BE556368A - - Google Patents

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BE556368A
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    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • 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
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Description


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   A l'heure actuelle, le minerai ordinairement utilisé pour l'extraction de zinc est le sulfure (blende ou spharelite) qui est soumis à des traitements pyromé- tallurgiques ou   hydrométallurgiques.   A plus petite   éche-   le, le carbonate de zinc (smithsonite ou calamine) et l'oxyde de zinc (zincite) sont également utilisés. On se rappellera que le terme général de calamine (nom minéra- logique du silicate-de zinc) groupe couramment plusieurs minerais de carbonate de zinc contenant diverses propor- tions de silicate de zinc. 



   L'hydrométallurgie du zinc en partant de mine- rais de zinc présente de sérieuses difficultés, lorsque les minerais comportent certains silicates solubles ten- dant à produire, lors du lavage acide, des solutions con- tenant 2 à 3% de silice soluble approximativement. Ceci est dû à la formation d'acide silicique pendant le lavage à l'acide sulfurique. L'acide silicique doit être élimina avant que la solution contenant du sulfate de zinc soit traitée en vue.d'éliminer les impuretés qui réduisent con- sidérablement l'efficience du courant électrique pendant l'électrolyse subséquente. L'élimination de la silice ne peut se faire que par neutralisation de la solution, un gel de silice difficile à filtrer étant alors formé. 



   Pour le traitement de tels minerais, plusieurs techniques sont utilisées afin d'éviter la difficulté qui vient   d'être   mentionnée. Unsde ces techniques est celle du lavage renversé, dans laquelle la charge de solu- tion électrolysée contenant de l'acide sulfurique libre est graduellement versée sur la pulpe de minerai, la va- leur de pH étant soigneusement contrôlée en vue d'éviter la dissolution des silicates solubles, la contrepartie 

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 de zinc n'étant pas extraite de cette façon.

   Une autre technique consiste à précipiter en même temps la silice et l'hydroxyde ferrique en partant de l'ion ferrique tire du minerai lui-même ou ajouté sous forme de sulfate   ferri   que obtenu par traitement de morceaux de fer à l'aide d'une partie de la solution électrolysée suivi de   l'oxyda   tion du fer bivalent à l'aide de bioxyde de manganèse. 



  Une autre technique encore consiste, lorsqu'on utilise de la blende, spécialement de la blende contenant une gangue quartzeuse, à contrôler convenablement le grillage en vue d'éviter la formation de silicate soluble. Ceci exige un contrôle très précis de la température de gril- lage. 



   Toutefois, lorsque le minerai de zinc contient une proportion relativement élevée ou même une proportion prédominante de silicates solubles, aucune de ces techni- ques ne peut être adoptée, parce que les solutions   résul- ,   tantes présenteraient une concentration trop élevée en acide silicique. Dans ces circonstances, la seule techni- que consiste à enrichir le minerai par flottation, de facon à éliminer le constituant silicaté lui-même. Cette méthode est utilisée par un gros producteur de zinc, la Rhodesia-Broken Hill Development Co, qui produit environ 70 tonnes par jour. Le silicate de zinc ainsi séparé n'a pas jusqu'à présent été utilisé parce qu'on ne disposait pas d'une méthode de lavage pratique.

   Les demandeurs dé- sirent insister sur ce point et, à cette fin, extraire   un   phrase de l'ouvrage   "Hydrometallurgy   of Base Metals" par George D. Van Arsdale (page 17, McGraw-Hill Book Company, Inc., 1re édition, 1953) : "Les minerais de carbonate et silicate doivent à présent être traités avec un succès complet et une méthode de lavage s'avérera sans doute un jour appropriée pour les traiter". 

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    La présente invention Convient particulièrement pour traiter des'minerais contenant des silicates soluble,   à haute concentration à l'aide d'une méthode de lavage ou d'attaque extrêmement simple.   L'invention.s'applique   avec autant de succès avec des minerais contenant des   silicate   solubles à faible concentration, tels que ceux utilisés à présent dans l'hydrométallùrgie du zinc, pendant le stade de coagulation de la silice. 



