DE2539618B2 - Verfahren zum reinigen waessriger loesungen von metallionen, die als arsenide, antimonide, telluride, selenide und zinn- sowie quecksilberlegierungen ausfallen - Google Patents
Verfahren zum reinigen waessriger loesungen von metallionen, die als arsenide, antimonide, telluride, selenide und zinn- sowie quecksilberlegierungen ausfallenInfo
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Description
Qiij vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren zum
Reinigen wäßriger Lösungen von als Arsenide, Antimonide, Telluride, Selenide und Zinn- sowie Quecksilberlegierungen
ausfallenden Metallionen, wobei der wäßri- ι,-, gen Lösung als Hilfsstoff Arsen, Antimon, Tellur, Selen,
Zinn. Quecksilber und/oder deren Verbindungen zugesetzt werden, wonach die Verunreinigungen unter
Bei der 2'inkgewinnung wird denn auch nahezu ausschließlich dieses Verfahren angewendet. Dabei wird
der Lösung feinkörniges Zinkpulver zugesetzt. Wenn die Konzentrationen der betreffenden — hier als
Verunreinigungen zu betrachtenden — Grundstoffe niedrig genug sind, wird das entstandene Metallpulver
abgetrennt und die gereinigte Lösung der Elektrolyse zugeführt.
Allerdings ist die Angelegenheit in der Praxis etwas komplizierter als oben beschrieben. Man hat die
Erfahrung |»emacht, daß, wird zum Zementieren ausschließlich Zinkpulver verwendet, Kobalt nicht auf
so niedrige Konzentrationen zementiert werden kann wie zur Herbeiführung günstiger Elektrolysenverhältnisse
erforderlich wäre; auch das Abscheiden von Nickel
aus der Lösung durch normales Zementieren ist
schwierig.
Man hat nun allerdings die Beobachtung g hl, daß durch Zugabe bestimmter Grundstoffe ir ,,mi
passender Verbindungen in die Lösung die Zementierung von Kobalt und Nickel gefördert wird. Als in dieser
Beziehung sehr wirksame Zusatzstoffe haben sich Arsen (GB-PS 1 26 296) und Antimon erwiesen, die gewöhnlich
als Trioxide der Lösung zugesetzt werden. Soweit uns bekannt i.it, sind dies die einzigen im industriellen
Maßstab für diesen Zweck verwendeten Zusatzstoffe. An Hand von Laborversuchen wurde jedoch nachgewiesen,
daß auch gewisse andere Grundstoffe, wie z. B. Silber, Zink und Tellur, für diesen Zweck geeignet sind
(Electrochim. Acta 14[1969],829-844;Cvetnye Melaily
[1961], Nr. 2,39-43).
Das Abscheiden von Kobalt aus der Lösung erfolgt auch durch Fällen desselben als schwerlösliches Salz
unter Verwendung von iX-Nitroso-ß-naphthol oder von
Xanthaten; alle übrigen Verunreinigungen werden dabei durch normale Zementation mit Zinkpulver
entfernt. Die vorgenannten Reagenzien sind nun allerdings verhältnismäßig teuer; außerdem sind diese
Fällungsmethoden dann ungeeignet, wenn die Lösungen größere Mengen Nickel enthalten.
Beim erfindungsgemäßen Verfahren kann Arsen, Antimon, Tellur, Selen, Zinn oder Quecksilber wirksam
in einer Weise beim Zementieren von Metallionen, /.. B. von Kobalt und Nickel, verwendet werden, welche den
Großteil der Nachteile, mit denen die gegenwärtig üblichen Verfahren behaftet sind, ausschaltet.
Bei der heute üblichen normalen Lösungsreinigung wird chargenweise gearbeitet. Die Reaktoren werden
mit Rohlösung gefüllt, die Lösung wird bei 85 bis 95" C erhitzt, eine variierende Menge (50 bis 200 mg/1)
Arsentrioxid wird zugesetzt, und sodann wird Zinkpulver zugegeben, bis das Kobalt nahezu vollständig
ausgefällt ist. Hierzu ist je nach Kobaltgehalt der Lösung eine Zinkpulvernienge von 2 bis 4 g/l erforderlich.
