DE2620654A1 - Verfahren zur behandlung von auslaugrueckstaenden von zinkerzen - Google Patents
Verfahren zur behandlung von auslaugrueckstaenden von zinkerzenInfo
- Publication number
- DE2620654A1 DE2620654A1 DE19762620654 DE2620654A DE2620654A1 DE 2620654 A1 DE2620654 A1 DE 2620654A1 DE 19762620654 DE19762620654 DE 19762620654 DE 2620654 A DE2620654 A DE 2620654A DE 2620654 A1 DE2620654 A1 DE 2620654A1
- Authority
- DE
- Germany
- Prior art keywords
- separator
- residues
- slurry
- silver
- sulfate
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/006—Wet processes
- C22B7/007—Wet processes by acid leaching
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Radt, Finkener, Ernesti 9 R ? Π R R A
Patentanwälte L ° L U ° ü H
Heinrich-König-Str. 12 Societe des Mines et Fonderies de
4630 Bochum Zinc de la Vieille Montagne,
Societe Anonyme
76 151
B-4-9OQ ANGIiEuR (Belgien)
"Verfahren zur Behandlung von Auslaugrückständen von Zinkerzen"
Die Erfindung "betrifft ein Verfahren zur Behandlung von Auslaugrückständen
von Zinkerzen im Hinblick auf die Gewinnung der darin enthaltenen Edelmetalle, unter anderem des Silbers, und des Bleis,
Ein bekanntes Verfahren der Naßmetallurgie zur Gewinnung des Zinks
aus Zinkerzen ist das Auslaugen derselben mit Hilfe von verdünn·...,:
Schwefelsäure. Durch diese Behandlung gehen verschiedene Elemente und insbesondere ein Großteil des in dem Erz enthaltenen Zinks j,.:
Lösung, andere verbleiben jedoch ungelöst in den Auslaugrückständen. Neben dem Fiestanteil des Zinks in Form von Eisen-(III)-Salz
(Ferrit) und Zinksulfid enthalten diese Rückstände mehr oder weniger große Mengen an Blei, an Kadmium, an Edelmetallen wie Silber
und gelegentlich Gold, die nicht in Lösung gegangen sind, sowie unlösliche Bestandteile wie Siliziumoxyd, Aluminiumoxyd und verschiedene
weitere Oxyde.
Verschiedene Bestandteile dieser Auslaugrückstände sind wertvoll, zum Beispiel das Silber, oder können in der Wirtschaft verwertet
werden, unter anderem das Blei, und es wurden Verfahren entwickelt, um diese Elemente aus den Auslaugrückständen zu isolieren. Eine
wirtschaftliche Gewinnung dieser, in der Regel in relativ kleinen Mengen vorhandenen Elemente, setzt jedoch eine vorherige Anreicherung
der zu behandelnden Auslaugrückstände voraus.
609852/0631 ~2~
Die Erfindung bezieht sich auf ein derartiges Verfahren zur Anreicherung der Auslaugrückstände von Zinkerzen im Hinblick auf
eine wirtschaftlichere Gewinnung der darin enthaltenen verwertbaren
Elemente, insbesonders des Silbers und des Bleis.
Das erfindungsgemäße Verfahren zur Behandlung von Auslaugrückständen
von Zinkerzen besteht darin, diese Rückstände während ungefähr 4 bis δ Stunden bei einer Temperatur von ungefähr 95°C
mit einer 150 bis 200 g Schwefelsäure pro Liter enthaltenden
Lösung zu kontaktieren, wobei die Endsäurekonzentration ungefähr 110 bis 120 g/l betragen soll, die verbleibenden unlöslichen
Rückstände abzutrennen und zu waschen, mit den gewaschenen Rückständen eine wässerige Aufschlämmung zu bereiten, deren pH-Wert
zwischen l und b zu regeln, derselben einen organischen Sulfidabscheider
und einen organischen Sulfatfänger beizugeben und durch Flotation ein an Sulfiden, dem Silber und Bleisulfat angereicnertes
Konzentrat abzutrennen.
Die organischen Abscheidungshilfsmittel können zusammen in die
wässerige Aufschlämmung, in der Folge auch Pulpe genannt, gegeben
werden.
