub NH.j + az do osiagniecia pH 5—5,5 nastepnie jony Fe++93 655 utlenia sie dwutlenkiem manganu lub innym od¬ powiednim utleniaczem, przy czym czesc zelaza wytraca sie w postaci zasadowego kompleksu siar¬ czanowego, a reszta w postaci Fe/OH/3, po czym oczyszczony roztwór przesyla sie do nastepnego etapu oczyszczania za pomoca pylu cynkowego, a osad przechodzi do pierwszego etapu, gdzie tle- 8 nek cynku oraz ferryty cynku, miedzi i kadmu poddaje sie rozpuszczaniu, natomiast kompleks zasadowych siarczanów pozostawia sie do .zaszcze¬ pienia ulatwiajacego krystalizacje i usuwanie ze¬ laza w postaci jianozytu, zas roztwór iz drugiego etapu przesyla sie do dalszego oczyszczania za po¬ moca pylu cynkowego. FIGI MnO FIG.2 7 10 7 9 Mn Oz 1 8 ' 7 1 ^ AL.iJ w 1 1 ^~h{ i-i-} i H -P- | 1 x 1 i. 1 L-. -1 | i H A 1 - ara 4 SUiM. X 1 1 1 6 1 1 f- 1 1 H LJ — 1 J A U d i ^ \ 1 ] f J ¦ 2Z. I n r rh nr 3 Mr 1 02 T 1 Ir 1 - r 1 f J_ i ' JL , :C , 1 H, S0A . L 7 3 ^ 10 i_l Mn O 1*111 \j : T , 8^ ^r !Q. 3 *¦ 9 r W.Z.Graf. Z-d Nr 2, zam. 962/77, A4, 110. Cena 10 zl
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
ES407811A ES407811A2 (es) | 1972-10-20 | 1972-10-20 | Un procedimiento de recuperacion de zinc de las ferritas existentes en residuos. |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
PL93655B3 true PL93655B3 (en) | 1977-06-30 |
Family
ID=8462442
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
PL1973165971A PL93655B3 (en) | 1972-10-20 | 1973-10-20 | Process for recovering zinc from ferrites[US3985857A] |
Country Status (24)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US3985857A (pl) |
JP (1) | JPS503918A (pl) |
AR (1) | AR197513A1 (pl) |
AT (1) | AT338212B (pl) |
BR (1) | BR7308204D0 (pl) |
CA (1) | CA1223126A (pl) |
CS (1) | CS226156B2 (pl) |
DD (1) | DD107310A5 (pl) |
DE (1) | DE2340472C3 (pl) |
DK (1) | DK143454C (pl) |
EG (1) | EG11621A (pl) |
ES (1) | ES407811A2 (pl) |
FI (1) | FI65279C (pl) |
FR (1) | FR2203882B2 (pl) |
GB (1) | GB1454086A (pl) |
HU (2) | HU168159B (pl) |
IE (1) | IE38459B1 (pl) |
IN (1) | IN141720B (pl) |
IT (1) | IT995518B (pl) |
NL (1) | NL158555C (pl) |
PL (1) | PL93655B3 (pl) |
RO (1) | RO64693A7 (pl) |
ZA (1) | ZA738136B (pl) |
ZM (1) | ZM11173A1 (pl) |
Families Citing this family (24)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI58793B (fi) * | 1976-02-25 | 1980-12-31 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium ur deras ferriter |
US4305914A (en) * | 1977-05-09 | 1981-12-15 | Electrolytic Zinc Company | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content |
CA1125520A (en) * | 1977-05-09 | 1982-06-15 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content |
NL187406C (nl) * | 1977-05-16 | 1991-09-16 | Kempensche Zink | Werkwijze ter bereiding van een waterige oplossing van zinksulfaat, bestemd voor de electrolytische bereiding van zink, door logen van roostgoed. |
US4128617A (en) * | 1977-07-11 | 1978-12-05 | Newmont Exploration Limited | Treatment of zinc calcines for zinc recovery |
FI54810C (fi) * | 1977-08-18 | 1979-03-12 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium vid lakning av zinkrostgods |
FI773588A (fi) * | 1977-11-28 | 1979-05-29 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgisk process foer behandling av oxider och ferriter innehaollande jaern och andra metaller |
US4149945A (en) * | 1978-04-13 | 1979-04-17 | Kennecott Copper Corporation | Hydrometallurgical brass dust reclamation |
DE2909173A1 (de) * | 1979-03-08 | 1980-09-11 | Krautkraemer Gmbh | Haltevorrichtung fuer eine laseranordnung |
US4225342A (en) * | 1979-09-21 | 1980-09-30 | Texasgulf Inc. | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values |
