DE2647601C2 - Verfahren zur Gewinnung von Zink aus zink- und eisenhaltigen Mineralsulfiden - Google Patents
Verfahren zur Gewinnung von Zink aus zink- und eisenhaltigen MineralsulfidenInfo
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Description
a) die Drucklaugung bei einer Temperatur zwischen 135 und 175CC in zwei Gegenstrom-Stufen
durchgeführt wird und die Mineralsulfide in die erste und der Rücklaufelektrolyt in die zweite
der beiden Laugungsstufen eingespeist werden, wobei die Menge der in die erste Laugungsstufe
eingeführten Mineralsulfide relativ auf die Menge der in die zweite Laugungsstufe
vermittels des Rücklaufelektrolyten eingeleiteten Säure so eingestellt wird, daß wenigstens
ein Mol Zink als Sulfid in die erste Laugungsstufe für jedes in die zweite Laugungsstufe gelangende
Mol Säure eintritt und gleichzeitig die Menge des Rücklaufelekirolyten, der in die
zweite Laugungsstufe eingegeben wird, so gesteuert wird, daß etwa ein Mol Säure auf jedes
MoI Zink kommt, das im Elektrolyten zur Erhöhung seiner Konzentration an Zink auf einen
vorbestimmten Wert gelöst werden muß, der für die Elektrolyse der Lösung geeignet ist.
b) die Laugung in der ersten Stufe fortgesetzt wird, bis eine Laugungslösung mit einem pH-Wert
oberhalb 1 mit einem Gehalt an gelöstem Zink, sowie weniger als 3 g/l freie Schwefelsäure
und weniger als 2 g/l gelöstes Eisen erhalten wird,
c) die Laugungslösung der ersten Stufe nach Abtrennung vom Laugungsrückstand in die Reinigungs-
und danach in die Elektrplysestufe geführt wird und
d) der Rückstand der ersten Laugungsstufe in der zweiten Laugungsstufe mit Rücksäure gelaugt
wird, die Laugungslösung der zweiten Laugungsstufe vom Laugungsrückstand der zweiten
Laugungsstufe getrennt wird und die abgetrennte Laugungslösung der ersten Laugungsstufe
zugeführt wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß in der ersten Laugungsstufe die Laugung
so lange durchgeführt wird, bis eine Laugungs-Endlösung erhalten wird, die einen pH-Wert oberhalb
2 aufweist und weniger als 2 g/l Schwefelsäure und weniger als 0,5 g/l gelöstes Eisen enthält.
3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die Laugung in der ersten und in der
zweiten Stufe bei einer Temperatur im Bereich von 130—1600C unter einem Sauerstoff-Partialdruck
oberhalb 100 kPa durchgeführt wird.
4. Verfahren nach Anspruch 1—3, dadurch gekennzeichnet,
daß 0,25 g/l an Quebracho-Extrakt der Aufschlämmung in wenigstens einer der beiden
Laugungsstufen zugegeben wird.
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung von Zink aus zink- und eisenhaltigen Mineralsulfiden,
das den Merkmalen des Oberbegriffs des Anspruchs 1 entspricht.
Aus der US-PS 29 96 440 ist bereits bekannt. Zink aus
zinkhaltigen Mineralsulfiden durch Umsetzung der Sulfide mit wässeriger Schwefelsäure in Gegenwart eines
Sauerstoff enthaltenden Gases bei erhöhter Temperatur und unter Druck zu extrahieren. Nach dem dort
beschriebenen Verfahren werden die Sulfide in fein verteilter Form in einer wässerigen Lösung von Schwefelsäure
aufgeschlämmt, die mindestens ausreichend freie Schwefelsäure enthält, um das in den Sulfiden vorhandene
Zink in Zinksulfat überzuführen.
Der Schlamm wird bewegt und bei einer erhöhten Temperatur unterhalb des Schmelzpunktes von Schwefel
so lange gehalten, bis die Extraktion von Zink aus den Mineralsulfiden und die gleichlaufende Oxidation
des Sulfid-Schwefels zu elementarem Schwefel praktisch vollendet ist. Die Laugenlösung läßt sich nach Reinigung
nach üblichen Verfahren, z. B. einer Elektrolyse, zur Gewinnung von Zinkprodukt behandeln; der im
Laugenrückstand in elementarer Form vorhandene Schwefel kann aus diesem als Verfahrensnebenprodukt
gewonnen werden.
Gemäß diesem älteren Verfahren wird die Laugungsreaktion bei einer Temperatur unterhalb des Schmelzpunktes
von Schwefel durchgeführt, d. h. unterhalb 1190C. Die Temperatur kann gegebenenfalls über diesen
Punkt hinaus und bis 16O0C erhöht werden, bis die Laugung beendet ist; wenn in der Laugungsstufe aber
Temperaturen oberhalb des Schmelzpunktes von Schwefel zur Anwendung gelangen, dann liegt der bei
der Oxidation entstandene Schwefel im Brei in Form flüssiger Kügelchen vor. Die im Brei vorhandenen Zinksulfid-Partikeln
werden von diesen flüssigen Schwefelkügelchen »benetzt« und okkludiert, mit der Folge, daß
die Partikeln von der weiteren Oxidation abgeschirmt werden und die Laugungsreaktion der Sulfide zum Stillstand
kommt. Bei Temperaturen unterhalb des Schmelzpunktes von Schwefel in der Laugungsstufe
wird dieses Problem vermieden; der Nachteil davon aber ist, daß die zur praktisch vollständigen Extraktion
des Zinks aus den Sulfiden erforderliche Zeitspanne in unerwünschter Weise verlängert wird.
