SE439781B

SE439781B - Procedure for extraction of zinc content from zinc sulphide concentrates containing iron

Info

Publication number: SE439781B
Application number: SE8008390A
Authority: SE
Inventors: S A Petersson; K L Bergstedt; G Lindkvist
Original assignee: Boliden Ab
Priority date: 1980-11-28
Filing date: 1980-11-28
Publication date: 1985-07-01
Also published as: SE8008390L

Abstract

Zinc content is extracted from iron content, especially complex, zinc sulphide concentrate through the concentrate was autogenously melted with the help of oxygen or oxygen-enriched air and during the addition of acid slag formers for the formation of a silicate slag containing essentially all of the zinc and iron content in the concentrate, after which the silicate slag is treated and reduced for steaming of the zinc out of that in the form of zinc steam from which metallic zinc is extracted. Autogen smelting is properly carried out in a flash smelter furnace of the stationary or rotary type, e.g. a Kaldo Converter, at which the silicate slag formed, can be transferred to a separate slag fuming furnace for completion of the reduction process.<IMAGE>

Description

sooezeu-o 10 15 20 25 30 centratet,sàsom arsenik och antimon, liksom för kadmium, selen och tellur. Sålunda måste ställas mycket stora krav på zinksulfidkon- centratens kvalitet om dessa skall utnyttjas för zinkutvinning genom elektrolys. Sâlunda är koncentrat med höga järnhalter, exem- pelvis ingående i form av svavelkis eller marmatit, besvärliga, eftersom svårlöslig zinkferrit bildas vid rostningen, även om temperaturen vid densama hålles låg. Detta medför besvärliga uppslutningsförhällanden vid den efterföljande lakningen med svavel- syra,.vilken vanligen utgöres av retursyra från elektrolysverket. sooezeu-o 10 15 20 25 30 center, such as arsenic and antimony, as well as for cadmium, selenium and tellurium. Thus, very high demands must be placed on the quality of the zinc sulphide concentrates if these are to be used for zinc extraction by electrolysis. Thus, concentrates with high iron contents, for example constituents in the form of sulfur silica or marmatite, are troublesome, since sparingly soluble zinc ferrite is formed during roasting, even if the temperature at these is kept low. This results in difficult digestion conditions during the subsequent leaching with sulfuric acid, which usually consists of recycled acid from the electrolysis plant.

Järnet måste selektivt avlägsnas från laklösningen för att denna skall kunna cirkulera i processen. Det finns i dag visserligen praktiska metoder att effektivt fälla ut järnet ur laklösningen, exempelvis såsom jarosit, men fortfarande återstår då problemen med järnfällningens deponering och vidare behandling. På grund av de problem som uppstår vid alltför höga halter av järn och andra för- oreningar i zinksulfidkoncentratet är det praktiskt taget omöjligt att genom zinkelektrolys upparbeta zinksulfidkoncentrat med zink- halter lägre än ca 40%.The iron must be selectively removed from the leach solution in order for it to circulate in the process. Although there are today practical methods for effectively precipitating the iron from the leach solution, for example as jarosite, the problems with the deposition of iron precipitation and further treatment still remain. Due to the problems that arise with excessive levels of iron and other impurities in the zinc sulphide concentrate, it is practically impossible to process zinc sulphide concentrates with zinc contents of less than about 40% by zinc electrolysis.

