<Desc/Clms Page number 1>
WERKWIJZE VOOR HET LOGEN VAN ZWAVELHOUDEND
ZINKCONCENTRAAT EN ZINKFERRIET
Deze uitvinding heeft betrekking op een werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet met zwavelzuur onder atmosferische omstandigheden in aanwezigheid van zuurstof waarbij men een loogoplossing rijk aan zink en een residu arm aan zink bekomt.
De uitvinding is vooral interessant omdat het een werkwijze betreft die geïntegreerd kan worden in bestaande hydrometallurgische fabrieken.
Men dient hier te verstaan onder -"zwavelhoudend zinkconcentraat" : een concentraat bevattende onder de vorm van sulfide hoofdzakelijk zink en ijzer en in mindere mate koper, zilver en/of lood ; -"zinkferriet" : het residu bekomen bij het logen van calcine onder zwak zure condities, d. w. z. het residu bekomen door geroost zwavelhoudend zinkconcentraat te logen met een geregenereerde elektrolytzwavelzuuroplossing, dat residu kan onder de vorm zijn van een filterkoek of een ingedikte pulp ; -"onder atmosferische omstandigheden" : onder omstandigheden waarbij geen drukvaten vereist zijn, d. w. z. onder een druk gelijk aan atmosferische druk of minder dan 20 kPa daarvan afwijkend ; -"reaktieve zwavel" (uitdrukking die verder gebruikt wordt) :
de zwavel aanwezig onder de vorm van sulfide in het zwavelhoudend zinkconcentraat en die kan geoxideerd worden door ijzer (III) sulfaat volgens de reaktie : Fe2 (S04 > 3 + MeS = MeS04 + 2 FeS04 + So (l) waarbij Me = Zn, Fe, Cu, Pb of Ag ;
(de reaktieve zwavel bestaat in't algemeen uit de totale hoeveelheid zwavel aanwezig onder de vorm van sulfide min de zwavel van het pyriet) - "hot leaching" en "super hot leaching" (uitdrukkingen die verder gebruikt worden) : de gebruikelijke naam voor respectievelijk de eerste en tweede stap van een tweede werkwijze voor het logen van zinkferriet volgens dewelke men het ferriet onderwerpt aan een hete en sterk zure afbraak in 2 stappen in tegenstroom zodat men een loogoplossing rijk aan zink en een loogresidu arm aan zink bekomt ; en - "hot leaching met simultane reductie" : hot leaching waarbij men tegelijkertijd het Fe (III) reduceert tot Fe (II) met zinkconcentraat.
<Desc/Clms Page number 2>
Met de werkwijze van de uitvinding bekomt men dus enerzijds een loogoplossing rijk aan zink en anderzijds een residu arm aan zink.
De loogoplossing rijk aan zink, die een belangrijke hoeveelheid ijzer (11) sulfaat bevat, kan gezuiverd worden en vervolgens geëlektrolyseerd om het zink af te scheiden.
Het residu arm aan zink bevat zwavel, loodsulfaten, zilververbindingen, niet-opgeloste sulfiden (pyriet) en inert materiaal. Men kan het residu op passende wijze behandelen om het zwavel en de waardevolle metalen te winnen.
Een werkwijze zoals hierboven gedefinieerd is gekend uit EP-A-0451456. In die gekende werkwijze voert men de loging uit in twee stappen. In de eerste stap loogt men het ferriet met een geregenereerde elektrolytzwavelzuuroplossing volgens de reaktie
ZnO.Fe2O3 + 4 H2S04 = FeZ (S04h + ZnS04 + 4 HO (2) Tevens behandelt men een residu rijk aan zink bekomen in de tweede loogstap. Dit residu bevat ook reaktieve zwavel die geoxideerd wordt volgens reaktie (1). Men bekomt alzo in de eerste loogstap een eerste loogoplossing die 50-90 g/l ! H SO en minder dan 10 g/l Fe3+ bevat, en een residu arm aan zink, die men scheidt. In de tweede loogstap loogt men dan het zinkconcentraat met de eerste loogoplossing in aanwezigheid van fijn verdeeld zuurstof.
Eerst zal het Fe (II) geoxideerd worden tot Fe (III) volgens de reaktie
2 FeS04 + H2S04 +0, 5 02 = Fe2 (S04) 3 + H2O (3) Vervolgens zullen de sulfiden geoxideerd worden tot sulfaten volgens de reaktie (l). In deze stap moet een deel van het ijzer in de oplossing aanwezig zijn als Fe (III) opdat de sulfiden zouden geloogd worden. Anderzijds vraagt de navolgende ontijzeringsstap dat het ijzer aanwezig is als Fe (II), daarom voegt men op het einde van deze stap nog een kleine hoeveelheid zinkconcentraat toe om het Fe (III) te reduceren. Men bekomt uiteindelijk een loogoplossing rijk aan zink die 10- 25 g/l HSO. bevat en een residu rijk aan zink, die men scheidt.
In deze gekende werkwijze werkt men verder met een verhouding zinkconcentraat/zinkferriet zodanig dat 15 tot 20 % van het Fe (III) nodig voor het oxideren, volgens reaktie (1), van de reaktieve zwavel aanwezig in het concentraat komt van het logen van het ferriet volgens reaktie (2). Indien men een loogrendement voor zink van 100 % wil, dan impliceert dit dat de overige 80-85 % Fe (III) moet komen van de oxidatie van Fe (II) volgens de reaktie (3). Welnu, de aanvraagster heeft vastgesteld dat in die omstandigheden de tweede loogstap zeer traag verloopt, wat natuurlijk een belangrijk nadeel is.
Een ander nadeel van die werkwijze is het feit dat de werking ervan moelijk te regelen is, omdat het loogrendement uitsluitend bepaald wordt door de verhouding tussen de hoeveelheid reaktieve zwavel en de hoeveelheid ferriet ingebracht in de eerste loogstap en omdat het systeem traag reageert op wijzigingen aangebracht in die verhouding.
Nog een ander nadeel van die werkwijze is dat men zinkconcentraat moet inzetten om de loogoplossing rijk aan zink te ontijzeren. Dit heeft voor gevolg dat het gevormde hematiet
<Desc/Clms Page number 3>
verontreinigd is met zwavel. Dit zwavel dient men te verwijderen alvorens men het hematiet kan venverken.
Het doel van deze uitvinding is een werkwijze te brengen zoals hoger gedefinieerd, die toelaat de nadelen van de gekende werkwijze te vermijden.