In der amerikanischen Patentschrift Nr. 34 77 927 wird die Drucklaugung von zinkhaltigen Sulfiden unter
oxidierenden Bedingungen bei einer Temperatur oberhalb des Schmelzpunktes von Schwefel, d. h. oberhalb
von 119°C, in einem Brei beschrieben, der weniger Schwefelsäure enthält, als zur Lieferung von Sulfationen
erforderlich wäre, um das gesamte Zink in den Zinksulfiden als Zinksulfat zu binden. Diese Bedingungen
führen zu einer schnellen Reakliorsgeschwindigkeit. Bei geeigneter Einstellung der Säure- und Sulfid-Konzentration
lassen sich zum Beispiel eine »Ziel«-Konzcntration an Zink in der Lösung von 150 g/Liter erreichen
und die Konzentrationen an freier Säure und gelöstem
Eisen bei einer Verweilzeit von etwa zwei Stunden auf niedrige Werte herabsetzen. Die erhaltene Laugenlösung
ist für eine direkte Behandlung bei nachfolgenden Operationen zur Entfernung von Eisen, zur Reinigung
und Elektrometallurgie von Zink brauchbar Der Rückstand, der elementaren Schwefel, nichtumgesetzte Sulfide
und Eisenoxidhydrate enthält, wird zunächst zur Abtrennung
des elementaren Schwefels und der Sulfide von den Eisenoxidhydraten behandelt; diese letzteren
werden als Endrückstände des Verfahrens verworfen. Die Fraktion aus elementarem Schwefel und den Sulfiden
wird weiter einer Behandlung zur Trennung des Schwefels von den Sulfiden unterzogen. Diese werden
in die Drucklaugungsstufe zurückgeführt, wo sie die Funktion von frischem Sulfid-Einsatzproduki erfüllen,
das in die Laugungsstufe gegeben wird. Der Schwefel bildet ein Nebenprodukt des Verfahrens.
Das so beschriebene Verfahren vermeidet viele der Probleme, die dem älteren Verfahren nach der amerikanischen
Patentschrift 29 96 440 anhaften; fotzdem hat es noch gewisse Nachteile. Ein Nachteil besteht darin,
daß die Operationen zur Trennung der nichtausgelaugten Sulfide vom Laugungsrückstand und dem elementaren
Schwefel unwirtschaftlich werden, wenn der Preis für den elementaren Schwefel (wie so häufig) sehr niedrig
ist und/oder der Rückstand nicht andere Wertstoffe, wie Edelmetalle, in solchen Mengen enthält, daß die
Kosten für die Behandlung des Rückstandes wenigstens /.um Teil ausgeglichen werden. Zum anderen ist es von
Nachteil, daß alle Zinksulfid-Konzentrate nicht in gleieher
Weise dem Verfahren zugeführt werden können. lis zeigte sich, daß auch unter optimalen Bedingungen
bei manchen Konzentraten die Lösungsreaktion nicht so schnell wie gewünscht bis zur Vollendung geht, was
zur Folge hat, daß ungewöhnlich lange Verweilzeiten zur Herstellung einer Lösung mit dem angestrebten
Zinkgehalt und annehmbaren, niedrigen Konzentrationen an Säure und gelöstem Eisen nötig werden.
In der DE-AS 12 95 840 ist ein Verfahren zur Gewinnung
von Zink aus zinkferrithaltigen Rückständen durch Anwendung eines Laugungsprozesses beschrieben.
Hierbei handelt es sich um eine von der Gewinnung von Zink aus sulfidischen Mineralien völlig verschiedene
Technologie, so daß der Fachmann die Übertragung von Tcilmerkmalen des bekannten Verfahrens auf ein
Verfahren nach dem Gattungsbegriff des Anspruchs 1 nicht in Betracht ziehen wird.
Der Anmeldung liegt die Aufgabe zugrunde ein Verfahren
zur Gewinnung von Zink bereitzustellen, das eine rasche und vollständige Extraktion von Zink aus sulfidischen
Materialien unter Bildung einer Laugungslösung mit geringem Gehalt an gelöstem Eisen und freier
Säure ermöglicht.
Die gestellte Aufgabe wird gelöst durch e:n Verfahren
mit den kennzeichnenden Merkmalen des Anspruches!.
In den Unteransprüchen 2 bis 4 sind Ausbildungen des Verfahrens nach Anspruch 1 angegeben.
Das erfindungsgemäße Verfahren erscheint in seiner Anlage verhältnismäßig einfach. Es bringt aber überraschenderweise
besondere Vorteile. Das Zweistufen-Gegenstrom-Laugungsverfahren mit den relativ hohen
Laugungstemperaturen und der speziellen Steuerung der Menge der in die erste Laugungsstufe eintretenden
Mineralsulfide, die auf die in die zweite Lajgungsstufe gelangende Menge an Säure bezogen ist, sichert einen
Säureüberschuß über die Säuremenge, die zur stöchionvMrischen
Bindung aller säureraktiven Bestandteile des Rückstandes der ersten Laugungsstufe, der in die
zweite Laugungsstufe eintritt, benötigt wird, während in der ersten Laugungsstufe ein Unterschuß an Säure gegenüber
der Säuremenge besteht, die zur stöchiometrischen Bindung aller säureaktiven Bestandteile der Mineralsulfide
gebraucht wird, die in die erste Laugungsstufe gelangen. Diese Maßnahme gewährleistet ihrerseits
die praktisch vollständige Extraktion des Zinks aus dem Einsatzmaterial bei kürzester Verweilzeit, aber
ebenso auch erwünscht niedrige Gehalte an gelöstem Eisen und freier Säure in der Produkt-Laugungslösung.