   L'avantage principal de la présente invention réside dans le fait 'qu'elle   prmt   de traiter, par hydro- métallurgie, des minerais de zinc contenant des silicates solubles, que l'on trouve très abondamment dans la nature et qui présentent des teneurs relativement élevées en zinc (40 % et même davantage). Un autre avantage de la présente invention réside dans le fait qu'elle permet le lavage direct de ces minerais par une méthode simple et économique. D'autres avantages ressortiront de la des- cription suivante du   procédé.'.   



   L'emploi de minerais de zinc contenant des sili- cates solubles a toujours offert des possibilités ten- tantes pour l'hydrométallurgie,   en   raison de leur abon- dance relative dans la nature, de leurs teneurs élevées en zinc et du fait qu'ils sont aisément attaqués par des solutions d'acide sulfurique aux concentrations usuelle- ment adoptées dans les procédés   hydrométallurgiques,   par exemple d'environ 100 à 300 gr de H2SO4 par litre. 



   Divers agents coagulants ont été utilisés pour tenter de coaguler la silice sous une forme filtrable. 



  Parmi ces agents coagulants, l'hydroxyde ferrique a joui de la plus grande attention. cependant deux grands obstacles se sont toujours présentés, quelles que soient les proportions de fer ou les méthodes de traitement utilisées, ces deux obstacles 

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 étant une filtration trop lente et-une trop grande quanti- -té de précipité, provoquant la rétention de quantités substantielles de sulfate de zinc pendant le conditionne- ment de solutions contenant des concentrations de 20 gr par litre ou davantage de silice soluble. 



   Au cours de leurs recherches passées dans ce do maine, les demandeurs ont aussi obtenu des résultats très peu encourageants. Cependant, au cours de leur travaux      de recherche, les demandeurs ont constaté que, par addi- tion de proportions relativement faibles de sulfate   d'alun   minium (environ   40   à 90   %   par rapport à la silice soluble) des filtrations extraoridnairement   rapides sont obtenue,   tandis que les quantités de précipités étaient très sa- tisfaisantes.

   Les demandeurs ont également constaté qu'au delà d'une certaine proportion de sulfate d'aluminium, il se produit peu ou pas de réduction de la quantité de précipité ; au contraire, il se produit une augmentation graduelle de la quantité de précipité ou de gâteau de filtration, à mesure que la proportion de sulfate d'alu- minium croît; en même temps, des vitesses de filtration optima ont été observées. Le perfectionnement résultant de l'emploi de sulfate d'aluminium comme agent coagulant sera mieux compris si l'on veut bien se souvenir que la Rhodesia-Broken Hill Development Co doit concentrer ses minerais en vue d'éliminer la majeure partie des silica-. tes solubles et, même dans ce cas, des difficultés sont éprouvées lors du stade d'élimination de la silice qui passe inévitablement en solution.

   Dans les installations de cette société, la granulation de la silice, après le lavage ou lessivage du minerai, se fait à l'aide d'hydro- xyde ferrique par neutralisation de la solution et   chauf-   fage à environ 60  C. Le conditionnement de la silice est considéré comme satisfaisant , lorsque 250 cc de la 

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 suspension peuvent être filtrés en 8 minutes sur un en- tonnoir Buchner d'un diamètre de 10 cm. Les demandeurs ne possèdent pas d'information au sujet du vide et du genre de papier-filtre utilisés dans l'essai. 



   Les demandeurs ont traité par leur procédé un minerai contenant 25 % de silice, dont environ 95 % étaient solubles dans de l'acide sulfurique à 5 %. Envi- ron   40   à 60 % de sulfate d'aluminium contenant 17,5   %   de Al2O3 par rapport à la silice présente dans le minerai ont été ajoutés. Lé lavage et le conditionnement ont pris. au total 30 minutes à 95 - 100  C. Des filtrations de 300 cc de suspension n'ont pris que 2 minutes environ.' Un entonnoir Buchner du même diamètre a été utilisé avec un papier filtré à ruban bleu S & S et une pression rédui- te de 25 cc de mercure. Le temps a été compté jusqu'à apparition de fissures dans le gâteau de filtration. 