Vid anrikningsbehandling av vissa komplexa svavelkismalmer, typ Rakkejaur, har det visat sig att en stor del av zinken och andra Å värdemetaller komner att föreligga som ett komplext zinksulfidkon~ centrat med zinkhalter omkring 35%. Ett sådant koncentrat går som inledningsvis antytts inte att behandla på traditionell våt väg, dvs genom rustning, lakning och elektrolys, eftersom såväl de höga järnhalterna, som även de andra närvarande metallerna medför svår- bemästrade tekniska problem och låga zinkutbyten. Detta förhållande har även verifierats genom praktiska försök utförda på sådant material. Det finns sålunda ett stort och alltmer ökande behov för ett nytt förfarande för utvinning av zinkinnehâll ur fattiga, järninnehållande zinksulfidkoncentrat, vid vilket zink- och järn- innehâllet skulle kunna skiljas selektivt, samtidigt som andra metaller, såsom bly, koppar och ädelmetaller, skulle kunna utvinnas med högt utbyte ur koncentratet. 10 15 20 25 30 35 30083 90-0 Föreliggande uppfinning anvisar ett förfarande för utvinning av zinkinnehäll ur järninnehallande zinksulfidkoncentrat under und- vikande av de olägenheter som är förknippade med zinkutvinning enligt kända metoder ur sådana koncentrat. Förfarandet kännetecknas av de åtgärder som framgår av åtföljande patentkrav.In the enrichment treatment of certain complex sulfur ore ores, such as Rakkejaur, it has been found that a large part of the zinc and other valuable metals will be present as a complex zinc sulphide concentrate with zinc contents of about 35%. Such an concentrate cannot, as initially indicated, be treated on a traditional wet road, ie by armor, leaching and electrolysis, since both the high iron contents and the other metals present cause difficult-to-master technical problems and low zinc yields. This relationship has also been verified through practical experiments performed on such material. Thus, there is a great and growing need for a new process for extracting zinc content from poor, iron-containing zinc sulphide concentrates, in which the zinc and iron content could be selectively separated, while other metals, such as lead, copper and precious metals, could extracted with high yield from the concentrate. The present invention provides a process for recovering zinc content from iron-containing zinc sulfide concentrate while avoiding the inconveniences associated with zinc extraction according to known methods from such concentrates. The method is characterized by the measures set out in the appended claims.

Vid förfarandet, som företrädesvis genomföres i tre steg, smältes först zinksulfidkoncentratet oxiderande med överskott av syrgas eller syreanrikad luft, varvid svavel, kvicksilver, arsenik m fl flyktiga element elimineras och zink förslaggas, i likhet med järn, under bildning av en zink- järnoxidsilikatsmälta. Av eventuellt i koncentratet ingående andra icke-järnmetaller kommer bly att över- föras till silikatslaggen, medan huvudmängden koppar och ädlare metaller kommer att bilda separat skärstensfas, som emellertid i stor utsträckning kommer att vara suspenderad i eller fysikaliskt blandad med silikatsmältan. Zink och bly utreduceras därefter ur silikatsmältan genom reduktion av densamma med fasta eller flytande reduktionsmedel. Lämpligen genomföras den reducerande behandlingen såsom ett s k slagfumingförfarande, varvid zink och bly reduceras till metalliskt tillstànd och avrykes i form av zink- respektive blyänga.Zink- och blyinnehâll kan utvinnas selektivt ur gasen från slagfumingsteget pâ olika sätt. Slagfumingförfarandet beskrives närmare i Journal of Metals, juni l969, sidorna l-8 och ett kontinu- erligt slagfumingförfarande beskrives i var tidigare patentskrift $E,B,ï509430-0 eller den motsvarande CA,A,l080483. Efter den redu- cerande behandlingen för avrykning av zink och bly kan ädlare me- tallar, som är suspenderade i slaggen i form av sulfid eller metall, utvinnas genom en behandling med sulfid, exempelvis järnsulfid, varvid järnsulfiden tvättar ut i slaggen suspenderad sulfid och varvid en skärstensfas kan uppsamlas under slaggen, vilken skär- stensfas även fungerar som samlare för närvarande ädlare metaller.In the process, which is preferably carried out in three steps, the zinc sulphide concentrate is first oxidized with excess oxygen or oxygen-enriched air, eliminating sulfur, mercury, arsenic and other volatile elements and zinc is proposed, like iron, to form a zinc-iron oxide silicate. Of any other non-ferrous metals contained in the concentrate, lead will be transferred to the silicate slag, while the majority of copper and nobler metals will form a separate chimney phase, which, however, will be largely suspended in or physically mixed with the silicate melt. Zinc and lead are then reducted from the silicate melt by reducing it with solid or liquid reducing agents. The reducing treatment is suitably carried out as a so-called impact fuming process, in which zinc and lead are reduced to a metallic state and evaporated in the form of zinc and lead meadows, respectively. Zinc and lead contents can be selectively extracted from the gas from the impact fumigation step in various ways. The percussion procedure is described in more detail in the Journal of Metals, June 1969, pages 1-8, and a continuous percussion procedure is described in each prior patent specification $ E, B, ï509430-0 or the corresponding CA, A, l080483. After the reducing treatment for the evaporation of zinc and lead, nobler metals suspended in the slag in the form of sulphide or metal can be recovered by a treatment with sulphide, for example iron sulphide, the iron sulphide washing out the sulphide suspended in the slag and a chimney phase can be collected under the slag, which chimney phase also functions as a collector of currently nobler metals.