Das erfindungsgemäße Verfahren ist auf Materialien, die hohe oder niedrige Konzentrationen an Zink-Eisen-Sulfiden
aufweisen, anwendbar. Gewöhnlich ist aber das Ausgangsmaterial ein sulfidisches Konzentrat mit hohem
Gehalt an Zink und Eisen, das bei der selektiven Sehaumflotation von zinkhaltigen Sulfiderzen anfällt
Solche Konzentrate enthalten häufig zusätzlich zu Zink auch andere Nichteisen-Metalle. Beispielsweise kann
ein typisches Zinksulfid-Konzentrat etwas Kupfer, Blei, Nickel und/oder Kobalt, Cadmium und gelegentlich
Edelmetalle mit einschließen. Deshalb ist es aber auch selbstverständlich, daß die Verwendung der Bezeichnung
»zinksulfidhaltiges Eisen« oder einfach »Sulfide« diese und alle anderen, hoch- oder niedriggradige Materialien
umfassen soll, die Eisen entweder in natürlichem Zustand oder als zugesetzten Bestandteil aufweisen,
ebenso wie wirtschaftlich gewinnbare Mengen an Zink in Form des Sulfids.
Um bei der Behandlung nach dem erfindungsgemäßen Verfahren beste Ergebnisse zu erzielen, soll das
sulfidische Ausgangsmaterial vorzugsweise in fein verteilter Form vorliegen. Zur Gewinnung aller Vorteile
der Erfindung ist ein Ausgangsmaterial mit einer Feinheit
von 0,044 mm lichter Maschenweite bei etwa 90% — und insbesondere bei 97% — zu empfehlen. Materialien,
wie Flotationskonzentrate, können zuweilen schon im bevorzugten Größenbereich liegen; Materialien
außerhalb dieses Bereichs werden mit Vorzug zuerst durch Mahlen in einer feuchten Kugelmühle oder
dgl. pulverisiert.
Wie in der Zeichnung dargestellt, umfaßt das Verfahren fünf Grundoperationen: eine erste Laugungsstufe,
bezeichnet mit 10, eine zweite Laugungsstufe 12, eine Stufe zur Entfernung von Ssen 14, zur Reinigung der
Lösung 16 und zur Elektrolyse von Zink 18. Ebenso schließt es Fest-Flüssig-Trennungsstufen 20, 22, 24 und
26 ein, die auf die erste Laugungsstufe folgen, an die sich dann die Stufen zur Entfernung von Eisen 14, zur Reinigung
16 und die zweite Laugungsstufe 12 anschließen.
Zur Durchführung des Verfahrens gemäß der Erfindung werden die Sulfide, notfalls nach Pulverisicrung,
mit Laugungs-Endlösung aus der zweiten Laugungsstufe 12 angeschlämmt; der Brei wird in die erste Laugungsstufe
10 gegeben. Vorzugsweise wird der in die erste Laugungsstufe 10 eingeführte Brei kontinuierlich
in einer eigenen Anmaischstule (nicht gezeigt) angemacht, in der die Sulfide in der Lösung bei Raumtemperatur
und Raumdruck dispergiert werden. Sind die Sulfide eisenfrei oder haben sie nur wenig Eisen, dann kann
der Eisengehalt durch Zusatz von Eisen zum Brei an dieser Stelle in üblicher Weise eingestellt werden. Im
Brei kann das Eisen in Form fein verteilter Partikeln oder als Verbindung vorliegen, die unter oxidierenden
Bedingungen in der Lösung in Ferro- und/oder Ferri-Ionen
dissoziiert. Bevorzugte Eisen-Zusätze sind Ferrioxid, Pyrrhotin und Marmatit. Im allgemeinen sol! die
Menge des zugesetzten Eisens bzw. der Eisenverbin-
dung ausreichen, den Gesamtgehalt des oxidationsfähigen Eisens im Brei auf zwischen etwa 5 und etwa 15
Gew.-% des Zinkgehalts zu bringen, d. h. vorzugsweise sollen von 1 bis 3 g Eisen je 20 g Zink im Brei vorhanden
sein.
Die Pulpdichte des Breis der ersten Laugungsstufe 10, d. h. die relativen Mengen von Sulfiden und Lösung in
der ersten Laugungslösung in einem gegebenen Falle, wird mit Hinsicht auf den Zinkgehalt der Sulfide und die
angestrebte Zinkkonzentration der Laugungs-Endlösung festgestellt. Gewöhnlich arbeitet man mit einer
Pulpdichte im Bereich von etwa 20 bis etwa 50%. Die Reaktionsgeschwindigkeit wird in dem Maße geringer,
in dem die Pulpdichte über den Wert steigt, bei welchem eine optimale Dispersion der Feststoffe und des Sauerstoffs
in der Lösung aufrechterhalten werden kann, und natürlich sinkt bis zu geringer Puipdichte auch die Gesamtleistung
des Verfahrens.