   Dans les conditions mentionnées plus haut, c'est-à-dire en employant une solution d'acide sulfurique à 5   ,;; en   pratiquant le lavage et le conditionnement pen- dant 30 minutes, en opérant à 95 - 100  C et en utilisant un minerai à 46% de Zn et 24.7% de SiO2,broyé de façon à passer à travers un tamis à 200 mailles, on a obtenu des gâteaux de filtration d'un poids cinq fois plus élevé que la quantité de minerai utilisé. La proportion de zinc récupérée du minerai employé était dtenviron 90 %, après lavage du gâteau avec 50 % d'eau par rapport au poids de minerai. Dans ces conditions, le pourcentage de silice soluble dans la solution filtrée était plus ou moins constant, ,soit d'environ 0,5 gr par litre.

   En opérant le conditionnement du précipité pendant des durées plus lon- gues (1 à 2 heures), la proportion de silice soluble est tombée à 0,4 et 0,35 gr par litre respectivement. été 
Il a   également/constaté   que la vitesse de fil- 

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 tration et le volume du précipité étaient influencés par la quantité do fer en solution pendant le traitement de lavage. Plus la concentration en fer de la solution avant coagulation est grande, plus la quantité de sulfate d'alu- minium à ajouter pour maintenir la vitesse de filtration constante est grande. 



   Il a encore été constaté que pendant le lavage acide la température doit être la plus élevée possible, afin de permettre une neutralisation rapide de l'acide ainsi qu'un délai plus court entre l'addition de toute la charge de minerai d'une part, et l'obtention de la coagulation de la silice et d'un pH d'environ 4,0 d'autre part. Si des températures moins élevées sont utilisées, il faut plus de temps pour atteindre un pH d'environ 4,0 et en conséquence pour que la coagulation de la silice commence. Les demandeurs ont également constaté que le pH de la coagulation agit en fonction de la concentration ,   en sulfate d'aluminium de la solution ; pourn'importe   quelle concentration en sulfate d'aluminium, il est tou- jours nécessaire d'atteindre un pH donné pour la coagula- tion, soit environ 3,5 - 4,0.

   A des températures moins élevées, il est difficile d'atteindre rapidement le pH requis ; toutefois, la coagulation peut être obtenue par neutralisation avec de la pierre calcaire. 



   Une particularité intéressante observée par les demandeurs réside dans le fait que le radical SO4 lui- même, que l'on trouve dans le sulfate d'aluminium, peut   être utilisé pour attaquer le silicate de zinc ; a   été observé en déterminant la quantité de zinc récupéré par rapport à la quantité d'acide sulfurique utilisée. 



   Les quelques exemples suivants illustreront les particularités du procédé suivant l'invention. 

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   EXEMPLE I Composition du   opinerai :   ZnO; 58,4 %; SiO2   = 24,7   %;   A1203   = 2,18 %;Fe2O3 = 1,90 %. 



   Les essais effectués ont montré qu'environ 30 % de l'oxyde d'aluminium, environ 20 % d'oxyde ferrique et environ 95% de la silice contenus dans le minerai ont été dissous pendant le lavage. Ces pourcentages ont été dé- terminés par analyse d'une partie aliquote prélevée avant la coagulation de la silice. 



  Traitement : acide sulfurique à 5 % contenant les quanti- tés de sulfate d'aluminium (17,5 %   A1203)   montrées dans    le tableau ci-dessous ; minerai a été traité à 95 - 100    Q; cette température a été maintenue pendant 30 minutes après coagulation. 



  Filtration : filtration de 300 cc de la suspension sur un entonnoir Buchner d'environ 10 cm de diamètre avec du pa- pier-filtre à ruban bleu S & S ; réduction de pression   de 25 cc de mercure ; compté jusqu'à fissuration   du gâteau de filtration. ' 
On a essayé de filtrer une suspension neutrali- sée à laquelle -n'avait pas été ajouté de sulfate d'alumi- nium ; le temps de filtration à dépassé 4 heures. En ajou- tant diverses quantités de cation ferrique comme agent coagulant, les durées de filtration ont été quelque peu plus courantes (de 1 1/2 à 3 heures). 