Te dien einde loogt men het zinkconcentraat en zinkferriet in een loogstap met een geregenereerde elektrolytzwavelzuuroplossing in aanwezigheid van fijn verdeeld zuurstof, regelt men de hoeveelheid reagentia in de loogstap zodaning dat de molaire verhouding tussen het ijzer in het ferriet en de reaktieve zwavel in het concentraat 0, 2-0, 6 bedraagt, bij voorkeur 0, 3-0, 4 en zodanig dat de loogoplossing rijk aan zink 45-75 g/ ! vnj H SO bevat, bij voorkeur 55-65 g/I, en
EMI3.1
1-10 g/ Fe3+, bij voorkeur 2-5 gIl, en scheidt men de loogoplossing aan zink van het residu arm aan zink.
Inderdaad, door zo te werk gaan vermindert men beduidend de totale loogtijd, zoals verder zal aangetoond worden, en heeft men een gemakkelijk regelbaar systeem gekregen doordat het loogrendement nu bepaald wordt door de hoeveelheid ingezette zuurstof die eenvoudig te sturen valt. Bij het ontijzeren van de loogoplossing rijk aan zink bekomt men hematiet of goethiet vrij van zwavel.
Er weze hier genoteerd dat de hogervermelde referentie EP-A-0 451 456 reeds een werkwijze beschrijft voor het logen van concentraat en ferriet in een stap. Men acht die werkwijze echter niet uitvoerbaar, omdat op het einde van de reactie enerzijds een hoog Fe (III)- gehalte nodig is om een hoog rendement te halen en anderzijds een laag zuur- en Fe (III)-gehalte nodig is opdat ijzer zou neerslaan als hematiet in de ontijzeringsstap. Het logen in twee stappen zoals hoger beschreven is het antwoord op die vereisten.
De molaire verhouding tussen het ijzer in het ferriet en de reaktieve zwavel in het concentraat bedraagt minimum 0, 2, omdat bij lagere waarden de loogsnelheid te laag wordt. Die verhouding bedraagt ten hoogste 0, 6, omdat anders de verhouding tussen de hoeveelheid concentraat dat men moet roosten om ferriet te krijgen en de hoeveelheid concentraat dat men rechtstreeks kan logen niet meer economisch interessant is.
EMI3.2
De loogoplossing rijk aan zink bevat niet minder dan 45 g/ H2S04, niet minder dan 55 gIl, anders bestaat het gevaar dat men lood en zilver gaat neerslaan als jarosiet. Deze jarosieten hinderen niet alleen het logen, maar bemoeilijken ook het winnen van de waardevolle metalen uit het residu arm aan zink. Een te laag zuurgehalte bemoeilijkt eveneens de scheiding van de loogoplossing rijk aan zink en het residu arm aan zink. De loogoplossing bevat niet meer dan 75 g/ H2S04, bij voorkeur niet meer dan 65 gIl, om economische redenen.
Het Fe (III)-gehalte in de loogoplossing is 1-10 g/ Fe3+, bij voorkeur 2-5 gIl, omdat bij die waarden de loogsnelheid en -rendement optimaal zijn.
<Desc/Clms Page number 4>
Het is aangewezen om tijdens het logen het verloop van de reactie te volgen door meting in de oplossing van de redoxpotentitaat van de oplossing, de concentratie aan Fe(totaal), Fe(II) en zuur.
Zo kan men het verloop van de reactie sturen en de oxidatiesnelheid op het gewenste niveau houden.
De werkwijze van de uitvinding heeft het bijzondere voordeel dat zij het mogelijk maakt om hetzij de produktiecapaciteit van een bestaande elektrolytische zinkfabriek met roostafdeling uit te breiden zonder de roostafdeling te moeten uitbreiden, hetzij de capaciteit te handhaven zonder oude roosteenheden in de roostafdeling te moeten vervangen. De samenstelling van de bekomen loogoplossing rijk aan zink is zodanig dat de oplossing gemakkelijk kan ingebracht worden in een bestaande omloop voor de zuivering van de zinksulfaatoplossing van een elektrolytische zinkfabriek zonder het geheel te storen. De werkwijze is tevens voldoende soepel om zieh aan te passen aan opeenvolgende capaciteisveranderingen of-variaties.
Zoals hoger vermeld bevat de loogoplossing rijk aan zink een aanzienlijke hoeveelheid ijzer (II) sulfaat. Opdat het ijzer in de meest economische omstandigheden als hematiet of goethiet zou kunnen neergeslagen worden is het aangewezen om het nog aanwezige Fe (II) te reduceren tot Fe (II) zodat men een gereduceerde loogoplossing bekomt die minder dan 5 g/I Fe3+ bevat, bij voorkeur 1-3 g/l. Zinksulfide in de vorm van concentraat is het meest aangewezen reduktiemiddel. Om te vermijden dat in de hydrolyse te veel neutralisant moet ingezet worden is het verder aangewezen om het vrij H2S04 in de gereduceerde loogoplossing te neutraliseren zodat men een geneutraliseerde loogoplossing bekomt die minder dan 10 g/l H2S04 bevat, bij voorkeur 3-5 g/l. Calcine is het aangewezen neutralisatiemiddel.
De reductie en de neutralisatie kunnen uitgevoerd worden ofwel in een en dezelfde eenheid ofwel in twee aparte eenheden waarbij men dan nog een tussenliggende afscheiding van het residu gevormd in de reductie voorziet.
De geneutraliseerde loogoplossing kan men verder onderwerpen aan een hydrolyse ten einde het ijzer neer te slaan dat men afscheidt uit de oplossing.
In een bijzondere uitvoeringsvonn van de werkwijze van de uitvinding voert men de loogoplossing rijk aan zink naar de reductie van een zuiveringsomloop van de loogoplossing komende van de hot leaching en super hot leaching.
Inderdaad, de oplossing van zulk een dubbele loging bevat 100 g/ ! Zn, 25-30 g/ Fe3+ en 50-60 g/l H SO. en wordt achtereenvolgens onderworpen aan een reductie, een neutralisatie, een hydrolyse en een verdere zuivering alvorens geëlektrolyseerd te worden. De loogoplossing van de uitvinding kan zonder problemen toegevoerd worden aan die oplossing in de reductiestap en verder de zuiveringsomloop doorlopen.
<Desc/Clms Page number 5>
Indien simultaan met de hot leaching de reductie van het ijzer gebeurt, dan kan men de loogoplossing rijk aan zink in die hot leaching met simultane reductie voeren. De oplossing van de dubbele loging bevat nu slechts 2-3 g/l Fe3+ en wordt meteen naar de neutralisatie gebracht.
Er heeft geen afzonderlijke reductie meer plaats. Het inbrengen van de oplossing van de uitvinding in die logingsstap vormt ook geen enkel probleem.