Eine bevorzugte Ausführungsform des erfindungsgemäß.en Verfahrens
besteht jedoch darin, diese beiden Trennhilfsmittel separat zuzuführen, wodurch die Möglichkeit gegeben wird, in einer ersten
Behandlungsstufe ein das Silber, die verschiedenen Sulfide, wie
Silbersulfid und Zinksulfid, sowie elementaren Schwefel enthaltendes
Konzentrat, und in einer zweiten Behandlungsstufe das Blei-
609852/0631 -3-
sulfat von dein die unlöslichen Anteile wie Siliziumoxyd, Eisenoxyde
und Kalziumsulfat enthaltenden Flotationsrückstand abzutrennen.
Bei dieser bevorzugten Ausführungsform wird zuerst der einen
pH-Wert zwischen 1 und 5 aufweisenden wässerigen Aufschlämmung
ein Sulfidabscheider zugegeben und mit Hilfe einer ersten Flotation das Silber und die Edelmetalle in Form eines Sulfidkonzentrats
abgetrennt, dann der pH-Wert der verbleibenden Aufschlämmung zwischen 1 und 4 geregelt und dieselbe nach Zugabe eines
organischen Sulfatabscheiders einer zweiten Flotation unterworfen, durch welche ein Bleisulfatkonzentrat von den unlöslichen
Rückständen getrennt wird.
Die Auslaugrückstände von Zinkerzen können das Silber in der Form von elementarem Metall, Silbersulfid, Silberchlorid oder
Silberjarosit, das-Blei als Bleisulfat oder Bleijarosit und das
Eisen als Oxyd, Hydroxyd oder Jarosit enthalten.
Es ist bekannt, daß das Silberchlorid schwer flotierbar ist; die Gegenwart von Jarositen ist ebenfalls zu vermeiden, da
dieselben einerseits große Mengen an Abscheider verlangen und deshalb die Selektivität derselben herabsetzen, und andererseits
die Flotierbarkeit der anderen Silber- und Bleisalze beeinflußen.
Um eine selektive Abtrennung des Silbers mit Hilfe eines Sulfidabscheiders
zu erhalten, muß dieses Silber infolgedessen in dur
Form von metallischem Silber oder als Sulfid oder Sulfarsenid
vorliegen. Das Vorhandensein der abzutrennenden Elemente unter
6 0 9 8 5 2/0631 "4"
der Fons von Jarositen wird erfindungsgemäß dadurch, verhindert,
da3 die indsäurekonzentration der mit Schwefelsäure behandelten
Auslaugrückstände zwischen 110 und 120 g H2SO, pro Liter beträgt.
Die unter diesen Umständen verbleibenden festen Rückstände werden abgetrennt und gefiltert, mit Wasser gewaschen und alsdann in Wasser
aufgeschwemmt. Der pH-Wert der einen Feststoffgehalt von ungefähr
600 g/l aufweisenden Aufschlämmung wird mit Hilfe einer
basischen Verbindung wie Natriumhydroxyd, Natriumkarbonat oder Kalziumhydroxyd zwischen 1 und 5 und bevorzugt zwischen 2 und 2,5
eingestellt, und daraufhin ein organischer Sulfidabscheider zugegeben. Als derartige organische Sulfidfänger sind geeignet:
Xanthate, Alkyl-, Aryl- oder Alkylaryl- Dithiophosphate, Dithiocarbanilide,
Dithiokarbamate und insbesonders das Isopropyläthylthionokarbamat.
Es v/urde aber festgestellt, daß das Ergebnis der folgenden Flotation
entschieden durch die Wahl der Art und Weise der Zugabe des Sulfidabscheiders und des Zeitpunkts dieser Zugabe beeinflußt werden
kann.
Bei der Verwendung des Isopropyläthylthionokarbamats als Sulfidfänger
hat es sich als zweckmäßig erwiesen, diese Verbindung als wässerige Emulsion zu verwenden und die Kontaktdauer derselben mit
der Aufschwämmung dadurch zu verlängern, daß die Zugabe schon in den Vorratsbehältern erfolgt, aus denen die Aufschwämmung der Flotationsoperation
zugeführt wird. Es hat sich desweitern als vorteilhaft erwiesen, der wässerigen Abscheideremulsion ein Sulfonat in
6 0 9 8 5 2/0631 ~'J~
einer Menge von ungefähr IO Gewichtsprozent, bezogen auf den
Abscheider, beizugeben. Die die wässerige Abscheideremulsion enthaltendende
Aufschlämmung wird alsdann in einer Reihe von Behandlungsbecken gemäß dem in der Figur 1 der beigefügten Zeichnung
erläuterten Fließschema behandelt.