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Les chiffres donnés ci-dessus indiquent qu'il y a une quantité optimum de sulfate d'aluminium à utiliser par rapport à la silice du minerai, pour obtenir des temps de filtration plus courts et des poids de gâteau de filtration plus légers; pour le minerai susmentionné, cette quantité était de   40   à 60   %   par rapport à la silice du minerai. 



   EXEMPLE II Composition du minerai : ZnO = 49,2 %; SiO2 23,3 %; 
Al2O3 = 3,8 %; Fe2O3- 8,7%. 



   Les essais effectués ont révélé qu'approximati- vement les mêmes quantités d'alumine, d'oxyde ferrique et de silice que dans l'exemple I ont passé en solution. 



   Le traitement et la filtration ont été identi- ques à ceux de.l'exemple I. 

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Le tableau précédent montre que de petites ad-   , dit ions   de sulfate d'aluminium ne produisent pas des ré- sultats satisfaisants.

   Cependant, lorsque la proportion de sulfate d'aluminium augmente, l'action du fer dans la solution diminue, spécialement en ce qui concerne le poids du gâteau. 



   Le lavage discontinu de minerais de silicate soluble par le procédé décrit et illustré plus haut n'a pas encore été considéré comme étant entièrement satis- faisant à cause de la masse relativement grande de gà- teau.de filtration par rapport à la charge d'un minerai à base de silicate soluble fortement concentré. Dans ces conditions, il s'est également révélé pratiquement impos- sible d'utiliser des épaississeurs de boue du type Dorr, par .exemple, car la décantation serait virtuellement nulle (environ 5% à 15 %).

   Un autre obstacle résidait dans le 

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 fait que la suspension devient relativement épaisse au point dù la silice coagule; toutefois, des suspensions plus fluides peuvent être obtenues en utilisant une plus grande proportion de sulfate d'aluminium. 'Quoiqu'il en soit, la suspension coagulée devait être agitée à l'aide de dispositifs efficaces et assez puissants. D'un autre c8té, le procédé nécessitait l'emploi de solutions élec- trolysées contenant au maximum 50 gr approximativement d'acide sulfurique libre par litre, bien qu'une augmenta- tion de consistance de la suspension par suite de l'utili- sation de concentrations plus élevées d'acide sulfurique libre puisse produire des difficultés de traitement. 



   Ces obstacles ont tous été éliminés par un tout nouveau procédé de lavage ou d'attaque de minerai. Il a été constaté expérimentalement qu'une décantation quelque peu supérieure et un gâteau de filtration assez petit ont été obtenus en ajoutant de l'acide dilué à une suspension préalablement neutralisée, alors que la silice était déjà coagulée; la vitesse de filtration était relativement faible. 



   Après de nombreuses expériences, des résultats exceptionnellement favorables ont été obtenus par des additions alternées d'acide et de minerai. Ceci était parfaitement faisable en pratique, car le minerai fine- ment pulvérisé était rapidement attaqué par l'acide sul- ùrique plus dilué se trouvant dans le réservoir de lava- ge, par suite de la dilution causée par les charges d'a- cide neutralisé restant dans le réservoir. 



   En d'autres termes, les stades étaient les sui. vants : (1) introduction dans le réservoir de lavage d'une charge de solution électrolysée contenant de   l'aci-,   de sulfurique libre (10% H2SO4) et du sulfate   dtalumi-   nium; chauffage de la charge à environ 90    C;,(2)   neutra- 

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 lisation à l'aide d'une charge de minerai légèrement en   excès ; chauffage pendant 1/2 heure ; introduction d'une   nouvelle charge de solution électrolysée (même volume que dans 1); chauffage de la suspension pendant 1/2 heure; (4) neutralisation de l'acide sulfurique libre à l'aide d'une nouvelle charge de minerai; chauffage, etc...,etc... 