Voorziet men toch een afzonderlijke reductie voor de loogoplossing van de één-stapsloging zoals hoger beschreven, dan kan men de pulp bekomen in die reductie afvoeren naar de vast/vloeistof scheider tussen de hot leaching en de super hot leaching.
Het is duidelijk dat aangezien het inbrengen van de loogoplossing volgens de uitvinding in bestaande zinkfabrieken geen problemen geeft, de capaciteit van die fabrieken op eenvoudige
EMI5.1
wijze kan verhoogd worden bij eenzelfde roostcapaciteit. In functie van de gewenste capaciteitsuitbreiding en de verhouding ferriet/concentraat die men in de één-stapsloging moet inzetten kan men berekenen hoeveel ferriet men moet afleiden naar de één-stapsloging.
Opeenvolgende capaciteitsverhogingen zijn mogelijk en de maximale capaciteitsuitbreiding is bereikt als alle ferriet naar de één-stapsloging gevoerd wordt en bijgevolg geen hot leaching en super hot leaching meer nodig is.
Het is eveneens duidelijk dat indien men om een of andere reden de roostcapaciteit moet minderen men toch nog dezelfde produktiecapaciteit kan handhaven door de werkwijze van de uitvinding.
Andere bijzonderheden en kenmerken van de uitvinding zullen blijken uit de beschrijving, die hierna gegeven wordt als niet-beperkend voorbeeld en met verwijzing naar de tekeningen in bijlage van verschillende hydrometallurgische installaties volgens de uitvinding.
In de tekeningen - geeft figuur l een schema van een electrolytische zinkfabriek volgens een uitvoeringsvorm van de werkwijze van de uitvinding ; - geeft figuur 2 een gelijkaardig schema van een werkwijze ontworpen om een bestaande
EMI5.2
zinkfabriek te wijzigen - geeft figuur 3 een variante van de uitvoeringsvorm van figuur 2.
In die tekeningen stellen dezelfde verwijzingscijfers identieke of analoge elementen voor.
De voeding voor de fabriek getoond in figuur 1 is een zwavelhoudend zinkconcentraat 1.
Een deel la van dit concentraat wordt geroost in 2 en een deel 3a van de alzo bekomen calcine wordt in 4 onderworpen aan een neutrale en/of zure loging met geregenereerde electrolytzwavelzuuroplossing, de rest van de calcine wordt verder gebruikt bij de neutralisatie en de hydrolyse. De oplossing 5 komende van 4 wordt gezuiverd in 6 en geëlectrolyseerd in 7.
Het residu 8 van de neutrale en/of zure loging, dat hoofdzakelijk bestaat uit zinkferriet en inert materiaal, wordt gebracht naar de één-stapsloging 9 volgens de uitvinding te samen met een deel
<Desc/Clms Page number 6>
1 b van het zinkconcentraat, geregeneerde electrolytzwavelzuuroplossing en fijn verdeelde zuurstof.
Het loogresidu arm aan zink 13 bekomen in de loging 9 wordt behandeld in 11 om de elmentaire zwavel S en de waardevolle metalen 12 af te scheiden.
De loogoplossing rijk aan zink 13 wordt in 14 behandeld met de rest Ic van het zinkconcentraat om het Fe (III) te reduceren. De alzo bekomen gereduceerd oplossing 15 wordt in 16 behandeld met de rest 3b van de calcine. De bekomen geneutraliseerde oplossing 17 wordt behandeld in 18 om het ijzer af te scheiden, bijvoorbeeld onder de vorm 19 van goethiet of hematiet, en vervolgens naar de neutrale en/of zure loging 4 gestuurd.
In de fabriek in figuur 2 is de één-stapsloging geintegreerd in een bestaande klassieke zinkfabriek. In een klassieke zinkfabriek (Figuur 2 onder abstractie van loging 9 en residubehandeling 11) gaat het ferriet 8 naar de hot leaching 20 waar het geloogd wordt met de oplossing 26 komende van de super hot leaching. De pulp 21 bekomen in de hot leaching 20 wordt naar de indikker 22 gebracht. De onderstroom 23 uit de indikker 22 wordt in de super hot leaching geloogd met geregenereerde electrolytzwavelzuuroplossing waarbij men een residu 25 bekomt dat waardevolle metalen bevat. De loogoplossing 26 wordt ingezet in de hot leaching 20.
De overloop 27 van de indikker, dit is een loogoplossing rijk aan zink, wordt dan vervolgens onderworpen aan de reductie 14, de neutralisatie-16 en de hydrolyse 18 alvorens een eerste verdere zuivering te ondergaan in de neutrale loging 4.
De capaciteit van die klassieke zinkfabriek kan door integratie van de één-stapsloging 9 uitgebreid worden, op voorwaarde natuurlijk dat de roostcapaciteit bewaard wordt. Hiertoe volstaat het om een deel 8a van het ferriet naar de één-stapsloging 9 te sturen en het resterende deel 8b naar de hot leaching 20. Beide ferrietdelen worden behandeld zoals hoger beschreven.
Men bekomt alzo twee loogoplossingen rijk aan zink 13 en 27. Die oplossingen 13 en 27 komen dan bijeen in de reductie 14 en worden verder als een oplossing behandeld. Bij gelijkblijvende capaciteit van de verschillende behandelingseenheden voor de loogoplossing zal de verblijftijd van de loogoplossing in die eenheden lichtjes afnemen, doch dit heeft nagenoeg geen weerslag op de daar uitgevoerde behandelingen. De capaciteit van de bestaande zinkfabriek is zo uitgebreid met de hoeveelheid zinkconcentraat la ingezet in de loging 9. Het is duidelijk dat men de capaciteitsuitbreiding soepel kan regelen door het bepalen van het deel 8a van het ferriet dat men naar de één-stapsloging 9 voert.
Figuur 3 is een variante van de uitvoeringsvorm van figuur 2 in die zin dat hier een hot leaching met simultane reductie 20'voorzien is. De reductie 14 is facultatief. Indien de reductie 14 niet aanwezig is, dan wordt de loogoplossing rijk aan zink 13'ingebracht in de hot leaching met simultane reductie 20'waar nu ook het deel Ic van het zinkconcentraat ingebracht wordt. De overloop van de indikker 27'wordt gevoerd naar de neutralisatie 16. Verder is de uitvoering identiek zoals in figuur 2. Het bekomen residu 25'bevat in tegenstelling met residu 25 wel
<Desc/Clms Page number 7>
EMI7.1
zwavel. Indien een reductie 14 aanwezig is, dan wordt de loogoplossing 13 daar eerst behandeld.
De pulp 28 bekomen in de reductie brengt men vervolgens naar de indikker 22 waar het behandelt wordt met de pulp 21'.
Voorbeeld Dit voorbeeld beschrijft de loging in batch van een zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet volgens de werkwijze van de uitvinding.