Die zu behandelnde Aufschlämmung wird in dein Becken 1 einer Flotation
unterwerfen, und diese Operation wird in dem Becken 2 vervollständigt, die Becken 3, 4 und 5 sind Auswaschbecken und das
Becken 6 ist ein Nachspülbecken, welchem der Rückstand der Waschbecken
3 und 4 und das in dem Flotationsbecken 2 abgetrennte Material zugeführt und aus welchem das aufgeschwemmte Gemisch in das
erste Waschbecken 3 und der Rückstand in das erste Flotationsbecken 1 zurückgeführt werden.
Das in dem letzten Auswaschbecken 5 erhaltene Produkt ist ein die
vorhandenen Edelmetalle hauptsächlich in der Form von Sulfiden enthaltendes Konzentrat, aus welchen mit Hilfe eines an sich bekannten
Verfahrens die ,Edelmetall e auf eine wirtschaftliche Art und V/eise gewonnen werden können.
Der aus dem Flotationsbecken 2 abgezogene Rückstand enthält in der Hauptsache das Bleisulfat; derselbe wird aufs Neue in Wasser
aufgesciilämmt und der pH-Wert der einen Feststoffgehalt zwischer.
300 und 400 g/l aufweisenden Aufschlämmung zwischen 1 und 4 und
bevorzugt zwischen 2 und 2,5 eingestellt, worauf derselben als Abscheidungsmittel eine organische anionische Verbindung, unter
anderem eine Verbindung aus der Reihe der Alkyl- und Arylsulfonate,
609852/0631
-b-
und bevorzugt ein Alkylsulfonat einer anorganischen Base mit
oilier Alkylgruppe mit S bis 20 Kohlenstoffatomen,beigegeben wird.
Dioses anionische Abscheidungshilfsmittel wird vor der Verwendung
zwischen 90uC und der Siedetemperatur und bevorzugt bei ungefähr
6O0C in Wasser gelöst und die wässerige Lösung der auf die gleiche
Temperatur erwärmten zweiten Aufschwemmung beigegeben, worauf
diese Mischung, wie in dem Fließschema der Figur 2 dargestellt,
behandelt wird.
Die zweite Behandlungsstufe begreift analog der ersten, in der
Figur 1 dargestellten Stufe, ein erstes Flotationsbecken 7 und ein zweites Flotationsbecken 8, sowie hintereinander1 geschaltete
Auswaschbecken 9, 10, H und 12; die Rückstände aus den Becken 9,
10 und 11, sowie das in dem Becken 8 aufgeschwemmte Produkt gelangen in ein Zwischenbecken 13, aus dem das aufgeschwemmte Material
in das erste Auswaschbecken 9 und der Rückstand in ein Absetzbecken 14 gelangt. Aus diesem Absetzbecken l4 wird das aufgeschwemmte
Gut in das erste Flotationsbecken 7 zurückgeführt und die ungelösten Anteile zusammen mit den aus dem Becken 8 ausgetragenen
ausgeschieden.
In dem Istzten Auswaschbecken 12 wird ein mit Blei angereichertes
Konzentrat enthalten.
Das Absetzbecken 14 dient desweitern zur Anpassung des Feststoffgehalts
der in das Flotationsbecken 7 eingeführten Aufschlämmung auf die weiter oben angeführten Vierte, die zwischen 300 und 400 g/l
609852/0631 7
BAD ORIGINAL.
liegen; ein zu hoher Feststoffgehalt der zu flotierenden Aufschlämmung
setzt nämlich die Selektivität der Flotation herab, wogegen eine allzu starke Verdünnung derselben eine größere
Anzahl von Flotationsbecken erfordert.
Es ist desweitern wichtig, die Aufenthaltsdauer der Aufschlämmung
in den verschiedenen Becken durch Vorversuche derart zu regulieren, daß die Abscheidungsoperationen zu einem optimalen Ergebnis führen.
Das erfindungsgemäße Verfahren ermöglicht infolgedessen, auf
technisch einfache Weise aus den Auslaugrückständen von zinkhaltigen Erzen ein wirtschaftlich wertvolles Edelmetallkonzentrat und
ein gut verarbeitbares Bleikonzentrat von den unlöslichen Bestandteilen abzutrennen.
Das erfindungsgemäße Verfahren wird an Hand der folgenden Anwendungsbeispiele
noch näher erläutert.
BBISPIEL 1
Die bei der Behandlung eines Zinkerzes erhaltenen Auslaugrückstände
werden während ungefähr 8 Stunden bei 500C mit einer vorher
zur Elektrolyse verwendeten Schwefelsäurelösung mit einem Gehalt
an Schwefelsäure von ungefähr i65 g/l behandelt, deren Menge so
berechnet ist, daß die behandelte Mischung am Ende dieser Operation eine Säurekonzentration von ungefähr Wb g/l aufweist.
