RU2198942C2 - Способ выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях - Google Patents

Способ выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях Download PDF

Info

Publication number
RU2198942C2
RU2198942C2 RU99104804/02A RU99104804A RU2198942C2 RU 2198942 C2 RU2198942 C2 RU 2198942C2 RU 99104804/02 A RU99104804/02 A RU 99104804/02A RU 99104804 A RU99104804 A RU 99104804A RU 2198942 C2 RU2198942 C2 RU 2198942C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
leaching
zinc
iron
concentrate
jarosite
Prior art date
Application number
RU99104804/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU99104804A (ru
Inventor
Сигмунд Фуглеберг
Аймо Ярвинен
Original Assignee
Оутокумпу Бейс Металс Ой
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Оутокумпу Бейс Металс Ой filed Critical Оутокумпу Бейс Металс Ой
Publication of RU99104804A publication Critical patent/RU99104804A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2198942C2 publication Critical patent/RU2198942C2/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Coloring Foods And Improving Nutritive Qualities (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к способу выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях в присутствии трехвалентного железа. Цинковый концентрат подают в реактор, содержащий трехвалентное железо и зародыши ярозита. Содержание серной кислоты на стадии выщелачивания поддерживают в интервале 10-40 г/л, а температуру в области 80oС - точка кипения раствора, причем на стадию выщелачивания подают кислород, так что цинковый концентрат растворяется, а железо осаждается в виде ярозита, обеспечивается повышение степени извлечения цинка и упрощение способа. 1 табл., 3 ил.