Uitgangsmaterialen (a) 2 kg blende met de volgende samenstelling, in gewichts% 53, Zn, 5, Fe, 2, Pb, 30, 5 S-reactief (= Stot min S pyriet), 0, 90 % van de blende heeft een korrelgrootte kleiner dan 44 um (b) 1215 met de volgende samenstelling, in gewichts% 20, Zn, 30, Fe en 5, (c) 22, geregenereerde elektrolytzwavelzuuroplossing bevattende 189 g/l HSO De molaire verhouding tussen het ijzer in (b) en de reaktieve zwavel in (a) bedraagt 0, Gebruikte apparatuur Een gesloten vat van 30 l voorzien van een toevoer voor de materialen, een toevoer voor de zuurstof, een roerwerk, een electrode voor het meten van de redoxpotentiaal en middelen om de temperatuur te regelen.
Loging Men voegt (a) en (b) toe aan (c) in 60 minuten en tegelijkertijd verhoogt men geleidelijk de temperatuur van 75 naar 90 C. Na dit laden zal nagenoeg alle ferriet in oplossing zijn. Men begint dan zuurstof te blazen en loogt verder. Men stopt de reactie na 7, h.
Tabel geeft de evolutie van de voomaamste parameters tijdens de loging.
<Desc/Clms Page number 8>
1Tabel 1
EMI8.1
<tb>
<tb> Tijd <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe <SEP> Fe3+ <SEP> HZS04 <SEP>
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (gel) <SEP> (g/t) <SEP> (g/i)
<tb> 1 <SEP> 590 <SEP> 90 <SEP> 10, <SEP> 6 <SEP> 0, <SEP> 2 <SEP> 120 <SEP>
<tb> 2 <SEP> 593 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 0 <SEP> 0, <SEP> 6 <SEP> 89
<tb> 3 <SEP> 595 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 4 <SEP> 0, <SEP> 7 <SEP> 79
<tb> 4 <SEP> 597 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 6 <SEP> 0, <SEP> 8 <SEP> 70
<tb> 5 <SEP> 603 <SEP> 90 <SEP> 16, <SEP> 1 <SEP> 1, <SEP> 0 <SEP> 65
<tb> 6 <SEP> 610 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 4 <SEP> 1, <SEP> 6 <SEP> 60
<tb> 7 <SEP> 617 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 8 <SEP> 2, <SEP> 1 <SEP> 56
<tb> 7, <SEP> 5 <SEP> 625 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 4 <SEP> 2, <SEP> 6 <SEP> 53
<tb>
Na filtratie van de pulp bekomt men 26,51 loogoplossing rijk aan zink en 1095 g residu ann aan zink.
De loogoplossing rijk aan zink bevat, in g/1: 14,4 Fe2+, 2,6Fe3+ en 53 H2S04.
Het residu arm aan zink bevat in droge toestand, in gewichts% : 5, 9 Zn, 1, 3 Fe, 10, 0 Pb, 57 Stol, 52 S , 0, 04 Cu.
Het loogrendement van zink bedraagt meer dan 95 %.
Reductie Men voegt 140 g blende met dezelfde samenstelling als (a) toe aan de 26, 5 lloogoplossing. Men laat 2 h reageren bij 80 C. Men filtreert de pulp en bekomt 26, 3 I gereduceerde loogoplosssing die 1 g/l Fe3+ bevat.
Neutralisatie Men voegt 1680 g calcine (samenstelling, in gewichts% : 55, 5 Zn, 2, 99 Pb, 10, 6 Fe, 0, 68 Cu) toe. Na 2 h reactie bij 80 C bekomt men een geneutraliseerde loogoplossing die 5 g/l H2S04 bevat.
Voorbeeld 2 Dit vergelijkend voorbeeld beschrijft een loging in batch van een zwavelhoudend zinkconcentraat en een zinkferriet volgens de werkwijze van de hoger beschreven stand van de techniek.
<Desc/Clms Page number 9>
Uitgangsmaterialen : (a) zoals in voorbeeld l ; (b) zoals in voorbeeld 1; (c') 16, 61 geregenereerde elektrolytzwavelzuuroplossing bevattende 189 g/l HSO ; (d) 1008 g loogresidu rijk aan zink met de volgende samenstelling, in gewichts% : 19, 8 Zn, 2, 05 Fe, 4, 5 Pb, 59 Stoei 10, 3 S-reactief, 48 S , 0, 15 Cu ; dit residu werd bekomen in een vorige bewerking die nagenoeg identiek was aan de tweede loogstap die hiema beschreven wordt, dit wil zeggen dat 82, 1 % van de reaktieve zwavel in (a) geoxideerd zal worden in de tweede loogstap.
De molaire verhouding tussen het ijzer in (b) en de reaktieve zwavel in (a) is 0, 36 zoals in voorbeeld 1, de molaire verhouding tussen het ijzer in (b) en de reaktieve zwavel in (d) is 2, 03.
Gebruikte apparatuur : Idem als in voorbeeld 1.
Eerste loogstap Men voegt eerst (d) toe aan (c') in 30 minuten en vervolgens (b) in 60 minuten en het eerste uur verhoogt men geleidelijk de temperauur van 75 naar 90 C. Vervolgens loogt men verder en men stopt de loging na 4 h.
Men is er niet in geslaagd om de potentiaal van het mengsel te verlagen tot beneden 560-610 mV wat ongunstig is voor het oplossen van het ferriet. Dit is waarschijnlijk te wijten aan het laag gehalte aan reaktieve zwavel in (d).
Tabel 2 geeft een evolutie van de voomaamste parameters tijdens deze eerst loogstap.
Tabel 2
EMI9.1
<tb>
<tb> Tijd <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe2+ <SEP> Fe3+ <SEP> H2S04
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP> (g/l) <SEP>
<tb> 1 <SEP> 640 <SEP> 90 <SEP> 4, <SEP> 2 <SEP> 0, <SEP> 5 <SEP> 166
<tb> 2 <SEP> 679 <SEP> 90 <SEP> 10, <SEP> 8 <SEP> 4, <SEP> 2 <SEP> 105
<tb> 3 <SEP> 665 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 3 <SEP> 3, <SEP> 5 <SEP> 97
<tb> 4 <SEP> 655 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 8 <SEP> 3, <SEP> 4 <SEP> 94
<tb>
<Desc/Clms Page number 10>
Men filtreert de pulp en men bekomt een eerste loogoplossing en 1079 g residu arm aan zink (drooggewicht).
De eerste loogoplossing (e) bevat, in g/l : 15, 8 FeZ+, 3, 4 Fe3+ en 94 H2S04.