Ein Charakteristikum des Verfahrens besteht in der Kontrolle der Konzentrationen der Säure und der Sulfide
in sowohl der ersten als auch der zweiten Laugungsstufe, damit (a) ausreichend Säure und Sulfide in den
Laugungskreislauf gelangen, um sicherzustellen, daß die die erste Laugungsstufe 10 verlassende Laugungs-Endlösung
genügend gelöstes Zink, z. B. 140 bis 180 g/Liter, enthält und sie für die elektrolytische Behandlung zur
Gewinnung von Zink geeignet wird, (b) die Menge der in die erste Laugungsstufe 10 eintretenden Sulfide einen
Überschuß über jene Menge bildet, die für eine Reaktion mit der gesamten verfügbaren (»verfügbare Säure«
bedeutet freie Schwefelsäure plus Schwefelsäure, die entsteht, wenn das gesamte Ferro- und Ferri-Eisen in
der Lösung als Fe(OH)3 aus der Lösung gefällt wird)
Säure der Lösung erforderlich ist, die aus der zweiten Laugungsstufe 12 zurückgeführt wird, und (c) die Menge
der freien Säure, die in die zweite Laugungsstufe gelangt, einen Überschuß über die Menge darstellt, die
erforderlich ist, sich stöchiometrisch mit allen säurereaktiven Bestandteilen des Rückstandes umzusetzen, der
von der ersten in die zweite Laugungsstufe gegeben wird.
Gemäß der Erfindung werden alle diese Forderungen durch Einstellung und Wechselbezugnahme der in die
erste Laugungsstufe 10 eingespeisten Sulfidmenge auf die Menge der Säure, die in die zweite Laugungsstufe 12
gegeben wird, dadurch erfüllt, daß wenigstens ein Mol Zink in Form des Sulfids in die erste Laugungsstufe für
jedes Mol Säure eintritt, das in die zweite Laugungsstufe gelangt. Gleichzeitig wird die Menge des Rücklaufelektrolyten
(und daher auch die Menge der Säure), die in die zweite Laugungsstufe geführt wird, in der Weise
gesteuert, daß etwa ein Mol Säure für jedes Mol Zink eintritt, das aus den Sulfiden extrahiert und im Elektrolyten
gelöst werden muß, um dessen Konzentration an Zink auf einen vorbestimmten Wert zu erhöhen, der für
die elektrolytische Behandlung sich eignet. Die genaue Menge des in die zweite Laugungsstufe eingespeisten
Rücklaufelektrolyten hängt in einem gegebenen Falle von einer Reihe von Faktoren ab, zu denen die Menge
des im Rücklaufelektrolyten verbliebenen Zinks (gewöhnlich 40 bis 60 g/Liter), die Menge der Säure verbrauchenden
Bestandteile des Einsatzmaterials, wie Dlei, die Menge der während der Laugung entstandenen
Säure und die Gesamtwirtschaftlichkeit der Zinkextraktion gehören. In den meisten Fällen erweist es sich, daß
von etwa 0,9 bis etwa 1,2 Mol freie Säure für jedes zu extrahierende Mol Zink in die zweite Laugungsstufe
gegeben werden. Da der Rücklaufelektrolyt eine Menge an freier Säure enthält, die der in der Elektrolyscstufc 18
in metallischer Form gewonnenen Menge an Zink äquivalent ist, kann, wenn das Verfahren einmal kontinuierlich
in Gang gekommen ist, das gewünschte Säuregleichgewicht einfach in der Weise aufrechterhallen
werden, daß die erste und zweite Laugungsstufe unter Bedingungen gefahren werden, die nachfolgend erläutert
werden, bei denen genügend Säure erzeugt wird, um die mechanischen Verluste und den Verbrauch bei
ίο nichtreversiblen Reaktionen mit säurereaktiven Stoffen,
wie Blei und Calcium, auszugleichen.
Die Einstellung und Wechselbezugsnahme der Menge der in die erste Laugungsstufe gelangenden Sulfide
auf die Menge der in die zweite Laugungsstufe gegebenen freien Säure in der eben beschriebenen Art stellt
sicher, daß in der ersten Laugungsstufe ein Unterschuß an Säure unter jene Menge vorliegt, die erforderlich ist,
um das gesamte Zink und andere, säureaktive Bestandteile der Sulfide zu binden, und in der zweiten Laugungsstufe
ein Überschuß an Säure über die Menge besteht, die zur Umsetzung mit allen säureaktiven Bestandteilen
des Rückstandes der ersten Laugungsstufe notwendig ist. Die Folge davon ist, daß in der ersten
Stufe mit fortschreitender Reaktion der pH-Wert ansteigt, z. B. auf 2 bis 3 oder noch höher, und dieser Umstand
seinerseits eine schnelle Hydrolyse und Fällung des gelösten Eisens aus der Laugungs-Endlösung fördert,
die aus der ersten Laugungsstufe 10 abgegeben wird. Während in der ersten Laugungsstufe nur eine
verhältnismäßig kleine Menge Zink, z. B. etwa 25 Gew.-%, aus den Sulfiden extrahiert wird, erreicht der
Gesamtgehalt an Zink in der Endlösung den gewünschten Wert, weil die aus der zweiten in die erste Laugungsstufe
eintretende Lösung an gelöstem Zink reich ist.
Beispielsweise enthält in einem typtischen Fall die aus der zweiten Laugungsstufe zurückgeführte Lösung
130 g/Liter Zink, 10 g/Liter Eisen und 30 g/Liter H2SO4
und die Produkt-Laugungslösung aus der ersten Stufe 160 g/Liter Zink, weniger als 1 g/Liter Eisen und weniger
als 2 g/Liter H2SO4- Weil in der zweiten Laugungsstufe
ein Überschuß an Säure über die Menge besteht, die zur Bindung mit den säureaktiven Bestandteilen des
Rückstandes benötigt wird, der aus der ersten in die zweite Stufe gegeben wird, herrschen hier stark saure
Bedingungen vor, die eine schnelle und praktisch vollständige Extraktion des Zinks, d. h. 97 Gew.-% oder
mehr, aus dem Rückstand ermöglichen.