Aus der abgeklärten Mischung wird der Feststoffrückstand abgefiltert,
gewaschen und in Wasser zu einer Aufschlämmung mit einem Feststoffgehalt von 600 g/l verwandelt, deren pH-Wert durch Zugabe
609852/0631
-8-
von Kalziumhydroxyd auf 2,1 gebracht wird.
Nach Zugabe eines Sulfidabscheiders und eines Schaummittels wird diese Aufschlämmung entsprechend dem Fließschema der
Figur 1 behandelt.
In den verschiedenen Stufen oder Becken ist die Verweilzeit der Pulpe wie folgt:
Flotationsbecken 1 und 2 : 30 Minuten
Auswaschbecken 3 : 12 "
ti 4 : 1O "
»5 : 12 "
Zwischenbecken 6 : 8 "
Pro Tonne zu behandelnden Feststoffs v/erden unter den angegebenen
Bedingungen folgende Mengen an Hilfsmitteln verwendet: Sulfidabscheider: Isopropyläthylthionokarbarnat 30 g
Aero 242 10 g
Schaumformer : Montanol 300 10 g.
Unter diesen Umständen erhält man einerseits ein Sulfidkonzentrat und andererseits einen Flotationsrückstand, welche bei der
Analyse folgende Gehalte aufweisen (in der folgenden Tabelle sind die Silbergehalte in g/Tonne, die anderen Gehalte in Gewichtsprozent
angegeben):
609852/0631 9"
Ausgangsmischung Konzentrat Rückstand
Ausbeute (%)
Konzentrat/^) Ausgangsmischung
Ag Pb Fe
1360 33,5 6,05 1,76 7,7 17,7 14,62 6,45 O,17
1O5OO 6,6 3,45 6,28 61 4,90 67,08 2,28 3,8 300 36,8 6,4 .1,22 0,7 19,1 7,72 6,95 O,17
80,2
2,2 0,8 38,1 92 3,2
3,8 87
10,4' 10,9 11,9 10,7 11,6 11,3 11,6 1O,7 10,8
S-,= Elementarschwefel ST = Totalschwefel
= Sulfate
Sulf.= Sulfide
Aus diesen Werten geht unter anderem hervor, daß mit Hilfe des
erfindungsgemäßen Verfahrens die selektive Abtrennung von 80,2%
des in den Auslaugrückständen enthaltenen Silbers gelingt.
Die Auslaugrückstände eines Zinkerzes werden wie in Beispiel 1
beschrieben behandelt, jedoch gibt man während der Behandlung mit der Schwefelsäurelösung 1,77 Gewichtsprozent, bezogen auf das
geröstete Ausgangserz - eine Menge, die ungefähr 20% des Gewichts der Rückstände entspricht - einer Zinkrohblende mit folgenden Gehalten
(Analysenmittelwerte, in Gewichtsprozent) zu: Zu: 52,5%; Fe: 9,2%; Pb: 1,6%; Totalschwefel: 33,25%;
Sulfatschwefel: 0,67%; sowie Ag: 80 g/t.
609852/0631
-10-
/10
Die nach der Schwefelsäurebehandlung verbleibenden festen Rückstände
v/erden gefiltert, gewaschen und in Wasser aufgeschwemmt. Der pH-Wert der wässerigen Aufschlämmung mit einem Feststoffgehalt
von 615 g/l wird auf 2,1 gesetzt und die Pulpe alsdann gemäG
dem Fließschema der Figur'1 behandelt, wobei die jeweiligen Verweilszeiten wie folgt eingehalten werden:
B'lotationsbecken 1 und 2 : 30 Minuten
Auswaschbecken 3 : 10 "
ti 5 : 10 "
Zwischenbecken 6 : 8 "
Folgende Mengen an Flotationshilfsmittel werden verwendet:
Sulfidabscheider: Isopropyläthylthionokarbamat 45 g/t
: Aero 242 10 g/t
Schaumformer : Montanol 300 10 g/t.