Erfahrungsgemäß sind nach vollständiger Fällung des Kobalts stets auch Kupfer, Nickel, Arsen und
Antimon praktisch völlig aus der Lösung entfernt, wohingegen Kadmium und Thallium zum Großteil in
der Lösung verblieben sind. Das Zementationsprodukt wird von der Lösung getrennt und letztere wird der
folgenden Lösungs-Reinigungsstufe zugeführt, in der das Zementieren von Kadmium und Thallium unter
ausschließlicher Verwendung von Zinkpulver erfolgt. Damit ist die Reinigung der Lösung abgeschlossen.
Vorbedingung für das Gelingen des vorangehend beschriebenen Kobalt-Zementierens ist, daß die Lösung
eine passende Menge Cu2' -Ionen enthält. In der Praxis
ist man oft der Auffassung, daß zur Erzielung des bestmöglichen Ergebnisses die Lösung eine Cu-1' -Konzentration
von etwa 400 mg/1 aufweisen muß. Die diesem Wert entsprechende Kupfermenge ist in
Normalkonzentraten im allgemeinen enthalten. Bei zu niedrigem Kupfergehalt muß Kupfersulfat zugesetzt
weiden. Bei hohem Kupfergehalt wird zunächst ein Teil des Kupfers durch Arbeiten mit zu geringer Zinkpulvermenge
beim Zementieren abgeschieden. In gewissen Fällen erfolgt das Zementieren des Kobalts in Form
eines kontinuierlichen Prozesses, ansonsien aber unter einem diskontinuierlichen Prozeß entsprechenden Verhältnissen.
Die Konzentrationen der verschiedenen Grundstoffe in der Rohlösung bewegen sich normalerweise innerhalb
folgender Grenzen:
Cu 300-500 mg/1,
Co 1-60 mg/1,
Ni 1-40 mg/1.
Cd 200-500 mg/1,
TI 0-10 mg/1,
Sb < 1 mg/1.
Co 1-60 mg/1,
Ni 1-40 mg/1.
Cd 200-500 mg/1,
TI 0-10 mg/1,
Sb < 1 mg/1.
Die der Lösung zuzusetzende ASiOj-Mengc beträgt
im allgemeinen 50 — 200 mg/1. Die Analysenwerie des entsprechenden Zementationsproduktes lauten dann:
Cu 30-50%,
Co 0,1-3%,
Ni 0.1-2%,
As 3-15%,
Cd 1-3% und
Zn ~ 10%.
Co 0,1-3%,
Ni 0.1-2%,
As 3-15%,
Cd 1-3% und
Zn ~ 10%.
Dieses als »Cu-Abfall« bezeichnete Zemeutationsprodukt
wurde früher normalerweise einer Kupferschmelzerei zugeführt. In letzter Zeit haben die sich
ständig verschärfenden Umweltschutzforderungen und die durch Arsen bedingten Schwierigkeiten bei den
Kupfergewinnungsprozessen zu zunehmenden Schwierigkeiten bei der Verwertung des Cu-Abfalls geführt.
Außerdem konnte von den in diesem Abfallprodukt enthaltenen Elementen im allgemeinen nur das Kupfer
gewonnen werden, während Zink, Kadmium, Kobalt, Nickel und Arsen verlorengingen.
Zur Behebung dieser Mangel wurde bereits viel Arbeit geleistet. Zum einen hat man versucht, durch
entsprechende Behandlung des Cu-Abfalls das Arsen zu entfernen (Erzmetall 26 [1973], 60-65), zum Linderen
suchte man nach neuen Methoden zur Abscheidung ties Kobalts. Zu ersterem Falle kann festgestellt werden,
daß, wird neben dem Abscheiden des Arsens auch clic Gewinnung des Zinks und Kadmiums angestrebt, im
allgemeinen eine kostspielige und vielstufige Behandlung des Cu-Abfalls erforderlich ist. In letzterem Falle
wiederum ist man zu einem Prozeß gelangt, bei dem — nachdem zuerst Kupfer und Kadmium zementiert
worden sind — Kobalt mit einem großen Zinkpulverüberschuß unter Anwesenheil von Blei und kleinen
Mengen Sb>0, zementiert wird (belgische Patentschrift 7 83 549), wodurch die durch große Arsenmengen
bedingten Schwierigkeiten und Mängel eliminiert werden konnten. Bei diesem Verfahren verursacht
jedoch der große Zinkpulververbrauch beträchtliche Kosten.