Die erste und zweite Laugung werden in mit Rühranlagen ausgerüsteten Druckbehältern, wie Autoklaven,
bei einer Temperatur oberhalb des Schmelzpunktes von Schwefel, d. h. oberhalb etwa 135°C, aber unterhalb etwa
175° C durchgeführt Bei Temperaturen unter etwa
135°C sind die Reaktionsgeschwindigkeiten verhältnismäßig gering und beeinträchtigen dadurch die Wirtschaftlichkeit
des Verfahrens. Während der Oxidation wird etwas elementarer Zink in Schwefelsäure umgebildet.
Vorzugsweise beträgt die Betriebstemperatur etwa 140 bis etwa 160°C. Wie aber bereits bemerkt, ist eine
Erzeugung von etwas Säure in den meisten Fällen zum Ausgleich der mechanischen Verluste und zum Ersatz
der bei nichtreversiblen Seitenreaktionen mit verdünnenden Metallen, wie Blei, und Gangmaterialicn, wie
Calcium und Magnesium, verbrauchten Zusatzsäurc, erwünscht. Bei Temperaturen oberhalb etwa 175°C wandelt
sich elementarer Schwefel verhältnismäßig schnell in Schwefelsäure um und daher kann mehr Schwefelsäure
als für die Aufrechterhaltung des Säuregleichgewichts erwünscht entstehen. Die Laugungsreaktionen
sind exotherm und erzeugen genügend Wärme, um den
Brei im bevorzugten Temperaturbereich zu halten, ohne daß Wärmezufuhr aus anderen Quellen nötig wäre,
wenn einmal die Reaktion eingesetzt hat.
Der Gesamtdruck, unter welchem die Reaktionen in der ersten und zweiten Laugungsstufe durchgeführt
werden, ist der bei der Oxidationstemperatur sich von selbst einstellende Druck plus dem Überdruck des oxidierenden
Gases. Vorzugsweise ist das oxidierende Gas Sauerstoff, aber auch Luft oder mit Sauerstoff angereicherte
Luft kann eingesetzt werden. Die Reaktion geht zufriedenstellend bei einem Sauerstoffüberdruck oberhalb
etwa 20 kPa vor sich. Mit ansteigendem Sauerstoffüberdruck läßt sich aber eine Verbesserung der Reaktionsgeschwindigkeit
erreichen. Daher wird mit Vorzug ein Sauerstoffüberdruck oberhalb etwa 100 und insbesondere
oberhalb etwa 150 bis 400 kPa angewandt. Die obere Grenze für den Sauerstoffdruck bildet der Druck,
der von der Apparatur zugelassen wird. Da im allgemeinen der Wunsch besteht, aus wirtschaftlichen Gründen
den Einsatz kostspieliger Hochdruckapparaturen zu vermeiden, liegt gewöhnlich die obere Grenze bei etwa
1000 kPa Sauerstoff- oder Luft-Überdruck.
Zu dem Laugungsbrei in der ersten und/oder zweiten Laugungsstufe wird vorteilhaft eine kleinere Menge einer
oberflächenaktiven Verbindung zugegeben. Wie im einzelnen in der amerikanischen Patentschrift Nr.
38 67 268 beschrieben, dienen Verbindungen wie Natrium- und Calciumlignosulfate, Tanninverbindungen und
Alkyiarylsulfonate zur Verbesserung der Extraktion von Zink während der Druck-Säure-Oxidation bei über
den Schmelzpunkt des Schwefels erhöhten Temperaturen. Für die Zwecke des Verfahrens ist ein bevorzugtes
Additiv der Quebracho-Extrakt, der in der zweiten Laugungsstufe mit einer Menge von mindestens etwa 0,1 g/
Liter und vorzugsweise etwa 0,25 g/Liter zugesetzt wird.
Die Laugungsreaktion in der ersten Stufe wird fortgesetzt, bis praktisch die gesamte, verfügbare Säure in der
Laugcnlösung der ersten Stufe von den Sulfiden verbraucht ist, der pH-Wert der Laugungs-Endlösung etwa
1,5 oder mehr, vorzugsweise 2 bis 3, beträgt und der Eisengehalt bei weniger als 2, vornehmlich bei weniger
als 0,5 g/Liter, liegt. Die zur Erreichung dieser Werte in der Praxis benötigte Laugungszeit variiert für jeden
KaII, da sie von der spezifischen Natur der behandelten Sulfide und von den Betriebs- und Ausrüstungseinzelheiten
abhängig ist. Im allgemeinen aber wird in der ersten Laugungsstufe eine Endlösung mit weniger als
1,0 g/Liter Schwefelsäure und weniger als 2,0 g/Liter Eisen in 40 bis 60 Minuten erhalten.
In der zweiten Laugungsstufe wird die Laugung weitergeführt,
um eine praktisch vollständige Extraktion des Zinks aus dem Rückstand der ersten Laugungsstufe
zu erzielen. Es hat sich gezeigt, daß 40 bis 120 Minuten
ausreichen, um 98% Zink und mehr zu extrahieren.