Das abgetrennte Sulfidkonzentrat und der Flotationsrückstand
v/eisen bei der Analyse folgende Gehalte auf (Abkürzungen v/ie in der Tabelle des Beispiels 1; Ag in g/t, sonst Gewichtsprozente);
Ag Pb Fe Zn S-, Si Sm S„n Sr
Ausgangsmischung
Konzentrat
Rückstand
Ausbeute {%)
Rückstand
Ausbeute {%)
mischung
Sel Si
1340 29,9 4,55 2,78 15,2 15,2 26,1 6,15 1,7
5700 1,55 5,55 10,16 66,2 2,1073,89 0,82 6,67
150 37,554,40 1,1O 0,7 18,8 8,42 7,60 0, 12
91,2 1,125,95 67,8 96,4 3 71,7 2,7 89,8
42 21,25 21,74 1ü, 54 22,14 21,66 27,42 21,39 22,22
-11-
609852/0631
Aus den Ergebnissen der Tabelle ist ersichtlich, daß die Zugabe der als Reduktionsmittel dienenden Rohblende im Laufe der Behandlung
unter anderem die Silberabscheidung von 80 auf 91,2%
erhöht.
Nach der Abscheidung, wie in Beispiel 1 beschrieben, des Silbers, des Elementarschwefels und der Sulfide werden die verbleibenden
festen Rückstände in eine wässerige Aufschlämmung mit einem Feststoff gehalt von 380 g/l verwandelt und -deren pH-Wert auf 2,3 geregelt.
Als Sulfatabscheider für die zweite Behandlungsstufe wird ein Natrium-Alkylsulfat gebraucht, dessen Alkylgruppen zu mindestens
80% aus C /--C „-Ketten bestehen (Cetyl- und Stearylsulfat); dieses
Hilfsmittel wird in einer Menge von 735 g/Tonne Ausgangsmaterial zugegeben.
Die Behandlung des derart zubereiteten Gemischs erfolgt in einer
dem Fließschema der Figur 2 entsprechenden Anlage, jedoch ohne
Verwendung des vierten Auswaschbeckens (Becken 12), wobei folgende Verweilzeiten in den einzelnen Behältern eingehalten werden:
Flotationsbecken 7 und 8 : 35 Minuten Auswaschbecken 9 : 13 "
11 10 : 8 "
11 10 : 8 "
Die Analyse der abgetrennten Produkte ergibt folgende Werte
609852/0631 12~
(Ag in g/t; die anderen sind Gewichtsprozente):
Ausgangsmaterial Konzentrat Rückstand Ausbeute (%)
Konzentrat^/* Ausgangs- ^/0'
material
Ag Pb Fe Zn
Sel Si ST
;4
125 27,5 15,9 4,62 16,92 0,2 5,77 5,5
90 56 2,4 1,85 1,259 0,4 9,26 8,87
150 5,3 25,7 6,68 28,88 3,04 2,97
30 89,2 6,4 17,1 3,6 70,3 69,2
41,67 43,79 42,0642^65 43,51 43,68 42,88
Unter den beschriebenen Behandlungsbedingungen, wie aus der Tabelle
ersichtlich, finden sich von dein vorhandenen Blei 89,2Jo in dem
zv/eiten Flotationskonzentrat wieder.
BEISPIIlL 4
Nach der Abscheidung des Silbers, des Elementarschwefels und der Sulfide nach der im Beispiel 1 beschriebenen Verfahrensweise
werden die festen Rückstände in eine wässerige Aufschlämmung mit einem Feststoffgehalt von 4lO g/l verwandelt, deren pH-Wert auf
2,2 eingestellt, und das in Beispiel 3 beschriebene organische Abscheidungsmittel in einer Menge von lOlO g pro Tonne Ausgangsmaterial
zugegeben. In der dem Fließschema der Figur 2 entsprechenden nachfolgenden Behandlung werden folgende Verweilzeiten
eingehalten:
Flotationsbecken 7 und 8 : 38 Minuten Auswaschbecken 9 : 10 "
"10 : 4 "
609852/0631
-13-
Auswaschbecken | 11 | 4 | Minuten |
1! | 12 : | 5 | Il |
II. | 13 : | 6 | Il |
Die Analyse der abgetrennten Produkte ergibt folgende Werte (Ag in g/t; die anderen sind Gewichtsprozente):
Ausgangsmaterial
Konzentrat
Rückstand
Ausbeute (%)
Rückstand
Ausbeute (%)
Konzentrat/^/
Ausgangs- ^/o
material
Ausgangs- ^/o
material
Ag
Pb Fe
Zn
3el
Si
'SO
4-
165 37,54 4,75 1,1O 0,4 19,6 7,97 7,50
50 59,34 0,57 0,50 0,2" 1,3810,24 9,94
330 5,7510,6 1,94 0,7 47,1 4,52 3,78
8,9 93,8 7 26,5 30 4,2 77,5 80
58,93 59,38 58,37 58,33 60 60,15 60,31 60,39
Aus dem Vergleich mit den Ergebnissen des Beispiels 3 geht hervor,
daß eine größere Anzahl von Trenn- und Waschstufen den Bleigehalt des abgetrennten Konzentrats und die globale Bleiausbeute erhöht:
von %% auf 58,34% bzw. von 89,2% auf 93,8%.