Description

Настоящее изобретение относится к способу выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях, так что получаемым конечным продуктом является раствор сульфата цинка, который далее подвергается электролизу, и осадок железа, которым преимущественно является осадок ярозита.
В данной области техники известен способ, описанный в патенте ЕР 451456, согласно которому цинковый концентрат обжигается традиционными способами и подвергается нейтральному выщелачиванию. Феррит, который остается нерастворенным, подвергается сильнокислотному выщелачиванию, и на стадии сильнокислотного выщелачивания имеется также насыщенный объемный концентрат, который, помимо сульфида цинка, содержит также свинец и благородные металлы. На стадии нейтрального выщелачивания оксид цинка огарка растворяется в сульфате цинка и подвергается электролизу после стадий очистки. На стадии сильнокислотного выщелачивания получается осадок, содержащий благородные металлы и свинец, который подвергается либо пирометаллургической обработке, либо флотации для того, чтобы извлечь благородные металлы и свинец. Раствор, полученный на стадии сильнокислотного выщелачивания, также содержит растворенное железо в двухвалентной форме, поэтому раствор подвергается удалению железа, которое согласно изобретению выполняется в автоклаве и в окислительных условиях, и железо осаждается как гематит. Раствор, из которого выделено железо, затем подвергается стадии нейтрального выщелачивания. Этот способ особенно применим тогда, когда цинковый концентрат содержит благородные металлы и свинец.
В данной области техники также известен способ, описанный в патенте US 4676828, где часть концентрата обжигается, а часть подвергается прямому выщелачиванию. Обожженная часть концентрата растворяется путем двухстадийного нейтрального выщелачивания, а нерастворенные ферриты подвергаются многостадийному прямому выщелачиванию цинкового концентрата. По меньшей мере, одна стадия прямого выщелачивания имеет место при повышенных давлении и температуре, что увеличивает стоимость процесса. Ценные металлы концентрата отделяются от осадка прямого выщелачивания, а растворенное железо высаждается из раствора сульфата цинка с помощью добавления огарка. Железо осаждается в виде гетита.
Из патента US 4274931 известно извлечение цинка из концентрата сульфида цинка; цинковый концентрат выщелачивается в условиях, где температура находится в интервале 70-119oС, количество железа и других примесей составляет 5-50 г/л, а количество серной кислоты - 20 г/л максимум. Выщелачивание имеет место в две стадии, на первой из которых концентрат выщелачивается раствором, полученным на второй стадии выщелачивания, так что имеет место одновременное выщелачивание цинка, содержащегося в концентрате, и частичное осаждение железа, содержащегося в растворе, а на второй стадии имеет место одновременное выщелачивание осадка железа и концентрата, который остался нерастворенным на первой стадии. На первой стадии выщелачивания получается сульфатный раствор, содержащий цинк и железо. Этот раствор направляется в контур выщелачивания цинкового огарка, где железо осаждается при нейтрализации его цинковым огарком, после чего остаток примесей удаляется, а раствор направляется на электролиз. Осадок выщелачивания первой стадии, который еще содержит некоторое количество нерастворенного концентрата и осажденного железа, на второй стадии подвергается выщелачиванию возвратной кислотой с электролиза. Кроме того, на этой стадии подается кислород. Из осадка, оставшегося после второй стадии выщелачивания, выделяется элементарная сера и нерастворенный сульфид с помощью флотации.
Патент US 3959437 раскрывает способ выщелачивания цинкового концентрата, включающий его обработку серной кислотой в атмосферных условиях в присутствии трехвалентного железа при температуре в диапазоне 80oС - точка кипения раствора с растворением цинкового концентрата и осаждением железа в виде ярозита.
Как уже показано в приведенных выше ссылках, растворение концентрата сульфида цинка в раствор серной кислоты осуществляется через образование промежуточного соединения трехвалентного железа согласно следующим уравнениям реакции:
ZnS+Fe2(SO4)3-->ZnSO4+FeSO4+So (1)
Образованное двухвалентное железо регенерируется с помощью кислорода:
FeSO4+H2SO4+1/2 O2 --> Fe2(SO4)3+H2O (2)
FeS, который находится в решетке сульфида цинка, реагирует таким же образом, как сульфид цинка
FeS+Fe2(SO4)3 --> FeSO4+So (3)