Die vorliegende Erfindung baut auf der Beobachtung auf, daß sich die Geschwindigkeit der Heterogenreaktion,
welche die Fällung von Kobalt und Nickel mittels Zinkpulvers unter Beisein von Arsentrioxid beherrscht,
durch die katalysierenden Oberflächen stark beeinflussen läßt. Wie weiter oben bereits erwähnt, hat sich in der
Praxis gezeigt, daß als Vorbedingung für das Gelingen des Kobalt-Zementierens beim Fällen nach der weiter
oben beschriebenen Methode die Lösung Kupferionen und Arsenverbindungen enthalten sein muß. Bekannt
war bisher bereits, daß Kupfer und Arsen zuerst aus der Lösung ausgefällt werden. Unsere Untersuchungen
haben ergeben, daß hierbei die ausfallende Verbindung (in der F.ndphase des Fallens) /J-Cu ,As ist. Nun könnte
man sich vorstellen, daß das zuerst anstauende C'iiiAs
eine katalysierende Oberfläche bildet, an der sich dann sowohl Kobalt als auch Nickel als Arsenide niederschlagen.
Auf der Basis dieses Gedankenganges ist verständlich, daß, sollen Kobalt und Nickel vollständig
aus der Lösung abgeschieden werden, und zwar in der normalerweise für das Reinigen der Lösung aufgewendeten
Zeit, eine relativ große Kupfermenge erforderlich ist. Die zur Ermittlung der Struktur des Fällungsproduktes
durchgeführten Mikroanalysa'ormessungen haben ">
ergeben, daß Kobalt und Nickel als Verbindung vom Typ MeAs ausfallen. Die Versuchsergebnisse zeigen
weiter, daß die Kobalt- und Nickelarsenide in entsprechender Weise wie CU3AS als Katalysatoren
wir ken. Nun wird auch verständlich, daß im Hinblick auf in
das Gelingen des Fällens die Anwesenheit von Kupfer nicht unbedingt erforderlich ist.
Die Versuche, deren Ergebnisse zu den vorgenannten Schlüssen führten, wurden folgendermaßen durchgeführt:
In ZnSO4-Lösung, welche sowohl Co2 + - als auch π
Ni2 * -Ionen enthielt, wurden Ars-ntrioxid und Kupfersulfat
gegeben. Der Lösung wurde so lange Zinkpulver zugesetzt, bis das Kobalt praktisch gesehen vollständig
ausgefällt war. Man ließ das Ausfällungsprodukt auf den Gefäßboden sinken, und die klare, gereinigte Lösung :o
wurde dekantiert. In das Gefäß, in welchem sich noch der Niederschlag vom ersten Versuch befand, wurde
frische, unreine Lösung gefüllt. Es erfolgten, wie vorangehend beschrieben, erneutes Fällen, Dekantieren,
Füllen, Fällen usw. Mit zunehmender Niederschlags- :>
menge ging die für das vollständige Fällen von Kobalt und Nickel erforderliche Zinkpulverrr.enge zurück.
Nach einigen Fällungszyklen konnte auch auf die Cu2 +-Zugaben verzichtet werden, ohne daß eine
Änderung des Reinigungseffektes zu beobachten gewesen wäre. Beim Fällen auf die oben umrissene
Weise konnten, ohne daß Cu2^-Ionen in der Lösung
vorhanden waren, Kobalt und Nickel vollständig aus der Lösung entfernt werden.