1st die Laugung in der zweiten Stufe beendet, wird der zum Schluß anfallende Brei aus dem Laugungsbehälter
in einen Flash-Tank zur Flash-Destillation unter Atmosphärendruck abgezogen. Die Laugungslösung in dem
aus der zweiten Laugungsstufe abgenommenen Brei enthält gewöhnlich etwa 100 bis 140 g/Liter Zink, 5 bis
25 g/Liter Eisen und 10 bis 50 g/Liter Schwefelsäure. Sie wird aus dem ungelösten Rückstand in einem üblichen
Flüssig-Fest-Separator 26 abgetrennt und zur Gänze in die erste Laugungsstufe 10 gebracht. Der Rückstand der
zweiten Laugungsstufe enthält den gesamten elementaren Schwefel, der in den beiden Laugungsstufen entstand,
und eine kleine Menge nichtausgcluugtcr Sulfide. Eisenoxidhydrate, unlösliches Gangmaterial und Edelmetalle,
die gegebenenfalls im Ausgangsmaterial vorhanden waren. Dieser Rückstand kann verworfen, für
spätere Behandlung auf Lager gelegt oder unmitelbar zur Gewinnung von elementaren Schwefel und anderer,
wirtschaftlich verwertbarer Stoffe, wie Blei, behandelt werden. Ein wichtiges Merkmal des Verfahrens besteht
zusätzlich darin, daß praktisch alle Edelmetalle aus dem Ausgangsmaterial sich in dem End-Rückstand in hochkonzentrierter
Form wiederfinden. Das Verfahren stellt somit ein einfaches, aber wirksames Mittel zur Gewinnung
von Edelmetallen aus edelmetallhaltigen Zinksulfid-Konzentraten
als wertvolles Nebenprodukt dar.
Die Laugungs-Endlösung aus der Laugungsstufe 10 wird nach der Abtrennung vom ungelösten Rückstand
in der Flüssig-Fest-Trennungsstufe 20 zur Stufe 54 gegeben,
wo das Eisen entfernt wird. Vorzugsweise wird die Entfernung von Eisen im Kontakt der Lösung mit
Zinkoxid oder Zinkschlacke und Luft vorgenommen. Andere, säureneutralisierende Reagentien, wie Zink-Rösterz,
Kalk oder Kalkstein, können zugegeben werden, wenn die Umstände es erfordern. Hier sei jedoch
bemerkt, daß im Vergleich zu älteren Verfahren in der Enteisenungsstufe nur sehr geringe Mengen des neutralisierenden
Mittels benötigt werden, da die Gehalte an Eisen und freier Säure in der Laugungs-Endlösung der
ersten Laugungsstufe schon niedrig sind.
Anschließend an die Enteisung geht die Lösung zur Reinigungsstufe 16, und nach der Abtrennung der Verunreinigungen in der Flüssig-Fest-Trennungsstufe 24 zur Zink-Elektrolyse 24. Beide Stufen werden nach bekannten, konventionellen Methoden betrieben; diese bilden als solche keinen Teil der Erfindung.
Anschließend an die Enteisung geht die Lösung zur Reinigungsstufe 16, und nach der Abtrennung der Verunreinigungen in der Flüssig-Fest-Trennungsstufe 24 zur Zink-Elektrolyse 24. Beide Stufen werden nach bekannten, konventionellen Methoden betrieben; diese bilden als solche keinen Teil der Erfindung.
Der Rücklaufelektrolyt aus der Elektrolysestufe 18, der restliches Zink, z. B. 40 bis 60 g/Liter, und regenerierte
Schwefelsäure, in äquivalenter Menge zu jedem Mol erzeugten, metallischen Zinks, enthält, wird in die
zweite Laugungsstufe 12 eingezogen, wo sich das erfindungsgemäße Kreislauf-Verfahren schließt.
Das Verfahren gemäß der Erfindung wird durch das folgende Beispiel erörtert und erläutert.
Es wurde unter Verwendung eines /iink-Konzentrates
mit 45,8% Zn, 0,7% Cu, 14,1% Fe, 0,1% Cd, 0,2% Pd, 33,9% Gesamtschwefel, 0,1% Mn, 0,3% Mg, 0,2% As,
0,2% Ca, 0,16% Al, 1,2% SiO2 und 1,8% Unlösliches ein
Versuch durchgeführt. Eine Probe dieses Konzentrats von 1000 g wurde in 300 cm3 Wasser aufgeschlämmt
und 100 Minuten in einer Keramik-Kugelmühle zu 95%— auf eine Tylersieb-Feinheit von 0.044 mm lichte
Maschenweite gemahlen. Die Analyse des gemahlenen und nichtgemahlenen Materials zeigt Tabelle 1.
Tylersieb, lichte | Konzentrat | gemahlen |
5Q Maschenweite mm | nicht | % Rückstand |
gemahlen | ||
% Rückstand | 0,0 | |
0,149 | 9.0 | 0,0 |
65 0,105 | 18,1 | 0,2 |
0,074 | 27,1 | 3,1 |
0,044 | 50,2 | |
Eine Probe des getrockneten und gemahlenen Konzentrats von 1070 g wurde danach mit 4,9 Liter einer
Säurelösung angemaischt, die aus einer Laugung in der zweiten Stufe stammte, die in der unten beschriebenen
Art vorgenommen wurde. Diese Lösung enthielt 121 g/ Liter Zn, 17,2 g/Liter H2SO4 und 9,3 g/Liter Fe. Der angefallene
Brei enthielt in den Feststoffen 4,49 Mol Zink für jedes Moi verfügbarer Säure (»Verfügbare Säure ist
freie H2SO4 + H2SO4, die bei der Fällung des gesamten
Ferro- und Ferri-Eisens in der Lösung als Fe(CHa) aus
der Lösung gefällt wird.) in der Lösung und wurde in einen mit Blei ausgekleideten Autoklaven von 10 Litern
Inhalt gegeben, der mit einem Rührer aus Titan und noch anderen Ausrüstungsteilen im Inneren versehen
war. Der Brei wurde unter gelindem Rühren (600 U/ Min.) bei einem Sauerstoffpartialdruck von 206 kPa auf
139°C erhitzt, bei dieser Temperatur wurde er dann 30
Minuten gehalten. Der Laugungs-Endbrei aus dieser Laugung der ersten Stufe wurde aus dem Autoklaven
abgezogen; die Lösung wurd vom ungelösten Rückstand abfiltriert. Der getrocknete, ungelöste Rückstand
wog 984 g und enthielt 36,6% Zn, 15,9% Fe und 36,4% S.