EMI10.1
Het residu arm aan zink bevat in droge toestand, in gewichts% 3 Zn, 1, Fe, 10, Pb, 56 Stout, 53 S , 0, Cu.
Tweede loogstap Men voegt de blende (a) continu toe aan de eerst loogoplossing (e) in een tijdsinterval van 60 minuten en men laat in datzelfde tijdsinterval de temperatuur oplopen van 65 tot 85 C. Men regelt het zuurstofdebiet zodanig dat de potentiaal van de oplossing gelegen is tussen 560 en 590 mV. Na ongeveer negen uur logen slaagt men er echter niet meer in om de potentieel beneden 590 mV te houden, dit wil naar alle waarschijnlijkheid beduiden dat de reactiviteit van de blende zeer laag geworden is. Men gaat niettemin door met het inblazen van zuurstof ten einde meer blende te laten reageren en men stopt de loging na 16 h.
Tabel 3 geeft de evolutie van de voomaamste parameters tijdens de tweede loogstap.
Tabel 3
EMI10.2
<tb>
<tb> Tijd <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe <SEP> Fe3+ <SEP> HIS04
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> ( C) <SEP> (g/t) <SEP> (g/t) <SEP> (g/t) <SEP>
<tb> 1 <SEP> 567 <SEP> 85 <SEP> 19, <SEP> 70 <SEP> 0, <SEP> 1 <SEP> 101, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 2 <SEP> 579 <SEP> 85 <SEP> 20, <SEP> 30 <SEP> 0, <SEP> 35 <SEP> 92, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 4 <SEP> 589 <SEP> 85 <SEP> 21, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 60 <SEP> 75, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 8 <SEP> 589 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 57, <SEP> 0 <SEP>
<tb> 10 <SEP> 598 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 95 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 52, <SEP> 2 <SEP>
<tb> 12 <SEP> 611 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 40 <SEP> 1, <SEP> 90 <SEP> 41, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 14 <SEP> 613 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 35 <SEP> 2, <SEP> 45 <SEP> 32, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 16 <SEP> 619 <SEP> 85 <SEP> 21, <SEP> 85 <SEP> 3, <SEP> 25 <SEP> 22,
<SEP> 0 <SEP>
<tb>
Na filtratie van de pulp bekomt men een loogoplosssing rijk aan zink en het loogresidu rijk aan zink (d).
De loogoplossing rijk aan zink bevat, in g/l : 20, 2 Fe2+, 2, 8 Fe3+ en 22 H2S04.
Het loogrendement van zink bedraagt meer dan 95 %, dit na een totale loogtijd van 20 h.
EMI10.3
Vergelijking van de voorbeelden 1 en 2 leert dat de tijd nodig een loogrendement van meer dan o gr 95 % te bekomen met de werkwijze van de stand van de techniek 2, is om nagenoeg
<Desc/Clms Page number 11>
hetzelfde rendement, bij nagenoeg hetzelfde Fe3+-gehalte, te bekomen met de werkwijze van de uitvinding. Dit wil zeggen dat, om een bepaalde hoeveelheid te verwerken, de verhouding tussen de nodige reactorruimte in de werkwijze van de uitvinding en die in de werkwijze van de stand van de techniek 0, 5 bedraagt. Houdt men rekening met de navolgende neutralisatie of reductie en neutralisatie dan wordt die verhouding 0, 57 of0, 77. De industriële exploitatie van de werkwijze van de uitvinding geeft dus heel wat minder investeringskosten dan die van de werkwijze van de stand van de techniek.
<Desc / Clms Page number 1>
METHOD FOR LOGGING SULFUR-CONTAINING
ZINC CONCENTRATE AND ZINC FERRITE
This invention relates to a process for leaching sulfur-containing zinc concentrate and zinc ferrite with sulfuric acid under atmospheric conditions in the presence of oxygen, whereby a leach solution rich in zinc and a residue low in zinc are obtained.
The invention is particularly interesting because it concerns a method that can be integrated into existing hydrometallurgical plants.
It is understood here to mean - "sulfur-containing zinc concentrate": a concentrate containing in the form of sulphide mainly zinc and iron and to a lesser extent copper, silver and / or lead; - "zinc ferrite": the residue obtained by leaching calcine under weakly acidic conditions, d. w. z. the residue obtained by leaching roasted sulfur-containing zinc concentrate with a regenerated electrolyte sulfuric acid solution, which residue may be in the form of a filter cake or a thickened pulp; - "under atmospheric conditions": under conditions where no pressure vessels are required, d. w. z. under a pressure equal to atmospheric pressure or less than 20 kPa deviating therefrom; - "reactive sulfur" (expression further used):
the sulfur present as sulfide in the sulfur-containing zinc concentrate and which can be oxidized by iron (III) sulfate according to the reaction: Fe2 (SO4> 3 + MeS = MeS04 + 2 FeS04 + So (1) where Me = Zn, Fe , Cu, Pb or Ag;
(the reactive sulfur generally consists of the total amount of sulfur present in the form of sulfide minus the sulfur of the pyrite) - "hot leaching" and "super hot leaching" (expressions used further): the common name for respectively, the first and second steps of a second method of leaching zinc ferrite, according to which the ferrite is subjected to a hot and strongly acidic decomposition in 2 steps in countercurrent to obtain a lye solution rich in zinc and a lye residue low in zinc; and - "hot leaching with simultaneous reduction": hot leaching in which the Fe (III) is simultaneously reduced to Fe (II) with zinc concentrate.
<Desc / Clms Page number 2>
The process of the invention thus produces on the one hand a lye solution rich in zinc and on the other hand a residue low in zinc.
The zinc-rich caustic solution containing a significant amount of iron (11) sulfate can be purified and then electrolyzed to separate the zinc.
The low zinc residue contains sulfur, lead sulfates, silver compounds, undissolved sulfides (pyrite) and inert material. The residue can be suitably treated to recover the sulfur and the valuable metals.
A method as defined above is known from EP-A-0451456. In that known method, the logging is performed in two steps. In the first step, the ferrite is leached with a regenerated electrolyte sulfuric acid solution according to the reaction
ZnO.Fe2O3 + 4 H2SO4 = Fe2 (S04h + ZnSO4 + 4 HO (2)) Also a residue rich in zinc obtained in the second leaching step is treated This residue also contains reactive sulfur which is oxidized according to reaction (1). in the first leaching step a first leaching solution containing 50-90 g / l! H SO and less than 10 g / l Fe3 +, and a residual low in zinc, which is separated. In the second leaching step, the zinc concentrate is leached with the first caustic solution in the presence of finely divided oxygen.