Beim Zinkgewinnungsprozeß kann man diesen i>
Umstand ausnutzen, indem man zuerst das Kupfer aus der Lösung abscheidet. Dies kann durch Zementieren
auf bekannte Art und Weise mit einer äquivalenten Menge Zinkpulver geschehen. Auf diese Stufe folgt nach
Abscheiden des Niederschlages das Entfernen des Kobalts und Nickels, bei welcher auf genügend hohe
Konzentration des Kobalt- und Nickelarsenidschlammes (-niederschlages) zu achten ist. Das Fällen kann zum
Beispiel auf die vorangehend umrissene Weise oder kontinuierlich erfolgen. Hierbei wird die Lösung nach -n
dem Fällen in einen Eindicker geleitet, und der Großteil des Arsenidschlammes wird zusammen mit dem
Eindicker-Durchgang zurück in den Fällungsreaktor geleitet. In der Kobalt- und Nickel-Abtrennungsphase
wird eine im Vergleich zur zu fallenden Metallmenge ■>
<> ausreichende Menge Arsen — im allgemeinen in Form von Arsentrioxid oder einer Arsen(III)-Verbindung —
zugesetzt. Das eigentliche Fällen erfolgt durch Zugabe von Zinkpulver. Nach dieser Behandlungsphase enthält
die Lösung noch Kadmium und Thallium, welche durch τ,
Zinkpulver-Zementation in der Kadmium-Abtrennungsstufe entfernt werden.
Verfährt man auf diese Weise, so erhält man sehr reines Kupferzemental, welches ein geeignetes Rohmaterial
für die Kupfergewinnung darstellt. Kobalt und t>o
Nickel sind in hohen Konzentrationen im Arsenidschiamm enthalten, der sich als praktisch gesehen zink-
und kadmiumfrei erwiesen hat. und der sich als Rohmaterial für die Herstellung von metallischem
Kobalt und Nickel oder von Salzen dieser Metalle (v>
eignet. Die Weiterverarbeitung kann hierbei in einer Form erfolgen, daß auch das Arsen gewonnen wird. Als
Beispiel einer solchen Weiterverarbeitung kann das im Autoklav (130-180°C) erfolgende oxydierende Auflösen
(Auslaugen) von Arsenidschlamm in wäßriger Natriumhydroxydlösung (Natronlauge) angeführt werden.
Hierbei gehen Kupfer, Kobalt und Nickel in den hydroxydischen und oxidischen Schlamm und Arsen in
die Lösung über. Feststoff und Lösung werden voneinander getrennt; ersterer wird dem Kupfer-,
Kobalt- und Nickelgewinnur.gsprozeß zugeführt. Aus der Lösung wird Natriumarsenat auskristallisiert; die
freies Natriumhydroxyd enthaltende Lösung wird nach Zusatz von Base erneut der Arsenidschlamm-Auriösungsstufe
(-Auslaugungsstufe) zugeführt. Das kristallisierte Natriumarsenat wird in Wasser aufgelöst. Diese
Lösung wird leicht gesäuert, das fünfwertige Arsen wird z. B. mit Schwefeldioxid zu dreiwertigem Arsen
reduziert, und die Lösung wird der Kobalt- und Nickel-Abtrennungsphase des Zinkgewinnungsprozesses
zugeführt. Auf diese Weise werden alle Metalle, die bei der herkömmlichen Weiterverarbeitung von Cu-Abfall
verlorengehen, nämlich Zink, Kadmium, Kobalt, Nickel und Arsen, gewonnen. Außerdem werden bei der
Reinigung der Lösung beachtliche Zinkpulvereinsparungen erzielt.
Gemäß der Erfindung wird die Fällung somit durch den entstandenen Schlamm (Niederschlag) katalysiert,
indem man die wäßrige Lösung mit einer Schlammenge in Berührung bringt, die größer als die aus der Lösung
primär ausfallende Schlammenge ist. Diese erstere Schlammenge beträgt, bezogen auf die wäßrige Lösung,
wenigstens 5 g/l, vorzugsweise 10 bis 150 g/l, am besten
jedoch 30 bis 50 g/l.
Im kontinuierlich arbeitenden, mehrstufigen Reaktor wird ein Teil des Schlammes in eine der vorangehenden
Stufen und vorzugsweise von der letzten in die erste Stufe zurückgeführt. Beim chargenweise arbeitenden
Prozeß kann zumindest ein Teil des Schlammes nach dem Dekantieren der wäßrigen Lösung auf dem
Behälterboden belassen werden.