Двухвалентное железо, полученное в растворе, должно быть осаждено, и это осуществляется либо в виде гетита, ярозита или гематита. Если железо должно быть осаждено в основном в виде гетита, как описано в патенте US 4274931, значение рН должно быть поднято высоко по отношению к условиям осаждения железа, и в таких условиях цинк растворяется очень медленно. Это значит, что железо должно быть осаждено на отдельной стадии при использовании, например, цинкового огарка в качестве агента осаждения, как приведено в пункте 8 указанного патента США.
Гематит может быть осажден при более высоком кислотном содержании, чем гетит, и так, что сульфид цинка эффективно растворяется и служит в качестве нейтрализующего агента, как описано в патенте ЕР 451456, но тогда должны быть применены условия автоклава.
Осаждение железа в виде ярозита может иметь место в атмосферных условиях с содержанием кислоты, которое является таким высоким, что сульфид цинка растворяется, если остальные условия устанавливаются благоприятным образом. Как хорошо известно, железо осаждается в виде ярозита в атмосферных условиях (низкие температуры) очень медленно, и осаждение является поверхностно активированным. Для достижения достаточной скорости осаждения предпочтительно, особенно при высоких содержаниях кислоты, чтобы в условиях осаждения имелась адекватно высокая концентрация ярозита. Это достигается, например, рециркуляцией ярозита, как описано, например, в Канадском патенте I0948I9.
Настоящее изобретение относится к способу выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях в присутствии трехвалентного железа. Необходимо, чтобы цинковый концентрат подавался в условиях, где, помимо трехвалентного железа, присутствуют также зародыши ярозита, где содержание серной кислоты стадии выщелачивания поддерживается в пределах 10-40 г/л, а температура в области 80oС - точки кипения раствора и где на стадии выщелачивания подается кислород, так что цинковый концентрат растворяется, а железо осаждается в виде ярозита. Главные новые характеристики изобретения являются очевидными из прилагаемой формулы изобретения.
Нами теперь установлено, что предпочтительно обрабатывать цинковый концентрат в конверсионном способе, где цинк, содержащийся в концентрате, выщелачивается, а железо осаждается одновременно. В этом случае концентрат подается непосредственно на стадию конверсии. С точки зрения извлечения цинка, этот способ является очень значительным улучшением, потому что теперь выщелачивание может комбинироваться со стадией конверсии, и совсем нет необходимости в усложненном способе. Способ является простым в качестве конверсионного способа, и извлечение является хорошим. Этот способ также обеспечивает улучшенное извлечение цинка из феррита, потому что в новом способе может быть увеличен уровень кислоты конечной части стадии конверсии, поскольку нет необходимости проводить осаждение железа так, как в традиционном конверсионном способе, ввиду того, что остаток железа может быть осажден в сочетании с выщелачиванием цинкового концентрата. Образованная элементарная сера при выщелачивании цинкового концентрата либо поступает в остаток ярозита, либо извлекается на отдельной стадии способа.
Изобретение описывается более подробно со ссылкой на прилагаемые диаграммы, где
на фиг.1 показан предпочтительный вариант изобретения, где прямое выщелачивание концентрата комбинируется с процессом конверсии;
на фиг.2 показано, как способ согласно изобретению комбинируется с осаждением ярозита стадии конверсии; и
на фиг.3 представлен еще один предпочтительный вариант изобретения.
На фиг.1 видно, что часть концентрата еще обжигается, и полученный огарок подается на нейтральное выщелачивание, где огарок выщелачивается возвратной кислотой с электролиза. Полученный после нейтрального выщелачивания раствор и осадок подвергаются разделению, и полученный раствор сульфата цинка после очистки направляется на электролиз. Часть, которая остается нерастворенной после нейтрального выщелачивания, т.е. ферриты, направляется на стадию конверсии, где осадок выщелачивается кислотным раствором, полученным с электролиза или какого-либо другого подходящего места, причем указанный кислотный раствор содержит 200 г/л H2SO4. Этим кислотным раствором содержание серной кислоты на стадии конверсии обычно регулируется так, чтобы быть в интервале 10-40 г/л, преимущественно 20-30 г/л.