First, the Fe (II) will be oxidized to Fe (III) according to the reaction
2 FeSO 4 + H 2 SO 4 + 0.52 = Fe 2 (SO 4) 3 + H 2 O (3) Then the sulfides will be oxidized to sulfates according to the reaction (1). In this step, some of the iron in the solution must be present as Fe (III) for the sulfides to be leached. On the other hand, the following iron removal step requires that the iron is present as Fe (II), therefore a small amount of zinc concentrate is added at the end of this step to reduce the Fe (III). A zinc-rich caustic solution containing 10-25 g / l HSO is finally obtained. and a zinc-rich residue which is separated.
In this known process, one further works with a ratio of zinc concentrate / zinc ferrite such that 15 to 20% of the Fe (III) required for the oxidation, according to reaction (1), of the reactive sulfur present in the concentrate comes from the leaching of the ferrite according to reaction (2). If one wants a leaching efficiency for zinc of 100%, this implies that the other 80-85% Fe (III) must come from the oxidation of Fe (II) according to the reaction (3). However, the applicant has found that in those circumstances the second step of the leaching process is very slow, which is of course an important drawback.
Another drawback of that method is the fact that its operation is difficult to control because the leaching efficiency is determined solely by the ratio between the amount of reactive sulfur and the amount of ferrite introduced in the first leaching step and because the system responds slowly to changes made in that proportion.
Yet another drawback of this method is that one has to use zinc concentrate to de-iron the lye solution rich in zinc. As a result, the hematite formed
<Desc / Clms Page number 3>
is contaminated with sulfur. This sulfur must be removed before the hematite can be dyed.
The object of this invention is to provide a method as defined above, which allows to avoid the drawbacks of the known method.
To this end, the zinc concentrate and zinc ferrite are leached in a leach step with a regenerated electrolyte sulfuric acid solution in the presence of finely divided oxygen, the amount of reagents in the leach step is controlled so that the molar ratio between the iron in the ferrite and the reactive sulfur in the concentrate 0 .2-0.6 is, preferably 0.3-0.4 and such that the lye solution rich in zinc is 45-75 g / l. vnj contains H SO, preferably 55-65 g / l, and
EMI3.1
1-10 g / Fe3 +, preferably 2-5 gIl, and the zinc caustic solution is separated from the zinc-poor residue.
Indeed, by proceeding in this way, the total leaching time is significantly reduced, as will be further shown, and an easily controllable system has been obtained in that the leaching efficiency is now determined by the amount of oxygen used which is easy to control. When deferring the lye solution rich in zinc, hematite or goethite is obtained free from sulfur.
It should be noted here that the above-mentioned reference EP-A-0 451 456 already describes a method for leaching concentrate and ferrite in one step. However, this method is not considered feasible, because at the end of the reaction a high Fe (III) content is required on the one hand to achieve a high yield and on the other hand a low acid and Fe (III) content is required for iron to precipitate as hematite in the iron removal step. Two-step leaching as described above is the answer to those requirements.
The molar ratio between the iron in the ferrite and the reactive sulfur in the concentrate is at least 0.2, because at lower values the leaching speed becomes too slow. That ratio is at most 0.6, because otherwise the ratio between the amount of concentrate that has to be roasted to get ferrite and the amount of concentrate that can be lied directly is no longer economically interesting.
EMI3.2
The zinc-rich caustic solution contains not less than 45 g / H 2 SO 4, not less than 55 gIl, otherwise there is a risk of lead and silver being precipitated as jarosite. These jarosites not only hinder leaching, but also make it difficult to recover the valuable metals from the low-zinc residue. Too low an acid content also makes it difficult to separate the lye solution rich in zinc and the residue low in zinc. The caustic solution contains no more than 75 g / H 2 SO 4, preferably no more than 65 gIl, for economic reasons.
The Fe (III) content in the caustic solution is 1-10 g / Fe3 +, preferably 2-5 gIl, because at those values the caustic speed and efficiency are optimal.
<Desc / Clms Page number 4>
It is advisable to monitor the course of the reaction during the leaching by measuring the redox potentiate of the solution, the concentration of Fe (total), Fe (II) and acid in the solution.
In this way, the course of the reaction can be controlled and the oxidation rate maintained at the desired level.
The method of the invention has the particular advantage of allowing to either expand the production capacity of an existing roasting department electrolytic zinc plant without having to expand the roasting department, or to maintain the capacity without having to replace old roasting units in the roasting department. The composition of the zinc-rich caustic solution obtained is such that the solution can be easily introduced into an existing circulation for the purification of the zinc sulphate solution from an electrolytic zinc plant without disturbing the whole. The method is also flexible enough to adapt to successive capacity changes or variations.
As mentioned above, the zinc-rich caustic solution contains a significant amount of iron (II) sulfate. In order to precipitate the iron in the most economical conditions such as hematite or goethite, it is advisable to reduce the Fe (II) still present to Fe (II) so that a reduced caustic solution containing less than 5 g / l Fe3 + is obtained, preferably 1-3 g / l. Zinc sulfide in the form of concentrate is the most preferred reducing agent. In order to avoid that too much neutralizing agent has to be used in the hydrolysis, it is further recommended to neutralize the free H 2 SO 4 in the reduced caustic solution so that a neutralized caustic solution containing less than 10 g / l H 2 SO 4 is obtained, preferably 3-5 g / l l. Calcine is the preferred neutralizing agent.
The reduction and the neutralization can be carried out either in one and the same unit or in two separate units, whereby an intermediate separation of the residue formed in the reduction is then provided.
The neutralized caustic solution can be further subjected to hydrolysis in order to precipitate the iron which is separated from the solution.
In a particular embodiment of the method of the invention, the leach solution rich in zinc is fed to the reduction of a purification circulation of the lye solution from the hot leaching and super hot leaching.
Indeed, the solution of such a double login contains 100 g /! Zn, 25-30 g / Fe3 + and 50-60 g / l HSO. and is successively subjected to a reduction, a neutralization, a hydrolysis and a further purification before being electrolyzed. The caustic solution of the invention can be fed to that solution in the reduction step without any problems and continue through the purification cycle.
<Desc / Clms Page number 5>
If the iron is reduced simultaneously with the hot leaching, the zinc-rich lye solution can be fed into the hot leaching with simultaneous reduction. The double log solution now contains only 2-3 g / l Fe3 + and is immediately taken to neutralization.
There is no longer any separate reduction. Introducing the solution of the invention into that logging step is not a problem either.
If one does provide a separate reduction for the lye solution from the one-step slogging as described above, then the pulp obtained in that reduction can be discharged to the solid / liquid separator between the hot leaching and the super hot leaching.