- Patentansprüche -
609852/0631
Claims (11)
- PATENTAIiSPRUCHE\y Verfahren zur Behandlung von Auslaugrückständen von Zinkerzen zur Abtrennung der darin enthaltenen Edelmetalle, unter ander era des Silbers, und des Bleis, dadurch gekennzeichnet, daß diese Rückstände während ungefähr 4 bis 8 Stunden bei einer Temperatur von ungefähr 95°C mit einer 120 bis 200 g Schwefelsäure pro Liter enthaltenden Lösung kontaktiert, wobei die Endsäurekonzentration ungefähr 110 bis 120 g/l betragen soll, die verbleibenden nicht in Lösung gegangenen Rückstände abgetrennt, gewaschen und in eine wässerige Aufschlämmung mit einem Feststoffgehalt von ungefähr 600 g/l umgewandelt werdenderen pH-Wert zwischen 1 und 5 eingestellt wird, der Aufschlämmung ein organischer Sulfidabscheider und ein organischer anionischer Sulfatabscheider zugegeben und dieselbe einer Flotation unterworfen wird, bei welcher ein an Silber, Sulfiden und Bleisulfat angereichertes Konzentrat abgetrennt wird.
- 2..Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die beiden organischen Abscheider gleichzeitig eingesetzt werden.
- 3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die beiden organischen Abscheidehilfsmittel in zwei getrennten Verfahrensstufen eingesetzt werden, und zwar der Sulfidabscheider in die auf einen pH-¥ert zwischen 2 und 5 eingestellte Aufschlämmung und der Sulfatabscheider nach Abtrennung eines ersten, an Sulfiden, Silber und Edelmetallen angereicherten Konzentrats in die609852/0631erneut in Wasser aufgeschwemmten Rückstände, deren pH-Wert zwischen 1 und 4 eingestellt wird und deren Flotation zu der Abscheidung eines an Bleisulfat angereicherten zweiten Konzentrats führt.
- 4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß als Sulfidabscheider ein Xanthat , ein Alkyl-, Aryl- oder Alkylaryl- Dithiöphosphat, ein Dithiocarbanilid oder ein Dithiokarbamat , bevorzugt das Isopropyläthylthiokarbamat, verwendet wird.
- 5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß als organischer anionisclier Sulfatabscheider ein Alkyl- oder Arylsulfonat und bevorzugt ein Dialkyl- sulfonat einer anorganischen Base verwendet wird.
- 6. Verfahren nach Anspruch 5, dadurch gekennzeichnet, daß als Sulfatabscheider ein Alkylsulfat mit C8-Cp0-Alkylgruppen verwendet wird.
- 7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, daß den mit Schwefelsäure zu behandelnden Auslaugrückständen eine gewisse Menge eines Reduktionsmittels, bevorzugt Rohblende, beigemischt wird.
- 8. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß der Sulfidabscheider, insbesonders das Isopropyläthylthionokarbamat, in der Form einer wässerigen Emulsion eingesetzt wird.609852/0631'"Ό
- 9. Verfahren nach Anspruch 8, dadurch gekennzeichnet, daß die wässerige Sulfidabscheideremulsion desweitern ungefähr lO Gewichtsprozent, bezogen auf den Sulfidabscheider, eines Sulfonats enthält.
- 10. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, daß der organische anionische Sulfatabscheider zwischen 5O°C und der Siedetemperatur gelöst und in dieser Form der auf dieselbe Temperatur erhitzten Aufschlämmung beigegeben wird.