Den oxiderande smältningen genomföres lämpligen i en flashsmält- ningsugn, som kan vara stationär eller roterande, och exempelvis vara av Kaldo-typ. Sådana ugnar beskrives i samband med andra förfaranden i våra tidigare patentskrifter US,A,4087274 och ß 'm Û"TÜ”ÉN"?' iPfw-ry- 80Û839Û-0 10 15 20 25 30 35 US,A,4008075. Vid smältningen inmatas zinksulfidkoncentratet via lans eller munstycken med syrgas eller syrgasanrikad luft, till flashsmältningsugnen, varvid sulfiderna oxideras till bildning av svaveldioxid och oxider av ingående metaller som zink och järn samt eventuellt närvarande bly och andra metaller oädlare än bly. Sam- tidigt tillföras vid flashsmältningen sura slaggbildare, varvid bildade metalloxider kommer att förslaggas till en silikatslagg hållande upp till ca 25% zink. Den bildade slaggen föres kontinuer- ligt eller diskontinuerligt till en slagfumingugn, som kan vara en sammanbyggd del av flashsmältningsugnen eller separat fristående enhet av konventionellt slag. Om slaggbehandlingen genomföras kon- tinuerligt avrykes zinken till bildning av en utgående slagg hållande l,5-3,0% zink. Efter avrykningsbehandlingen uttages den erhållna slutslaggen och föres lämpligen till en sättningsugn för utvinning av koppar, ädelmetaller m m därur genom tvättning med sulfider.The oxidizing melt is suitably carried out in a flash melting furnace, which may be stationary or rotary, and may be of the Kaldo type, for example. Such furnaces are described in connection with other processes in our previous patents US, A, 4087274 and ß 'm Û "TÜ" ÉN "?' iPfw-ry- 80Û839Û-0 10 15 20 25 30 35 US, A, 4008075. During smelting, the zinc sulphide concentrate is fed via lance or nozzles with oxygen or oxygen-enriched air, to the flash smelting furnace, whereby the sulphides are oxidised to form sulfur dioxide and oxides of constituent metals such as zinc and iron and any lead and metals other than lead. At the same time, acid slag formers are added during the flash melting, whereby formed metal oxides will be proposed to a silicate slag containing up to about 25% zinc. The slag formed is fed continuously or discontinuously to a slag fuming furnace, which may be an integral part of the flash melting furnace or a separate stand-alone unit of conventional kind. If the slag treatment is carried out continuously, the zinc is removed to form an outgoing slag containing 1.5-3.0% zinc. After the stripping treatment, the final slag obtained is taken out and suitably passed to a settling furnace for the extraction of copper, precious metals, etc. therefrom by washing with sulphides.

Slaggen från fumingugnen eller sättningsugnen återföres till det första smältningssteget, sedan ett nödvändigt avdrag av slagg gjorts för att avslägsna järn. gângarter m m. Pâ detta sätt kan slaggmäng- den vid processen hållas på en låg nivå.The slag from the fuming furnace or settling furnace is returned to the first melting stage, after a necessary deduction of slag has been made to remove iron. gaits, etc. In this way, the amount of slag during the process can be kept at a low level.

Uppfinningen skall nu närmare beskrivas i en föredragen utförings- form därav och med hänvisning till bifogade ritning.The invention will now be described in more detail in a preferred embodiment thereof and with reference to the accompanying drawing.

Kdmplext zinkkoncentrat tillföras via ledningen l till en stationär eller roterande flashsmältugn 2. Till ugnen föres även via led- ningen 3 syrgas eller syrgasanrikad luft samt via ledningen 4 återförd fajelitslagg från processen. Zinkkoncentratet smältes härvid oxiderande genom inverkan av tillförd gas och under bildning av svaveldioxid sam via ledningen 5 tillsamans med vid smältningen förflyktigade mängder av kvicksilver, arsenik och andra flyktiga element uttages ur processen. I smältugnen 2 bildas därvid en slagg hållande 20-25% zink. Större delen av zinkkoncentratets järninnehäll och eventuella blyinnehâll återfinnas också i denna slagg. Koppar förslaggas endast delvis, varvid resten bildar skärsten, vilken l0 15 20 30 35 80083 90- O också kommer att fungera som samlare för eventuella ädelmetaller i koncentratet. Den i flashsmältugnen 2 utseparerade skärstenen av- tappas och bortföres via ledningen 6 för separat behandling och utvinning av koppar och ädelmetallinnehåll.Kdmplext zinc concentrate is supplied via line 1 to a stationary or rotating flash melting furnace 2. Oxygen or oxygen-enriched air is also fed to the furnace via line 3 and fajelite slag returned from the process via line 4. The zinc concentrate is then melted oxidizing by the action of feed gas and during the formation of sulfur dioxide via the line 5 together with volatile amounts of mercury, arsenic and other volatile elements taken out of the process. In the melting furnace 2, a slag containing 20-25% zinc is formed. Most of the iron content of the zinc concentrate and any lead content is also found in this slag. Copper is proposed only partially, the remainder forming the chimney, which will also act as a collector for any precious metals in the concentrate. The cutting stone separated in the flash melting furnace 2 is drained and removed via the line 6 for separate treatment and extraction of copper and precious metal content.