It is clear that since the introduction of the lye solution according to the invention does not present any problems in existing zinc factories, the capacity of those factories can easily
EMI5.1
can be increased with the same roasting capacity. Depending on the desired capacity expansion and the ratio of ferrite / concentrate to be used in the one-step logging, it is possible to calculate how much ferrite must be derived from the one-step logging.
Consecutive capacity increases are possible and the maximum capacity expansion is achieved if all ferrite is fed to the one-step logging and therefore no hot leaching and super hot leaching is required.
It is also clear that if for some reason the roasting capacity has to be reduced, the same production capacity can still be maintained by the method of the invention.
Other details and features of the invention will become apparent from the description given below as a non-limiting example and with reference to the attached drawings of various hydrometallurgical plants of the invention.
In the drawings - Figure 1 shows a schematic of an electrolytic zinc plant according to an embodiment of the method of the invention; - Figure 2 gives a similar diagram of a method designed around an existing one
EMI5.2
zinc factory - figure 3 shows a variant of the embodiment of figure 2.
In those drawings, like reference numerals represent identical or analogous elements.
The feed for the factory shown in Figure 1 is a sulfur-containing zinc concentrate 1.
Part 1a of this concentrate is roasted in 2 and part 3a of the thus obtained calcine is subjected in 4 to neutral and / or acid logging with regenerated electrolyte sulfuric acid solution, the rest of the calcine is further used in neutralization and hydrolysis. The solution 5 coming from 4 is purified in 6 and electrolyzed in 7.
The residue 8 of the neutral and / or acid logging, which mainly consists of zinc ferrite and inert material, is brought to the one-step logging 9 according to the invention together with a part
<Desc / Clms Page number 6>
1 b of the zinc concentrate, regenerated electrolyte sulfuric acid solution and finely divided oxygen.
The caustic residue low in zinc 13 obtained in the log 9 is treated in 11 to separate the elemental sulfur S and the valuable metals 12.
The leach solution rich in zinc 13 is treated in 14 with the residue Ic of the zinc concentrate to reduce the Fe (III). The reduced solution 15 thus obtained is treated in 16 with the remainder 3b of the calcine. The resulting neutralized solution 17 is treated in 18 to separate the iron, for example in the form 19 of goethite or hematite, and then sent to neutral and / or acid log 4.
In the factory in figure 2, the one-step logging is integrated into an existing classic zinc factory. In a classic zinc factory (Figure 2 under abstraction of loging 9 and residue treatment 11) the ferrite 8 goes to the hot leaching 20 where it is leached with the solution 26 from the super hot leaching. The pulp 21 obtained in the hot leaching 20 is brought to the thickener 22. The underflow 23 from the thickener 22 is leached in the super hot leaching with regenerated electrolyte sulfuric acid solution to obtain a residue 25 containing valuable metals. The leaching solution 26 is used in the hot leaching 20.
The thickener overflow 27, which is a caustic solution rich in zinc, is then subjected to reduction 14, neutralization 16 and hydrolysis 18 before undergoing a first further purification in neutral leach 4.
The capacity of that classic zinc factory can be expanded by integrating the one-step logging 9, provided of course that the roasting capacity is preserved. To this end, it is sufficient to send a part 8a of the ferrite to the one-step lug 9 and the remaining part 8b to the hot leaching 20. Both ferrite parts are treated as described above.
Two lye solutions rich in zinc 13 and 27 are thus obtained. Those solutions 13 and 27 then come together in reduction 14 and are further treated as a solution. If the capacity of the different treatment units for the caustic solution remains the same, the residence time of the caustic solution in those units will decrease slightly, but this has virtually no effect on the treatments carried out there. The capacity of the existing zinc factory has been expanded in this way with the amount of zinc concentrate la used in the logging 9. It is clear that the capacity expansion can be smoothly controlled by determining the part 8a of the ferrite that is fed to the one-step logging 9.
Figure 3 is a variant of the embodiment of Figure 2 in that a hot leaching with simultaneous reduction 20 'is provided here. The reduction 14 is optional. If the reduction 14 is not present, the caustic solution rich in zinc 13 'is introduced into the hot leaching with simultaneous reduction 20' where the part Ic of the zinc concentrate is now also introduced. The overflow from the thickener 27 'is fed to neutralization 16. Furthermore, the embodiment is identical as in figure 2. The obtained residue 25' contains, in contrast to residue 25,
<Desc / Clms Page number 7>
EMI7.1
sulfur. If a reduction 14 is present, the caustic solution 13 is first treated there.
The pulp 28 obtained in the reduction is then brought to the thickener 22 where it is treated with the pulp 21 '.
Example This example describes the batch logging of a sulfur-containing zinc concentrate and zinc ferrite according to the method of the invention.
Starting materials (a) 2 kg blend with the following composition, in weight% 53, Zn, 5, Fe, 2, Pb, 30, 5 S-reactive (= Stot minus S pyrite), 0.90% of the blend has a grain size less than 44 µm (b) 1215 with the following composition, in weight% 20, Zn, 30, Fe and 5, (c) 22, regenerated electrolyte sulfuric acid solution containing 189 g / l HSO The molar ratio of the iron in (b) and the reactive sulfur in (a) is 0, Equipment used A closed 30 L vessel equipped with a feed for the materials, a feed for the oxygen, a stirrer, an electrode for measuring the redox potential and means for measuring the temperature arrange for.
Logging (a) and (b) are added to (c) in 60 minutes and at the same time the temperature is gradually increased from 75 to 90 C. After this loading, almost all ferrite will be in solution. Oxygen is then started to blow and it is further lied. The reaction is stopped after 7 h.
The table shows the evolution of the main parameters during the login.
<Desc / Clms Page number 8>
1 Table 1
EMI8.1
<tb>
<tb> Time <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe <SEP> Fe3 + <SEP> HZS04 <SEP>
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> (C) <SEP> (gel) <SEP> (g / t) <SEP> (g / i)
<tb> 1 <SEP> 590 <SEP> 90 <SEP> 10, <SEP> 6 <SEP> 0, <SEP> 2 <SEP> 120 <SEP>
<tb> 2 <SEP> 593 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 0 <SEP> 0, <SEP> 6 <SEP> 89
<tb> 3 <SEP> 595 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 4 <SEP> 0, <SEP> 7 <SEP> 79
<tb> 4 <SEP> 597 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 6 <SEP> 0, <SEP> 8 <SEP> 70
<tb> 5 <SEP> 603 <SEP> 90 <SEP> 16, <SEP> 1 <SEP> 1, <SEP> 0 <SEP> 65
<tb> 6 <SEP> 610 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 4 <SEP> 1, <SEP> 6 <SEP> 60
<tb> 7 <SEP> 617 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 8 <SEP> 2, <SEP> 1 <SEP> 56
<tb> 7, <SEP> 5 <SEP> 625 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 4 <SEP> 2, <SEP> 6 <SEP> 53
<tb>
After filtration of the pulp, 26.51 lye solution rich in zinc and 1095 g residue of zinc are obtained.