- 11. Verfahren nach Anspruch 10, dadurch gekennzeichnet, daß die Temperatur, bei welcher das Abscheidungshilfsmittel in Wasser gelöst und der Aufschlämmung beigegeben wird, ungefähr 60°C beträgt. :609852/0631
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BE6045034A BE829988A (fr) | 1975-06-06 | 1975-06-06 | Procede de traitement des residus de lixiviation des minerais de zinc |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2620654A1 true DE2620654A1 (de) | 1976-12-23 |
Family
ID=3874629
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE19762620654 Pending DE2620654A1 (de) | 1975-06-06 | 1976-05-11 | Verfahren zur behandlung von auslaugrueckstaenden von zinkerzen |
Country Status (11)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS5235197A (de) |
BE (1) | BE829988A (de) |
BR (1) | BR7603566A (de) |
DE (1) | DE2620654A1 (de) |
ES (1) | ES448567A1 (de) |
FI (1) | FI761582A (de) |
FR (1) | FR2313452A1 (de) |
IT (1) | IT1060883B (de) |
NL (1) | NL7605844A (de) |
NO (1) | NO761697L (de) |
ZA (1) | ZA762986B (de) |
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FR2401228A1 (fr) * | 1977-08-26 | 1979-03-23 | Consiglio Nazionale Ricerche | Procede de separation selective du plomb et du zinc a partir du minerai oxyde |
US4366127A (en) * | 1980-09-30 | 1982-12-28 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of lead, silver and gold, as well as zinc, from impure jarosite residues of an electrolytic zinc process |
US4385038A (en) * | 1980-09-30 | 1983-05-24 | Outokumpu Oy | Flotation recovery of lead, silver and gold as sulfides from electrolytic zinc process residues |
DE4323339C1 (de) * | 1993-07-13 | 1995-01-26 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Rückstand der Zinklaugung durch Flotation |
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
US20190211421A1 (en) * | 2016-09-14 | 2019-07-11 | Outotec (Finland) Oy | Method for recovering precious metal |
Families Citing this family (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
BE829988A (fr) * | 1975-06-06 | 1975-10-01 | Procede de traitement des residus de lixiviation des minerais de zinc | |
FR2556370A1 (fr) * | 1983-12-09 | 1985-06-14 | Penarroya Miniere Metall | Procede de recuperation de l'argent, notamment des residus de lixiviation des minerais de zinc |
FR2556369B1 (fr) * | 1983-12-09 | 1986-08-01 | Penarroya Miniere Metall | Procede de recuperation de l'argent a partir de solutions de sulfate |
CA1333199C (en) * | 1988-03-24 | 1994-11-22 | Chang Young Choi | Process for the recovery of silver from the pb/ag cake |
FI122099B (fi) * | 2010-04-30 | 2011-08-31 | Outotec Oyj | Menetelmä arvometallien talteen ottamiseksi |
CN102952949B (zh) * | 2012-09-17 | 2014-04-16 | 株洲市兴民科技有限公司 | 一种处理锌浸渣的超声选冶方法及***装置和用途 |
CN111979412A (zh) * | 2020-07-10 | 2020-11-24 | 华南师范大学 | 一种铜硫尾矿中铅、锌的回收方法 |
CN115304033B (zh) * | 2022-06-27 | 2023-09-29 | 江西理工大学 | 一种从锌氧压浸出渣中回收单质硫的工艺 |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1636974A (en) * | 1927-07-26 | Selective flotation of minerals from crude ores | ||
DE74C (de) * | 1877-07-05 | L. BEHR in Plauen bei Dresden | Selbsthätiger Abschneidemechanismus an Ziegelabschneidetischen | |
BE829988A (fr) * | 1975-06-06 | 1975-10-01 | Procede de traitement des residus de lixiviation des minerais de zinc |
-
1975
- 1975-06-06 BE BE6045034A patent/BE829988A/xx unknown
-
1976
- 1976-05-11 DE DE19762620654 patent/DE2620654A1/de active Pending
- 1976-05-19 NO NO761697A patent/NO761697L/no unknown
- 1976-05-19 ZA ZA762986A patent/ZA762986B/xx unknown
- 1976-05-19 FR FR7615066A patent/FR2313452A1/fr active Granted
- 1976-05-31 IT IT2381776A patent/IT1060883B/it active
- 1976-05-31 NL NL7605844A patent/NL7605844A/xx unknown
- 1976-06-04 ES ES448567A patent/ES448567A1/es not_active Expired
- 1976-06-04 JP JP6472376A patent/JPS5235197A/ja active Pending
- 1976-06-04 BR BR7603566A patent/BR7603566A/pt unknown
- 1976-06-04 FI FI761582A patent/FI761582A/fi not_active Application Discontinuation
Cited By (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FR2401228A1 (fr) * | 1977-08-26 | 1979-03-23 | Consiglio Nazionale Ricerche | Procede de separation selective du plomb et du zinc a partir du minerai oxyde |