Обычно стадия конверсии осуществляется в нескольких различных реакторах, но для того, чтобы можно было подавать необожженный цинковый концентрат на стадию конверсии, предпочтительно добавлять на этой стадии реакторы, куда подается цинковый концентрат и кислород наряду с осадком ферритов-ярозита. Концентрат может подаваться на первую часть стадии, но наиболее предпочтительно он подается в ее среднюю часть в ситуации, когда феррит растворяется, а ярозит начинает осаждаться. Разделение раствора и твердых веществ имеет место в конце стадии подобным образом, как в традиционном конверсионном способе. Питание концентрата на стадии конверсии может быть реализовано описанным выше путем, независимо от того, что стадии были включены в выщелачивание цинкового огарка до стадии конверсии. Так, нейтральное выщелачивание может иметь место в несколько стадий, или выщелачивание может также включать какой-либо вид сильнокислотного выщелачивания до стадии конверсии, как описано со ссылкой на фиг.4 патента US 3959437.
В последнее время имеется все большая и большая тенденция к прямому выщелачиванию цинкового концентрата, потому что серная кислота, получаемая из оксида серы, образуемого при обжиге, является не особенно экономически выгодной для изготовления: она имеет бедный рынок и не имеет большого сбытового значения. Прямое выщелачивание может быть выгодно комбинировано с конверсионным способом. При таком комбинировании способ не требует новых стадий, но обычно к стадии конверсии должны быть добавлены новые реакторы. Это представлено на фиг.2. Способ, основанный на использовании огарка, не требует кислорода, но кислород необходим для выщелачивания концентрата. Таким образом, стадия требует новых реакторов, где имеет место диспергирование кислорода в суспензии.
Способ согласно изобретению является более простым и более экономичным, чем существующие в технике способы, описанные выше. В изложенном выше описании нами приведен предпочтительный вариант изобретения, где прямое выщелачивание комбинируется с конверсионные способом, но прямое выщелачивание может также комбинироваться с ярозитным способом, например, после реакторов в осаждении ярозита. В традиционном ярозитном способе выщелачивание ферритов и осаждение железа в виде ярозита осуществляются на отдельных стадиях способа.
На фиг. 3 представлена технологическая схема, согласно которой способ в его простейшем виде может быть полностью освобожден от обработки осаждения и соединенных стадий выщелачивания, и цинковый концентрат может выщелачиваться, например, возвратной кислотой с электролиза, а кислород может подаваться на выщелачивание. Полученные раствор и осадок концентрируются и фильтруются. Часть осадка рециркулируется обратно на стадию выщелачивания/осаждения, где она служит в качестве зародышей ярозита, но главная часть осадка является осадком ярозита, удаляемым из циркуляции. Полученный раствор сульфата цинка после нейтрализации и очистки раствора направляется на электролиз.
Изобретение описывается более подробно с помощью прилагаемого примера, хотя, естественно, что способ согласно изобретению может быть также реализован с помощью иных предпочтительных вариантов, чем описанный ниже в примере. Например, способ согласно фиг.3, является предпочтительным, когда способ не комбинируется с конверсионным способом. В этом случае ярозит, необходимый в способе, возвращается из нижнего потока загустителя.
ПРИМЕР
На экспериментальном уровне осуществляют способ, представленный на фиг. 2. В экспериментальный реактор загружают 75 м3 суспензии от суспензии, полученной со стадии конверсии промышленной установки, в суспензию вводят загуститель и проводят разделение раствора и твердых веществ, после чего твердые вещества удаляют из способа. В реактор загружают 5,0 т цинкового концентрата с содержанием 52% Zn, 4,5% Fe и 32% S. Содержимое реактора перемешивают и подают в него газообразный кислород. Температуру поддерживают около 95oС, причем в растворе содержится примерно 5 г/л NH4.
В результате эксперимента получают данные, приведенные в таблице.
В твердом веществе конверсионной суспензии содержится 2,4 % Zn, который теряется в обычном конверсионном способе, потому что это является конечным остатком выщелачивания. В конечном осадке экспериментального осуществления способа в примере содержится только 1,2% Zn, что указывает на то, что цинковый концентрат растворяется, а также, что цинк растворяется к тому же из обычного осадка ярозита. Другой типичной характеристикой способа является то, что количество железа в растворах резко снижается. Это является очень благоприятным для стадии нейтрального выщелачивания, которая допускает только ограниченное количество рециркулируемого железа со стадии конверсии. Так как содержание железа теперь является сниженным, производство цинка может быть увеличено при выщелачивании цинкового концентрата без внесения изменений в стадию нейтрального выщелачивания.