The caustic solution rich in zinc contains, in g / 1: 14.4 Fe2 +, 2.6 Fe3 + and 53 H2 SO4.
The zinc-poor residue contains in the dry state,% by weight: 5.9 Zn, 1.3 Fe, 10.0 Pb, 57 Stol, 52 S, 0.04 Cu.
The leaching efficiency of zinc is more than 95%.
Reduction 140 g of blend of the same composition as (a) are added to the 26.5 lye solution. The mixture is allowed to react for 2 h at 80 ° C. The pulp is filtered and 26.3 l of reduced caustic solution containing 1 g / l of Fe3 + is obtained.
Neutralization 1680 g of calcine (composition,% by weight: 55.5 Zn, 2.99 Pb, 10.6 Fe, 0.68 Cu) are added. After 2 h reaction at 80 ° C, a neutralized caustic solution containing 5 g / l H 2 SO 4 is obtained.
Example 2 This comparative example describes a batch logging of a sulfur-containing zinc concentrate and a zinc ferrite according to the method of the prior art described above.
<Desc / Clms Page number 9>
Starting materials: (a) as in Example 1; (b) as in Example 1; (c ') 16.61 regenerated electrolyte sulfuric acid solution containing 189 g / l HSO; (d) 1008 g of zinc-rich caustic residue of the following composition,% by weight: 19.8 Zn, 2.05 Fe, 4.5 Pb, 59 Stoei 10.3 S-reactive, 48 S, 0.15 Cu; this residue was obtained in a previous operation which was substantially identical to the second leaching step described below, i.e. 82.1% of the reactive sulfur in (a) will be oxidized in the second lurging step.
The molar ratio between the iron in (b) and the reactive sulfur in (a) is 0.36 as in Example 1, the molar ratio between the iron in (b) and the reactive sulfur in (d) is 2.03.
Equipment used: Same as in example 1.
First leach step First (d) is added to (c ') in 30 minutes and then (b) in 60 minutes and the first hour the temperature is gradually increased from 75 to 90 C. Then it is further leached and the logging is stopped after 4 h.
Failure to lower the potential of the mixture below 560-610 mV has been unsuccessful, which is unfavorable for the dissolution of the ferrite. This is probably due to the low reactive sulfur content in (d).
Table 2 shows an evolution of the main parameters during this first arc step.
Table 2
EMI9.1
<tb>
<tb> Time <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe2 + <SEP> Fe3 + <SEP> H2S04
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> (C) <SEP> (g / l) <SEP> (g / l) <SEP> (g / l) <SEP>
<tb> 1 <SEP> 640 <SEP> 90 <SEP> 4, <SEP> 2 <SEP> 0, <SEP> 5 <SEP> 166
<tb> 2 <SEP> 679 <SEP> 90 <SEP> 10, <SEP> 8 <SEP> 4, <SEP> 2 <SEP> 105
<tb> 3 <SEP> 665 <SEP> 90 <SEP> 14, <SEP> 3 <SEP> 3, <SEP> 5 <SEP> 97
<tb> 4 <SEP> 655 <SEP> 90 <SEP> 15, <SEP> 8 <SEP> 3, <SEP> 4 <SEP> 94
<tb>
<Desc / Clms Page number 10>
The pulp is filtered and a first caustic solution and 1079 g of low-zinc residue (dry weight) are obtained.
The first caustic solution (e) contains, in g / l: 15.8 Fe 2+, 3.4 Fe 3+ and 94 H 2 SO 4.
EMI10.1
The dry zinc residue contains, by weight,% Zn, 1, Fe, 10, Pb, 56 Stout, 53 S, 0, Cu.
Second leaching step The blending (a) is added continuously to the first leaching solution (e) in a time interval of 60 minutes and the temperature is allowed to rise in the same time interval from 65 to 85 C. The oxygen flow rate is controlled such that the potential of the solution is located between 560 and 590 mV. However, after about nine hours of lying, it is no longer possible to keep the potential below 590 mV, this in all probability means that the reactivity of the blend has become very low. Nevertheless, oxygen is continued to be blown in order to cause more blending and the logging is stopped after 16 h.
Table 3 shows the evolution of the main parameters during the second leaching step.
Table 3
EMI10.2
<tb>
<tb> Time <SEP> mV <SEP> T <SEP> Fe <SEP> Fe3 + <SEP> HIS04
<tb> h <SEP> (NHE) <SEP> (C) <SEP> (g / t) <SEP> (g / t) <SEP> (g / t) <SEP>
<tb> 1 <SEP> 567 <SEP> 85 <SEP> 19, <SEP> 70 <SEP> 0, <SEP> 1 <SEP> 101, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 2 <SEP> 579 <SEP> 85 <SEP> 20, <SEP> 30 <SEP> 0, <SEP> 35 <SEP> 92, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 4 <SEP> 589 <SEP> 85 <SEP> 21, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 60 <SEP> 75, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 8 <SEP> 589 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 20 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 57, <SEP> 0 <SEP>
<tb> 10 <SEP> 598 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 95 <SEP> 0, <SEP> 90 <SEP> 52, <SEP> 2 <SEP>
<tb> 12 <SEP> 611 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 40 <SEP> 1, <SEP> 90 <SEP> 41, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 14 <SEP> 613 <SEP> 85 <SEP> 22, <SEP> 35 <SEP> 2, <SEP> 45 <SEP> 32, <SEP> 5 <SEP>
<tb> 16 <SEP> 619 <SEP> 85 <SEP> 21, <SEP> 85 <SEP> 3, <SEP> 25 <SEP> 22,
<SEP> 0 <SEP>
<tb>
After filtration of the pulp, a caustic solution rich in zinc and the caustic residue rich in zinc are obtained (d).
The caustic solution rich in zinc contains, in g / l: 20.2 Fe2 +, 2.8 Fe3 + and 22 H2 SO4.
The leaching yield of zinc exceeds 95%, after a total leaching time of 20 h.
EMI10.3
Comparison of Examples 1 and 2 teaches that the time required to obtain a leaching efficiency of more than about 95% with the method of the prior art 2 is to practically
<Desc / Clms Page number 11>
the same efficiency, at substantially the same Fe 3+ content, obtainable with the method of the invention. That is, to process a certain amount, the ratio between the reactor space required in the process of the invention and that in the prior art process is 0.5. If the following neutralization or reduction and neutralization is taken into account, then that ratio becomes 0.57 or 0.77. The industrial exploitation of the method of the invention therefore entails considerably less investment costs than that of the prior art method.