Die Lösung besaß einen pH-Wert von 2 und wurde mit 150 g/Liter Zn, 0,47 g/Liter H2SO4 und 0,96 g/Liter Fe
unter Zusatz von 4 g/Liter Kalkstein einer Reinigung unterworfen, wobei der pH-Wert auf 5,5 anstieg. Die
Lösung wurde 1,4 Stunden bei 82°C gehalten und mit Sauerstoff gespült. Danach wurde die Temperatur der
eisenfreien Lösung auf 850C gesteigert und der pH-Wert auf 4 eingestellt. Hierzu wurden Zinkstaub, Kupfersulfat
und Arsenoxid gegeben, wie in der Tabelle 2 angezeigt:
Reinigung der ersten Stufe
Zeit- | Tempe | Zinkstaub | CuSO4 · 5 H2O |
Min. | ratur | (fein) | g/i |
0C | (g/i) | ||
0 | 85 | 1,85 | 0,30 |
30 | 81 | 1,54 | — |
60 | 77 | 0,92 | — |
90 | 73 | 0,62 | — |
120 | 70 | 0,31 |
rekte Stromquelle wurde ein Gleichrichter aus Metall verwendet. Bei Anwendung von 0,043 Amp./cnr über
24 Stunden wurden sich leicht abschälende Zinkabscheidungen
mit den folgenden Verunreinigungen erhalten:
0,0005% Cu, 0,0007% Pb, 0,0002% Cd und 0,0002% Kc.
Der erschöpfte Elektrolyt enthielt 50 g/Liter Zn und 150 g/Liter H2SO4.
Es wurde noch künstlich ein Rücklaufelektrolyt mit dem gleichen Gehalt an freier Säure und Zink wie der
erschöpfte Elektrolyt aus der Zink-Elektrolyse, wie eben beschrieben, hergestellt. Mit 4,85 Litern dieser Lösung
wurden 974 g des Rückstandes aus der oben beschriebenen ersten Laugungsstufe angerührt, was
1,36 Mol freie Säure je Mol Zink im Rückstand ergab.
Der Mischung wurden 0,5 g/Liter Quebracho zugeset/.t
und eine Laugung der zweiten Stufe wurde in der gleichen Weise, wie oben für die Laugung der ersten Stufe
beschrieben, über 30 Minuten durchgeführt. Der Laugungs-Endbrei wurde abgezogen und die Lösung vom
ungelösten Rückstand abgetrennt; der Rückstand wog 532 g und enthielt 1,03% Zn, 21,8% Fe, 159,8% Gesamt-
und 42% Elementarschwefel. Aus dieser Analyse ergibt sich eine Extraktion an Zink von 98,8%, und 61,5% des
Sulfid-Schwefels wurden in seine elementare Form umgewandelt. Die Lösung, die aus dem Rückstand der
zweiten Laugungsstufe abgenommen wurde, hatte die gleiche Zusammensetzung wie jene, die bei der vorher
beschriebenen Laugung der ersten Stufe verwendet wurde.
Zeit | Tempe | Zinkstaub | CuSO4 · 5 HO | As2O | 40 | 0,16 |
Min. | ratur | (grob) | g/i | g/i | ||
°C | (g/l) | 0,04 | ||||
— | ||||||
0 | 85 | 2,19 | 0,17 | 0,04 45 | ||
30 | 88 | 1.56 | ||||
60 | 92 | 1,25 | 0,07 | |||
90 | 95 | 0,62 | — | |||
120 | 95 | 0,31 | 0,06 | |||
150 | 95 | 0,31 |
Die Lösung wurde filtriert, ihre Temperatur auf 8O0C
gesenkt. Der pH-Wert wurde auf 4 eingestellt, und Zinkstaub und Kupfersulfat wurden zugesetzt, wie in Tabelle
3 angegeben.