Das erfindungsgemäße Verfahren eignet sich besonders gut, Zink- und Kadmiumsulfatlösungen z. B. von
Kobalt und Nickel zu reinigen. Auch können MgSO4-, Na2SO4- und (NH4)2SO4-Lösungen von Kobalt, Nickel,
Kupfer, Zink und Kadmium gereinigt werden. Anstelle von Sulfatlösung können ebensogut z.B. Nitrat- oder
Chloridlösungen gereinigt werden.
Als Zementierungsmittel kommen zusätzlich zu bzw. anstelle von Zink auch Eisen, Mangan, Aluminium oder
Chrom in Frage.
Das erfindungsgemäße Verfahren kann auch im Autoklav durchgeführt werden, wobei der entstehende
Wasserstoff als Reduktionsmittel verwendet werden kann. Anstelle von Wasserstoff kann als Reduktionsmittel
auch Kohlenmonoxid verwendet werden. Schließlich können die reduzierenden Verhältnisse auch auf
bekannte Weise durch elektrischen Strom erzeugt werden.
Das Reduzieren erfolgt vorzugsweise bei erhöhter Temperatur, z. B. bei 70 bis 100°C. Beim Arbeiten mit
Autoklaven können auch noch höhere Temperaturen gefahren werden.
Im folgenden wird die Erfindung an Hand von Beispielen näher beschrieben.
Das Reinigen erfolgt chargenweise. Der Rohlösung, die einen Zinkgehalt von etwa 150 g/l hat und Co
20 mg/1, Ni 10 mg/1 sowie Cd 300 mg/1 enthält, weiden
Cu 100 mg/1 (in Form von Kupfersulfat) und AsjOi
100 mg/1 zugesetzt, und die Lösung wird auf 9O0C
erhitzt. Danach wird Zinkpulver in kleinen Dosen zugesetzt, bis der Co-Test zeigt, daß die Lösung »rein«
ist. Nachdem sich der Niederschlag am Behälterboden abgesetzt hat, wird die »reine« Lösung dekantiert. In
den Behälter wird frische Rohlösung gefüllt, die Zugaben und das Fällen erfolgen wie vorangehend
beschrieben; nachdem sich der Schlamm abgesetzt hat, wird die »reine« Lösung dekantiert, in den Behälter wird
frische Rohlösung gefüllt ... usw. Bei den ersten \o Fällungen (1—3) war es schwierig, »reine« Lösung zu
erzielen, und Zinkpulver wurde in einer Menge von 2,5 g/l benötigt, wobei der Kobaltgehalt der Lösung
noch etwa 1 mg Co/1 betrug. Mit wachsender Anzahl Fällungen gestaltete sich das Abscheiden im System is
immer leichter. Nach der 15. Fällung betrug der Zinkpulververbrauch nur noch 1 g/l, und die Lösung
hatte einen Co-Gehalt von weniger als 0,2 mg/1. Nach 20 Fällungen wurde auf die Kupferzugabe verzichtet Es
wurden anschließend noch 10 Fällungen ohne Kupferzusatz durchgeführt; die Intensität der Kobaltabtrennung
ging dabei nicht zurück. Am Ende der Versuchsreihe war der Zinkpulververbrauch auf 0,8 g/l gesunken,
und der Co-Gehalt der Lösung betrug nach jedem Versuch weniger als 0,2 mg/1. Zum Schluß fielen 5,59 g
Schlamm pro Liter an, der abgetrennt, gewaschen und analysiert wurde; die Analyse ergab folgende Werte:
Cu | Co | Ni | As | Cd | Zn |
41 | Π | 6,0 | 38 | 0,15 | 0,36% |
In einen dreiteiligen Reihenreaktor wurde ZnS(VLösung
gepumpt, welche Cu 30 mg/1, Co 20 mg/1, Ni 12 mg/1 und Cd 300 mg/1 enthielt. Im ersten Reaktor
wurden Arsentrioxid lOOmg/l und Zinkpulver, im
zweiten Reaktor Zinkpulver zugesetzt Aus dem dritten Reaktor floß die Lösung in den Eindicker. Die klare
Lösung floß aus dem Eindicker ab, und der Schlamm wurde zurück in den ersten Reaktor geleitet. Sobald der
Schlammgehalt in den Reaktoren auf einen Wert von über 10 g/l stieg, wurde reine Lösung schon mit einem
Zinkpulverzusatz von 0,8 g/l erzielt. Die Prozeßtemperatur schwankte zwischen 75 und 1000C.