AT366717B (de) * | 1980-02-06 | 1982-05-10 | Voest Alpine Ag | Verfahren zur hydrometallurgischen aufarbeitung von zink enthaltenden rohmaterialien |
CA1147971A (en) * | 1980-05-08 | 1983-06-14 | George J. Houlachi | Process for the oxidation of ferrous ions to the ferric state in sulfate leach solutions |
CA1150062A (en) * | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
FI65810C (fi) * | 1980-09-30 | 1984-07-10 | Outokumpu Oy | Foerfarande foer behandling av raomaterial innehaollande oxid och ferrit av zink koppar och kadmium |
MX157259A (es) * | 1980-09-30 | 1988-11-09 | Outokumpu Oy | Metodo hidrometalurgico mejorado para tratar un material crudo que contiene oxido y ferrita de zinc,cobre y cadmio |
US4489043A (en) * | 1984-02-08 | 1984-12-18 | Kerr-Mcgee Chemical Corporation | Manufacture of manganous sulfate solutions |
US5788740A (en) * | 1995-03-06 | 1998-08-04 | Bay Zinc Company, Inc. | Method for the hydrometallurgical separation and recovery of biological nutrients, lead, gypsum and cadmium from raw materials |
FI20002699A0 (fi) * | 2000-12-08 | 2000-12-08 | Outokumpu Oy | Menetelmä raudan hydrolyyttiseksi saostamiseksi |
AU2011365350A1 (en) * | 2011-04-15 | 2013-03-14 | Tam 5, S.L. | Hydrometallurgical method for the recovery of zinc in a sulphur medium starting from sulphudic zinc concentrates |
CN102534208B (zh) * | 2011-11-24 | 2013-07-03 | 上海第二工业大学 | 一种碱性浸出含铁酸锌废渣或贫杂锌矿的方法 |
MX349844B (es) | 2012-07-16 | 2017-08-16 | Tam 5 S L * | Metodo hidrometalurgico para la recuperacion de zinc en medio sulfurico a partir de concentrados de zinc sulfurados con alto contenido en hierro. |
WO2019175838A1 (en) * | 2018-03-14 | 2019-09-19 | Flsmidth A/S | Iron control in copper- and zinc-containing process solutions |
CN114672663A (zh) * | 2022-03-11 | 2022-06-28 | 云南云铜锌业股份有限公司 | 一种湿法炼锌方法 |
FR3141856A1 (fr) | 2022-11-14 | 2024-05-17 | Capsum | Composition solide comprenant au moins une cavité comprenant au moins une phase gélifiée aqueuse et/ou grasse |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1973295A (en) * | 1932-07-26 | 1934-09-11 | New Jersey Zinc Co | Treatment of zinciferous material |
US3434798A (en) * | 1964-10-02 | 1969-03-25 | Asturienne Mines Comp Royale | Process for recovering zinc from ferrites |
BE673023A (pl) * | 1965-04-30 | 1900-01-01 | ||
US3482966A (en) * | 1967-09-14 | 1969-12-09 | Bunker Hill Co | Continuous process for leaching zinc calcine |
CA938794A (en) * | 1968-12-13 | 1973-12-25 | Weston David | Hydrometallurgical treatment of nickel group ores |
BE756611A (fr) * | 1969-09-25 | 1971-03-01 | Ruhr Zink Gmbh | Procede pour l'obtention du zinc |
-
1972
- 1972-10-20 ES ES407811A patent/ES407811A2/es not_active Expired
-
1973
- 1973-06-29 CA CA000175233A patent/CA1223126A/en not_active Expired
- 1973-07-09 ZM ZM111/73*UA patent/ZM11173A1/xx unknown
- 1973-07-19 AR AR249174A patent/AR197513A1/es active
- 1973-07-20 NL NL7310148.A patent/NL158555C/xx not_active IP Right Cessation
- 1973-07-22 EG EG286/73A patent/EG11621A/xx active
- 1973-08-02 IN IN1791/CAL/73A patent/IN141720B/en unknown
- 1973-08-09 US US05/387,191 patent/US3985857A/en not_active Expired - Lifetime
- 1973-08-10 DE DE2340472A patent/DE2340472C3/de not_active Expired
- 1973-08-16 AT AT714973A patent/AT338212B/de not_active IP Right Cessation
- 1973-08-29 JP JP48097108A patent/JPS503918A/ja active Pending
- 1973-09-11 FI FI2824/73A patent/FI65279C/fi active
- 1973-09-20 DD DD173585A patent/DD107310A5/xx unknown
- 1973-09-27 IT IT29456/73A patent/IT995518B/it active
- 1973-10-12 FR FR7336426A patent/FR2203882B2/fr not_active Expired
- 1973-10-17 GB GB4847073A patent/GB1454086A/en not_active Expired
- 1973-10-18 HU HUAU311A patent/HU168159B/hu unknown
- 1973-10-18 RO RO7300076378A patent/RO64693A7/ro unknown