Claims (1)

  1. Способ выщелачивания цинкового концентрата, включающий его обработку серной кислотой в атмосферных условиях в присутствии трехвалентного железа при температуре в диапазоне 80oС - точка кипения раствора с растворением цинкового концентрата и осаждением железа в виде ярозита, отличающийся тем, что цинковый концентрат подают в реактор, содержащий зародыши ярозита, содержание серной кислоты поддерживают в интервале 10-40 г/л и на выщелачивание подают кислород.
RU99104804/02A 1996-08-12 1997-08-11 Способ выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях RU2198942C2 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI963154 1996-08-12
FI963154A FI100806B (fi) 1996-08-12 1996-08-12 Menetelmä sinkkirikasteen liuottamiseksi atmosfäärisissä olosuhteissa

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU99104804A RU99104804A (ru) 2001-01-20
RU2198942C2 true RU2198942C2 (ru) 2003-02-20

Family

ID=8546479

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU99104804/02A RU2198942C2 (ru) 1996-08-12 1997-08-11 Способ выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях

Country Status (11)

Country Link
US (1) US6340450B1 (ru)
EP (1) EP0946766B1 (ru)
KR (1) KR100501065B1 (ru)
AU (1) AU725971B2 (ru)
DE (1) DE69707152T2 (ru)
ES (1) ES2162320T3 (ru)
FI (1) FI100806B (ru)
NO (1) NO330197B1 (ru)
RU (1) RU2198942C2 (ru)
WO (1) WO1998006879A1 (ru)
ZA (1) ZA977137B (ru)

Families Citing this family (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE60133256T2 (de) * 2000-11-01 2009-04-16 Fuji Xerox Co., Ltd. Schwarzer elektrophotographischer Toner, elektrophotographischer Entwickler und Bildherstellungsverfahren
FI20002699A0 (fi) 2000-12-08 2000-12-08 Outokumpu Oy Menetelmä raudan hydrolyyttiseksi saostamiseksi
FI115223B (fi) * 2001-12-13 2005-03-31 Outokumpu Oy Menetelmä raudan saostamiseksi sinkkisulfaattiliuoksesta hematiittina
FI116071B (fi) * 2003-02-26 2005-09-15 Outokumpu Oy Menetelmä sinkin talteenottamiseksi vastavirtaliuotuksella
FI118226B (fi) 2005-12-29 2007-08-31 Outokumpu Technology Oyj Menetelmä harvinaisten metallien talteenottamiseksi sinkin liuotusprosessissa
FI118225B (fi) * 2006-01-04 2007-08-31 Outokumpu Technology Oyj Menetelmä sulfidisen rikasteen liuotuksen tehostamiseksi
EP1939310A1 (en) 2006-12-28 2008-07-02 Asturiana De Zinc, S.A. Recovery of zinc from sulphide concentrates by atmospheric leaching with sulphuric acid at a controlled acidity
CN100393896C (zh) * 2007-01-22 2008-06-11 中国科学院过程工程研究所 一种高铟高铁高硫锌精矿的浸出新方法
FI122676B (fi) 2010-10-12 2012-05-15 Outotec Oyj Menetelmä sinkkisulfaattipitoisen liuoksen käsittelemiseksi
AU2011365350A1 (en) * 2011-04-15 2013-03-14 Tam 5, S.L. Hydrometallurgical method for the recovery of zinc in a sulphur medium starting from sulphudic zinc concentrates
FI123884B (fi) 2011-11-08 2013-11-29 Outotec Oyj Menetelmä sulfidisen metallirikasteen liuottamiseksi
RU2482198C1 (ru) * 2012-01-17 2013-05-20 Общество с ограниченной ответственностью "УралЭкоМет" (ООО "УралЭкоМет") Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод
MX349844B (es) * 2012-07-16 2017-08-16 Tam 5 S L * Metodo hidrometalurgico para la recuperacion de zinc en medio sulfurico a partir de concentrados de zinc sulfurados con alto contenido en hierro.
RU2535267C1 (ru) * 2013-07-11 2014-12-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук (ИХТРЭМС КНЦ РАН) Способ очистки хлоридного никелевого раствора от марганца
RU2601526C1 (ru) * 2015-06-29 2016-11-10 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" Комбинированный способ переработки труднообогатимых свинцово-цинковых руд
RU2604289C1 (ru) * 2015-07-08 2016-12-10 Лидия Алексеевна Воропанова Способ очистки никелевого электролита от примесей железа (iii), кобальта (iii) и меди (ii) экстракцией
RU2620418C1 (ru) * 2016-01-18 2017-05-25 Лидия Алексеевна Воропанова Способ переработки цинкового кека
RU2617086C1 (ru) * 2016-03-11 2017-04-19 Айтбер Махачевич Бижанов Способ селективного извлечения оксида железа и оксида цинка из шламов и пылей газоочисток металлургических агрегатов
RU2617471C1 (ru) * 2016-03-16 2017-04-25 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук (ИХТРЭМС КНЦ РАН) Способ извлечения кобальта из сульфатного раствора, содержащего никель и кобальт
RU2767385C1 (ru) * 2021-02-18 2022-03-17 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Балтийский федеральный университет имени Иммануила Канта" (БФУ им. И. Канта) Способ переработки окисленной цинковой руды