Den bildade silikatsmältan uttages ur flashsmältugnen 2 och föres såsom antydes av pilen 7 till en separat slagfumingugn 8. I ugnen 8 reduceras silikatsmältan genom att kokspulver inblåses med luft eller syreanrikad luft genom formor såsom antydes vid 9. Huvuddelen av silikatslaggens innehåll av bly och zink förångas därvid och avrykes i elementär form och uttages efter reoxidation såsom en blandoxid via ledningen l0. Blandoxiden kan efter en s k klink- ringsbehandling, där huvuddelen av blyinnehållet separeras från zinkinnehållet, utnyttjas som råvara vid framställning av zink genom zinkelektrolys. Den resulterande slaggen efter fumingbehand- lingen håller låg zink- och blyhalt, men kan innehålla koppar- och ädelmetallvärden. Denna slagg överföres såsom antydes med pilen ll till en sättningsugn l2, där svavelkisslig tillsättes såsom antydes av pilen l3. Den tillförda svavelkissligen tvättar ut eventuellt innehåll av sulfidiska beståndsdelar och fungerar även som samlare för ädelmetaller. På sättningsugnens l2 botten uppsamlas en skär- stensmetallfas, som uttages ur ugnen l2 såsom antydes av pilen l4, för vidare behandling på här icke visat sätt, exempelvis genom selektiv konvertering för utvinning av innehållet av koppar och ädelmetaller. Huvuddelen av den från skärsten separerade slaggen återföres via l5, 16 och 4 till flashsmältugnen 2, medan en mindre del som visas av pilar vid l5 och l7 avdrages och deponeras.The formed silicate melt is taken out of the flash melting furnace 2 and is carried as indicated by arrow 7 to a separate slag furnace furnace 8. In the furnace 8 the silicate melt is reduced by blowing coke powder with air or oxygen-enriched air through molds as indicated at 9. Most of the silicate slag content and is removed in elemental form and taken out after reoxidation as a mixed oxide via line 10. After a so-called clinking treatment, where the main part of the lead content is separated from the zinc content, the mixed oxide can be used as a raw material in the production of zinc by zinc electrolysis. The resulting slag after the fuming treatment has a low zinc and lead content, but may contain copper and precious metal values. This slag is transferred as indicated by arrow l1 to a settling furnace l2, where sulfur fumigant is added as indicated by arrow l3. The added sulfur cushion washes out any content of sulfide constituents and also acts as a collector for precious metals. At the bottom of the settling furnace 12, a cut-off metal phase is collected, which is taken out of the furnace 12 as indicated by the arrow 14, for further treatment in the manner not shown here, for example by selective conversion to extract the content of copper and precious metals. The main part of the slag separated from the cutter is returned via l5, 16 and 4 to the flash melting furnace 2, while a smaller part shown by arrows at l5 and l7 is peeled off and deposited.

Exempel I följande exempel menas med procent genomgående viktsprocent.Example In the following example, by percentage is meant the percentage by weight throughout.

Ett komplext zinksulfidkoncentrat innehållande 35% Zn, l5% Fe, 35% S, 4% Pb och 3% Cu tillfördes en flashsmältningsugn ingående i en anläggning av det i figuren visade slaget och smältes där med hjälp av syrgas under tillsats av kvarts, varvid bildades en slagg frå 8008399-(2 10 15 20 25 innehållande 25% Zn, 3% Pb, 30% SiOZ och 25% Fe. Slaggen överfördes i en slagfumingugn, där slaggen fumades till en slutlig zinkhalt av ca 2,5%, och varvid huvuddelen av zink- och blyinnehàllet i silikat- slaggen avryktes och uttogs som en blandoxid med 65% Zn och 8% Pb.A complex zinc sulphide concentrate containing 35% Zn, 15% Fe, 35% S, 4% Pb and 3% Cu was added to a flash melting furnace contained in a plant of the type shown in the figure and melted there by means of oxygen with the addition of quartz, whereby formed a slag from 8008399- (2 10 15 20 25 containing 25% Zn, 3% Pb, 30% SiO 2 and 25% Fe. The slag was transferred to a slag fumigation furnace, where the slag was fumigated to a final zinc content of about 2.5%, and wherein most of the zinc and lead content of the silicate slag was evaporated and taken out as a mixed oxide with 65% Zn and 8% Pb.