Hierzu 1 Blatt Zeichnungen
50
Die nach der Reinigung erhaltene Lösung wurde filtriert;
das Filtrat wurde elektrometallurgisch behandelt, wobei eine 3-Liter plattierte Testzelle mit zwei Pb-Ag-Anoden
und einer Al-Kathode eingesetzt wurde; als di-
Claims (1)
1. Verfahren zur Gewinnung von Zink, aus zink-
und eisenhaltigen Mineralsulfiden, bei welchem die Sulfide in feiner Verteilung mit einer wäßrigen
Schwefelsäurelösung unter oxidierenden Bedingungen bei Sauerstoffüberdruck und Temperaturen
oberhalb des Schmelzpunktes von Schwefel zur Umwandlung von Suifidschwefel in eine elementare
Form und Bildung einer zinksulfathaltigen Laugungs-Endlösung
gelaugt werden, die nach Reinigung der Elektrolyse zur Gewinnung von Kathoden-Zink
und zur Bildung eines Rücklaufelektrolyten unterworfen wird, der restliches Zink und Schwefelsäure
enthält, zur schnellen und weitgehenden Extraktion von Zink aus den Sulfiden und der Bildung einer
Laugungs-Endlösung mit geringem Gehalt an gelöstem Eisen und freier Säure, dadurch gekennzeichnet,
daß
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE3306506A1 (de) * | 1982-02-24 | 1983-09-08 | Sherritt Gordon Mines Ltd., Toronto, Ontario | Verfahren zur zinkgewinnung aus zinkhaltigem sulfidischen material |
Families Citing this family (32)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
US4330379A (en) * | 1979-01-24 | 1982-05-18 | National Institute For Metallurgy | Leaching of zinc containing sulphide minerals |
CA1155418A (en) * | 1980-02-19 | 1983-10-18 | Richard T. Chow | Electrowinning of zinc |
CA1166022A (en) * | 1981-05-22 | 1984-04-24 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material |
CA1176853A (en) * | 1981-08-05 | 1984-10-30 | Gerald L. Bolton | Process for recovering zinc from zinc ferrite material |
US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
CA1195846A (en) * | 1982-06-03 | 1985-10-29 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
CA1216157A (en) * | 1982-09-29 | 1987-01-06 | Donald R. Weir | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore |
LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
US4578163A (en) * | 1984-12-03 | 1986-03-25 | Homestake Mining Company | Gold recovery process |
DE3634359A1 (de) * | 1986-10-09 | 1988-04-21 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur aufarbeitung von rueckstaenden aus der hydrometallurgischen zink-gewinnung |
AU596716B2 (en) * | 1986-12-18 | 1990-05-10 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides |
US4979987A (en) * | 1988-07-19 | 1990-12-25 | First Miss Gold, Inc. | Precious metals recovery from refractory carbonate ores |
AP538A (en) * | 1992-06-26 | 1996-09-18 | Intec Pty Ltd | Production of metal from minerals |
GB9309144D0 (en) * | 1993-05-04 | 1993-06-16 | Sherritt Gordon Ltd | Recovery of metals from sulphidic material |
BE1007906A3 (nl) * | 1993-12-23 | 1995-11-14 | Union Miniere Sa | Werkwijze voor het logen van zwavelhoudend zinkconcentraat en zinkferriet. |
ES2103134T3 (es) * | 1993-08-27 | 1997-08-16 | Union Miniere Sa | Procedimiento para extraccion de zinc de concentrados sulfurados. |
BE1007417A3 (fr) * | 1993-08-27 | 1995-06-13 | Union Miniere Sa | Procede de lixiviation de concentre sulfure de zinc et de ferrite de zinc. |
GB9422476D0 (en) * | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
GB9503877D0 (en) * | 1995-02-27 | 1995-04-19 | Sherritt Inc | Recovery of copper from sulphidic concentrates |
AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
AUPN476695A0 (en) * | 1995-08-14 | 1995-09-07 | Dominion Mining Limited | Method of processing a copper mineral species |
US6471849B1 (en) | 2000-09-11 | 2002-10-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Process for the recovery of zinc from a zinc sulphide ore or concentrate |
FI110268B (fi) * | 2001-03-09 | 2002-12-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä kalsiumin poistamiseksi sinkkiprosessin sulfaattiliuoksista |
US7604783B2 (en) * | 2004-12-22 | 2009-10-20 | Placer Dome Technical Services Limited | Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates |
US8061888B2 (en) * | 2006-03-17 | 2011-11-22 | Barrick Gold Corporation | Autoclave with underflow dividers |
US8252254B2 (en) * | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
CN102824942A (zh) * | 2012-09-07 | 2012-12-19 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种球磨机钢球级配方法及其应用 |
CN103613116B (zh) * | 2013-12-09 | 2014-11-05 | 衡阳师范学院 | 一种同时综合回收利用钢铁厂锌灰和高砷氧化锌的方法 |
CN103952547A (zh) * | 2014-05-22 | 2014-07-30 | 北京矿冶研究总院 | 一种锌加压浸出一段渣的处理方法 |
CN113846214B (zh) * | 2021-09-16 | 2023-03-31 | 昆明理工大学 | 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2996440A (en) * | 1959-03-12 | 1961-08-15 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method for the production of zinc |
US3143486A (en) * | 1960-12-05 | 1964-08-04 | Electrolyt Zinc Australasia | Recovery of zinc from zinc plant residue |
US3434798A (en) * | 1964-10-02 | 1969-03-25 | Asturienne Mines Comp Royale | Process for recovering zinc from ferrites |
NL136386C (de) * | 1965-09-11 | 1900-01-01 | ||
FR1492518A (fr) * | 1965-09-11 | 1967-08-18 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Procédé hydrométallurgique pour récupérer le zine et le soufre contenus dans des sulfures minéraux |
CA971368A (en) * | 1972-11-20 | 1975-07-22 | Paul Kawulka | Recovery of zinc from zinc sulphides by direct pressure leaching |
-
1975
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-
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- 1976-10-22 SE SE7611751A patent/SE422813B/xx unknown
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE3306506A1 (de) * | 1982-02-24 | 1983-09-08 | Sherritt Gordon Mines Ltd., Toronto, Ontario | Verfahren zur zinkgewinnung aus zinkhaltigem sulfidischen material |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
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US4004991A (en) | 1977-01-25 |
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CA1049953A (en) | 1979-03-06 |
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AU1889076A (en) | 1978-04-27 |
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