Auf die gleiche Weise wurde die Anlage mit Lösung gefahren, welche Cu 80 mg/l, Co 60 mg/1, Ni 30 mg/1
enthielt. Der As2O3-Zusatz betrug 250 mg/1. Um reine
Lösung zu erzielen, war eine Zinkpulverzugabe von 1,8 g/l erforderlich; das System hatte hierbei einen
Schlammgehalt von 25 bis 30 g/l.
Während des Prozesses wurde auf Cu2+ -ionenfreie
Speiselösung umgestellt; der Reinigungseffekt des Systems erfuhr dadurch keine Änderung.
Die Zusammensetzung des Schlammes schwankte innerhalb folgender Grenzen:
Cu Co Ni As Cd Zn
15-25 12-15 7-9 ca. 45 0,1-0,2 0,3-0,5%
Es wurde der Einfluß des Schlammgehaltes untersucht. Dem in Beispiel 2 beschriebenen System wurden
verschieden große Schlammengen entnommen und in Lösungen unterschiedlicher Zusammensetzung gegeben.
Die Lösungen wurden chargenweise durch möglichst geringe Zinkpulverzugaben völlig gereinigt.
Bei einem Schlammgehalt von 30 g/l, einer Lösung mit Co 20 mg/1, Ni 10 mg/1 sowie einer As2O3-Zugabe
von 100 mg/1 ließ sich die Lösung mit einer Zinkstaubmenge von 0,2—0,3 g/l reinigen.
Bei einem Schlammgehalt von 150 g/l, einer Lösung mit Co 60 mg/1 und Ni 30 mg/1 sowie einer As2O3-Zuga
be von 250 mg/1 ließ sich die Lösung mit eine: Zinkstaubmenge von 0,4 g/l reinigen.
Claims (9)
1. Verfahren zum Reinigen wäßriger Lösungen von als Arsenide, Antimonide, Telluride, Selenide
und Zinn- sowie Quecksilbei legierungen ausfallenden Metallionen, wobei der wäßrigen Lösung als
Hilfsstoff Arsen, Antimon, Tellur, Selen, Zinn, Quecksilber und/oder deren Verbindungen zugesetzt
werden, wonach die Verunreinigungen unter reduzierenden Verhältnissen mil Hilfe des Hilfsstoffes
gefällt werden, dadurch gekennzeichnet,
daß das Fällen mit dem entstandenen Schlamm katalysiert wird, wozu die wäßrige Lösung
mit einer Schlammenge in Berührung gebracht wird, die wesentlich größer als die primär aus der Lösung
ausfallende Schlammenge ist.
2. Verfahren nach Patentanspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die wäßrige Lösung mit einer
Schlammenge von wenigstens etwa 5 g/l, vorzugsweise von 10 bis 150 g/l, bezogen auf die wäßrige
Lösung, in Berührung gebracht wird.
3. Verfahren nach Patentanspruch 2, dadurch gekennzeichnet, daß die wäßrige Lösung mit einer
Schlammenge von 30 bis 50 g/l, bezogen auf die wäßrige Lösung, in Berührung gebracht wird.
4. Verfahren nach den Patentansprüchen 1 bis 3, wobei als Verunreinigung enthaltene Metalle kontinuierlich
in mehreren Stufen aus der strömenden wäßrigen Lösung ausgefällt werden, dadurch gekennzeichnet,
daß zumindest ein Teil des Schlammes aus einer der Stufen in eine oder mehrere vorangehende Stufen, vorzugsweise von der letzten
in die erste Stufe, zurückgeleitet wird.
5. Verfahren nach den Patentansprüchen 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß die wäßrige Lösung
durch Dekantieren von Schlamm getrennt wird, von welchem zumindest ein Teil mit frischer wäßriger
Lösung in Berührung gebracht wird.