Blandoxiden behandlades därefter genom partiell reduktion i en klinkerugn, varvid blyhalten sänktes till ca 3%, varefter produkten i form av zinkklinker utnyttjades för zinkframställning genom elektro- lys. Av till processen ingående zink var därvid utbytet av zink i producerad blandoxid ca 97% medan utbytet av bly var nära l0O%. Den fumade slaggen som höll en restzinkhalt av omkring 2,5% tillfördes sättningsugnen, varvid genom tillsats av sulfid koppar kunde ut- vinnas i form av en skärsten med ett utbyte av ca 98%. Samtliga metallutbyten var sålunda mycket högre än vad som skulle kunna uppnås i en traditionell process. 70% av slaggmängden âterfördes efter sulfidtvätten till flashsmält- ningen medan 30%, dvs 0,4 ton slagg per ton koncentrat, avdrages och deponeras. Den deponerade slaggen innehöll bl a 2,5% Zn, 40% Fe och 40% Si02.The mixed oxide was then treated by partial reduction in a clinker kiln, lowering the lead content to about 3%, after which the product in the form of zinc clinker was used for zinc production by electrolysis. Of the zinc included in the process, the yield of zinc in mixed oxide produced was about 97%, while the yield of lead was close to 10%. The fumed slag, which had a residual zinc content of about 2.5%, was added to the settling furnace, whereby by adding sulphide copper could be extracted in the form of a chimney with a yield of about 98%. All metal yields were thus much higher than what could be achieved in a traditional process. 70% of the slag amount was returned to the flash melt after the sulphide wash, while 30%, ie 0.4 tonnes of slag per tonne of concentrate, is deducted and deposited. The deposited slag contained, among other things, 2.5% Zn, 40% Fe and 40% SiO2.

Förfarandet enligt uppfinningen kan modifieras på ett flertal sätt inom ramen för åtföljande patentkrav. Förfarandet kan sålunda före- trädesvis tillämpas för komplext sammansatta zinkkoncentrat, men även för zinksulfidkoncentrat med mera normal sammansättning, varför förfarandet är mycket flexibelt med hänsyn till de smältmaterial som är tillgängliga.The method according to the invention can be modified in a number of ways within the scope of the appended claims. The process can thus be preferably applied to complex composite zinc concentrates, but also to zinc sulphide concentrates with a more normal composition, so that the process is very flexible with regard to the molten materials available.

Claims

l0 20 b; V3 PATENT REQUIREMENTS

1. A process for extracting zinc content from iron-containing, preferably complex, zinc sulphide concentrates, characterized in that the concentrate is autogenously melted by means of oxygen or oxygen-enriched air and with the addition of acidic slag formers to form a silicate slag containing substantially whole zinc slag. and the iron content of the concentrate, after which the silicate slag is treated reducing for the evaporation of zinc therefrom in the form of zinc vapor from which metallic zinc is recovered.

2. A method according to claim 1, characterized in that the autogenous melting is carried out in a flash melting furnace of stationary or rotary type, for example a Kaldo converter.

3. A method according to claim 1 or 2, characterized in that formed silicate slag is transferred to a separate slag furnace furnace for carrying out the reducing treatment.

4. A method according to claim 1, characterized in that the autogenous melting and the reducing slag treatment are carried out in the same furnace, the same being divided into at least one flash melting zone and at least one slag fuming zone.

Process according to one of Claims 1 to 4, characterized in that the silicate slag is washed after the reducing treatment by adding sulphide material, preferably of the iron sulphide type, in order to extract any content of copper and nobler metals therefrom.

Process according to one of the preceding claims, characterized in that the main amount of the silicate slag is returned to the melting step after the reducing treatment and the possible sulphide washing. Pn (han i a ZZ2? 7 _ 4 <¿! Én ¥ F