- 1973-10-18 HU HU73AU00000343A patent/HU172322B/hu unknown
- 1973-10-19 BR BR8204/73A patent/BR7308204D0/pt unknown
- 1973-10-19 ZA ZA738136A patent/ZA738136B/xx unknown
- 1973-10-19 DK DK569873A patent/DK143454C/da not_active IP Right Cessation
- 1973-10-19 IE IE1874/73A patent/IE38459B1/xx unknown
- 1973-10-20 PL PL1973165971A patent/PL93655B3/pl unknown
- 1973-10-22 CS CS737262A patent/CS226156B2/cs unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPS503918A (pl) | 1975-01-16 |
DD107310A5 (pl) | 1974-07-20 |
ES407811A2 (es) | 1976-02-01 |
DE2340472A1 (de) | 1974-05-02 |
HU172322B (hu) | 1978-08-28 |
CS226156B2 (en) | 1984-03-19 |
ZA738136B (en) | 1974-09-25 |
DE2340472C3 (de) | 1979-02-22 |
IN141720B (pl) | 1977-04-09 |
NL7310148A (pl) | 1974-04-23 |
BR7308204D0 (pt) | 1974-08-15 |
FI65279C (fi) | 1984-04-10 |
IE38459B1 (en) | 1978-03-15 |
ZM11173A1 (en) | 1974-05-21 |
EG11621A (en) | 1977-08-15 |
CA1223126A (en) | 1987-06-23 |
AT338212B (de) | 1977-08-10 |
RO64693A7 (fr) | 1979-01-15 |
IE38459L (en) | 1974-04-20 |
ATA714973A (de) | 1976-12-15 |
GB1454086A (en) | 1976-10-27 |
DK143454C (da) | 1981-12-28 |
AU5942873A (en) | 1975-02-20 |
AR197513A1 (es) | 1974-04-15 |
IT995518B (it) | 1975-11-20 |
NL158555C (nl) | 1981-12-16 |
DE2340472B2 (de) | 1975-12-18 |
DK143454B (da) | 1981-08-24 |
US3985857A (en) | 1976-10-12 |
FR2203882A2 (pl) | 1974-05-17 |
HU168159B (pl) | 1976-03-28 |
FR2203882B2 (pl) | 1978-10-20 |
NL158555B (nl) | 1978-11-15 |
FI65279B (fi) | 1983-12-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
PL93655B3 (en) | Process for recovering zinc from ferrites[US3985857A] | |
CA2437549C (en) | Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing | |
FI80076C (fi) | Hydrometallurgiskt foerfarande foer extrahering av zink och aotminstone en del av kopparn och utvinning av bly och silver ur zinkinnehaollande svavelhaltiga material. | |
JP6073473B2 (ja) | 高い鉄含有量を有する硫化亜鉛精鉱を出発とする、硫黄媒体中の亜鉛を回収する湿式製錬法 | |
CA1112880A (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of oxides and ferrites which contain iron and other metals | |
CN1938436A (zh) | 从氧化的含金属原料中回收金属 | |
JP2014510841A (ja) | 硫化亜鉛精鉱から出発して硫黄媒体内の亜鉛を回収する湿式製錬法 | |
Gordon et al. | Improved leaching technologies in the electrolytic zinc industry | |
JP2004515439A (ja) | 鉄の加水分解析出方法 | |
FI71337B (fi) | Foerfarande foer selektiv utvinning av metallinnehaoll i polymetalliska sulfidmalmkoncentrat | |
US4778520A (en) | Process for leaching zinc from partially desulfurized zinc concentrates by sulfuric acid | |
US4008134A (en) | Extraction and separation of metals from solids using liquid cation exchangers | |
JPH09241776A (ja) | 製錬中間物に含まれるヒ素分離方法およびヒ素の回収方法 | |
CA1083826A (en) | Process for extracting silver from residues containing silver and lead | |
CA1160055A (en) | Method for the recovery of valuable metals from finely-divided pyrite | |
CA1103041A (en) | Method for dissolving the non-ferrous metals contained in oxygenated compounds | |
GB1497246A (en) | Extraction and purification of silver | |
US4200504A (en) | Extraction and separation of metals from solids using liquid cation exchangers | |
RU2079561C1 (ru) | Способ переработки окисленных полиметаллических материалов | |
CA2036379A1 (en) | Method for the recovery of zinc, copper and lead of oxidized and/or sulfurized ores and materials | |
US6861037B1 (en) | Method of removal of impurities from gold concentrate containing sulfides | |
US20070253878A1 (en) | Preparation of Zinc Chemicals from the Minor Flow of a Process | |
US1783046A (en) | Process for the separation of cobalt and iron from solutions rich in iron as obtained by lixiviating roasted pyrites | |
PL81429B1 (pl) | ||
US1869213A (en) | Process of separating metals |