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE126074C (ru) *
NO123248B (ru) * 1969-10-02 1971-10-18 Norske Zinkkompani As
FI50097C (fi) * 1973-02-12 1980-10-24 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium fraon deras ferriter
FI58793B (fi) * 1976-02-25 1980-12-31 Outokumpu Oy Hydrometallurgiskt foerfarande foer aotervinning av zink koppar och kadmium ur deras ferriter
DD126074A1 (ru) * 1976-06-18 1977-06-15
US4128617A (en) * 1977-07-11 1978-12-05 Newmont Exploration Limited Treatment of zinc calcines for zinc recovery
DE3935362A1 (de) * 1989-10-24 1991-04-25 Ruhr Zink Gmbh Verfahren zur aufarbeitung von jarosit-haltigen rueckstaenden
CA2104736A1 (en) * 1993-08-24 1995-02-25 Lucy Rosato Process for high extraction of zinc from zinc ferrites
PL313134A1 (en) * 1993-08-27 1996-06-10 Union Miniere Sa Method of extracting zinc from sulphide concentrates
GB9422476D0 (en) * 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates

Also Published As

Publication number Publication date
DE69707152D1 (de) 2001-11-08
DE69707152T2 (de) 2002-03-07
NO330197B1 (no) 2011-03-07
FI100806B (fi) 1998-02-27
EP0946766B1 (en) 2001-10-04
KR100501065B1 (ko) 2005-07-18
ZA977137B (en) 1998-03-23
NO990620L (no) 1999-02-10
AU725971B2 (en) 2000-10-26
KR20000029886A (ko) 2000-05-25
EP0946766A1 (en) 1999-10-06
AU3772497A (en) 1998-03-06
WO1998006879A1 (en) 1998-02-19
US6340450B1 (en) 2002-01-22
NO990620D0 (no) 1999-02-10
FI963154A0 (fi) 1996-08-12
ES2162320T3 (es) 2001-12-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2198942C2 (ru) Способ выщелачивания цинкового концентрата в атмосферных условиях
US3976743A (en) Treatment of zinc plant residue
US5855858A (en) Process for the recovery of nickel and/or cobalt from an ore or concentrate
US6054105A (en) Process for the solvent extraction of nickel and cobalt values in the presence of magnesium ions from a solution
EP0924307B1 (en) Solvent extraction of cobalt and nickel values from a magnesium containing solution
US6406676B1 (en) Method of purifying acid leaching solution by precipitation and oxidation
JPS61179823A (ja) 金回収方法
US4431613A (en) Leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron
WO2003060172A2 (en) Pressure oxidation of ore containing silver
US4505744A (en) Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material
US4594102A (en) Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material
CA1324977C (en) Process of treating residues from the hydrometallurgical production of zinc
JPS62211B2 (ru)
JP2006519309A (ja) 向流リーチングによる亜鉛回収方法
US7547348B2 (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
GB2114966A (en) Recovery of zinc from sulphidic material
ZA200306950B (en) Recovery of medals from jarosite-containing materials.
US3674465A (en) Recovery of nickel from nickel ammonium carbonate systems
RU2044079C1 (ru) Комбинированный способ переработки хвостов обогащения полиметаллических руд
KR930006088B1 (ko) 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법
AU728941B2 (en) Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate
MXPA99001433A (en) Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions
ANATASE PROCESS FOR RECOVERING GOLD FROM THIOSULFATE LEACH SOLUTIONS AND SLURRIES WITH ION EXCHANGE RESIN

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20160812