US4366127A (en) * | 1980-09-30 | 1982-12-28 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of lead, silver and gold, as well as zinc, from impure jarosite residues of an electrolytic zinc process |
US4385038A (en) * | 1980-09-30 | 1983-05-24 | Outokumpu Oy | Flotation recovery of lead, silver and gold as sulfides from electrolytic zinc process residues |
DE4323339C1 (de) * | 1993-07-13 | 1995-01-26 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Rückstand der Zinklaugung durch Flotation |
US5482535A (en) * | 1993-07-13 | 1996-01-09 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the recovery of silver by floatation from the residue from the wet extraction of zinc |
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
WO1998041328A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-24 | Ruhr-Zink Gmbh | Verfahren zur anreicherung von silber oder anderen wertmetallen durch flotation aus einer suspension, beispielsweise aus den rückständen der zinklaugung |
US20190211421A1 (en) * | 2016-09-14 | 2019-07-11 | Outotec (Finland) Oy | Method for recovering precious metal |
US10590510B2 (en) * | 2016-09-14 | 2020-03-17 | Outotec (Finland) Oy | Method for recovering precious metal |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ES448567A1 (es) | 1977-07-01 |
FI761582A (de) | 1976-12-07 |
FR2313452A1 (fr) | 1976-12-31 |
NL7605844A (nl) | 1976-12-08 |
BE829988A (fr) | 1975-10-01 |
JPS5235197A (en) | 1977-03-17 |
BR7603566A (pt) | 1977-01-04 |
NO761697L (de) | 1976-12-07 |
ZA762986B (en) | 1977-04-27 |
FR2313452B1 (de) | 1978-08-25 |
IT1060883B (it) | 1982-09-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
DE2647601C2 (de) | Verfahren zur Gewinnung von Zink aus zink- und eisenhaltigen Mineralsulfiden | |
DE3306506C2 (de) | ||
DE2620654A1 (de) | Verfahren zur behandlung von auslaugrueckstaenden von zinkerzen | |
DE2540641A1 (de) | Verfahren zum aufbereiten von zinkanlagenrueckstaenden | |
DD232933A5 (de) | Verfahren zum gewinnen von zink und kupfer | |
DE2917751A1 (de) | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus hochtoxischem, arsenhaltigem flugstaub aus schmelzoefen und bzw. oder aus raffinerieschlaemmen | |
DE2636563C2 (de) | Verfahren zum kontinuierlichen Trennen von Zink und Kupfer aus einer wässrigen Lösung | |
DE2835694A1 (de) | Verfahren zur behandlung von thermisch aktivierten kupfer, eisen und zink enthaltenden metallsulfiden | |
DE1295840B (de) | Verfahren zur Gewinnung von Zink aus Ferriten | |
DE602004012394T2 (de) | Verfahren zur rückgewinnung von zink durch gegenstromauslaugung | |
DE3137678C2 (de) | Verfahren zur Gewinnung von Blei, Silber und Gold aus eisenhaltigem Abfall des elektrolytischen Zinkgewinnungsprozesses | |
DE3634359A1 (de) | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung | |
DE2600201B2 (de) | Verfahren zur gewinnung von metallen, die in als rueckstaende bei der erzbehandlung anfallenden basischen sulfat-schlaemmen enthalten sind | |
DE475108C (de) | Verfahren zur Schaumschwimmaufbereitung von Erzen | |
DE2311242A1 (de) | Verfahren zur gewinnung von kupfer, zink oder nickel aus erzen | |
DE2603874B2 (de) | Verfahren zur entfernung von arsen aus einer arsen zusammen mit kupfer enthaltenden loesung | |
DE2106417A1 (de) | Flottationsverfahren für Mineralien und Erze | |
DE2820993C2 (de) | ||
DE1558427B1 (de) | Verfahren zur sulfatisierenden und chlorierenden Roestung von Metallverbindungen | |
DE124847C (de) | ||
DE404928C (de) | Entfernung von Quecksilber und Arsen und Gewinnung von Quecksilber aus quecksilber aus quecksilberhaltiger Schwefelsaeure | |
DE321159C (de) | Verfahren zur Scheidung der Zinksulfide von den Bleisulfiden eines Erzes unter Anwendung eines Schaumschwimmverfahrens | |
DE105106C (de) | ||
DE2060408C (de) | Verfahren zur Ruckgewinnung von Blei und Silber, aus im Verlauf der elektrolytischen Gewinnung von Zink anfallenden Ruckstanden der schwe feisauren Laugung von gerosteten Zinkerzkonzentraten und/ oder von kompexen Blei Zinkerz Konzentraten | |
DE1558427C (de) | Verfahren zur sulfatisierenden und chlorierenden Rostung von Metallverbin düngen |