6. Verfahren nach den Patentansprüchen 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß als zu reinigende
Lösung Rohlösung des elektrolytischen Zinkgewinnungsprozesses dient und diese Lösung als Verunreinigungen
die Metalle Kobalt und Nickel sowie eventuell Kupfer und Kadmium enthält.
7. Verfahren nach den Patentansprüchen 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, duß die reduzierenden
Verhältnisse durch Zinkpulverzusätze erzeugt und aufrechterhalten werden.
8. Verfahren nach den Patentansprüchen 1 bis 6. dadurch gekennzeichnet, daß die reduzierenden
Verhältnisse durch Elektrolyse erzeugt und aufrechterhalten werden.
9. Verfahren nach den Patentansprüchen 6 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß die Temperatur
während des Fällens /wischen 70 und 100"C beträgt.
reduzierenden Verhältnissen mit Hilfe des Hilfsstoffcs ausgefällt werden.
Beim elektrolytischen Zinkgewinnungsprozeß werden als Rohstoff hauptsächlich sulfidische Zinkkcnzentrate,
die vorher oxydierend geröstet werden, verarbeitet. Das Röstprodukt wird in der von der elektrolytischen
Fällung zurückkehrenden schwefelsäurehaltigen wäßrigen Rücksäure aufgelöst; von der dabei entstehenden
Zinksulfatlösung, deren pH-Wert im Bereich von 4 bis 5 liegt und deren Zinkgehalt 100 bis 180 g/l beträgt,
werden die unlöslichen Stoffe getrennt. Die klare Lösung, die sogenannte Rohlösung, wird der Reinigung
zugeführt, bei der sämtliche Grundstoffe, die edler als Zink sind, abgeschieden werden. Nach dem Reinigen
wird die gereinigte Lösung der Elektrolyse zugeführt, wo die elektrolytische Fällung des Zinkes in metallischer
Form an Aluminiumkathoden erfolgt. Die bei der Elektrolyse entstehende Schwefelsäure dient als Rücksäure
zum Auflösen neuen Röstgutes.
Das erfindungsgemäße Verfahren wird vorzugsweise mit der Reinigung der Lösung beim elektrolytischen
Zinkgewinnungsprozeß kombiniert, weiche im folgenden näher beschrieben ist.
Die beim Zinkgewinnungsprozeß anfallende Rohlösung enthält eine Anzahl Elemente, die edler als Zink
sind und deren Konzentrationen je nach den für die Konzentrat- und Zinkgewinnung verwendeten Rohstoffen
beträchtlich variieren. Die wichtigsten Elemente in dieser Beziehung sind Kupfer, Kadmium, Kobalt, Nickel,
Arsen, Antimon, Germanium, Tellur und Thallium. Da die vorgenannten Grundstoffe edler als Zink sind,
neigen sie dazu, sich in der Elektrolyse an der Kathode niederzuschlagen. Dies ist aus zwei Gründen unerwünscht:
(I) Sie verunreinigen das sich niederschlagende Zink, und (2) sind einige dieser Grundstoffe
»Elektrolysengifte«, welche Nebenreaktionen verursachen, und zwar in der Hauptsache Zinkkorrosion
(H2-Bildung: 2H^+Zn H.+ Zn2 ^) teils durch Bildung
von Mikroelementen, teils durch nicht näher bekannte Reaktionsmechanismen. Von den oben aufgezählten
Elementen sind Kobalt, Nickel, Arsen, Antimon und Germanium wegen ihrer »Elektrolysengiftigkeit«,
Kupfer, Kadmium und Thallium deshalb abzuscheiden, um zu verhindern, daß das sich niederschlagende Zink
verunreinigt wird. Kupfer und Kadmium treten außerdem in der Regel in so großen Mengen auf, daß
ihre Gewinnung auch wirtschaftlich rentabel ist.
Da die vorangehend aufgezählten Elemente edler als Zink sind, besteht im Prinzip die Möglichkeit, die mit
metallischem Zink nach folgender Reaktionsgleichung aus der Lösung zu zementieren:
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DE2539618A1 DE2539618A1 (de) | 1976-04-01 |
DE2539618B2 true DE2539618B2 (de) | 1977-11-17 |
DE2539618C3 DE2539618C3 (de) | 1978-07-06 |
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