   Après l'addition d'un certain nombre de charges d'acide (toujours avec du sulfate d'aluminium) et de char- ges de minerai, chaque nouvelle addition de solution d'a- cide a été précédée de l'évacuation d'une fraction corres- pondante de la suspension neutralisée, qui a alors été filtrée. Le réservoir de lavage a par conséquent été maintenu à un niveau constant. 



   Diverses particularités intéressantes ont été observées, à savoir : (1) étant donné qu'il y avait une ou plusieurs charges d'acide neutralisé dans le réac- teur, il ne se produisait plus de coagulation presque instantanée comme celle que l'on observait avec le procé- dé discontinu décrit plus haut; (2) la suspension est gra- duellement devenue plus fluide à mesure que le nombre de   charges dans'le réservoir a augmenté ; la quatrième   charge, la fluidité a peu changé ; (3) la décantation s'est opérée de plus en plus vite à mesure que le nombre de charges dans le réservoir a augmenté;

   (4) dès que le procédé était en marche, c'est-à-dire dès qu'une fraction de la suspension a été évacuée avant l'introduction de chaque nouvelle charge acide, la quantité de précipité et celle des solides décantés.ont graduellement augmenté de moins en moins, en tendant vers une limite qui était fonction à la fois de la température et du nombre de char-    ges dans le réservoir ; à mesure que le processus pro-   gressait de manière continue, des grains friables analo- 

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 gues à du sable et relativement denses commençaient à apparaître dans une mesure considérable. 



   Selon les résultats atteints, il semble que les grains de silice, coagulés pendantun traitement précé- dent, agissent comme noyaux pour de nouvelles granulations de silice en solution; à mesure que   le[processus   progresse, il apparaît un grand nombre de grains durs de silice beau- coup plus gros que les particules de minerai, qui se.dé- cantent rapidement. 



   Une autre particularité intéressante réside dans le fait que lors de chaque traitement acide d'une suspen- sion neutralisée, une partie de l'aluminium et du fer pré- cipité par un traitement précédent passe à nouveau en so- lution (environ 40% pour le fer et 60 % pour l'aluminium). 



  Lès lors, la quantité de sulfate d'aluminium à ajouter chaque fois en'vue de maintenir une certaine vitesse de filtration et la quantité de précipité peut être réduite dans une mesure correspondante. 



   Il est probable que les bons résultats ainsi ob- tenus sont dus à une coagulation graduelle plutôt qu'in- stantanée de la silice, telle qu'elle se produit pendant le traitement discontinu d'une seule charge. Bien que de meilleurs résultats soient obtenus lorsque le nombre de charges de traitement contenues dans le réservoir de la- vage augmente, il y a une limite à ce nombre et cette li- mite est la capacité du réservoir nécessaire pour mainte-   nir ou compense ce qui est évacué des charges ; autre   facteur est la dilution de   l'acide,   qui réduit son action    de neutralisation sur le minerai ; conséquence, la neu-   tralisation et la coagulation prennent plus de   temps.   



   Il a déjà été signalé que les suspensions éva- cuées du réservoir de lavage, lorsque le procédé est en   - --   se pleine marche,décantent aisément. On a essayé de renvoyer 

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 une partie de la boue décantée au réservoir de lavage,   tout en filtrant le restant ; quantités de boue ren-   vouées au réservoir et celles filtrées ont été réglées de façon à maintenir le   hiveau   de, boue constant dans le dé- canteur également. Ceci a donné lieu à une nouvelle ré- duction du volume du gâteau de filtre, lorsque le procé- dé était bien en train. 



   Comme on lta signalé, la   boue   du décanteur est      formée à la fois de grains grossiers, durs et sableux et de grains gélifiés. Les grains grossiers sont plus den- ses et se décantent plus rapidement, la silice récemment coagulée restant   à  a partie supérieure du bain. La par- tie supérieure de la boue décantée, c'est-à-dire celle contenant de la silice   fraîchement   précipitée non encore soumise à plusieurs traitements alternés d'acidification et de neutralisation, a été renvoyée dans le réservoir, dans d'autres essais, tandis que la boue plus dense ,et plus facile à filtrer a été filtrée. On a ainsi obtenu des gâteaux de filtration de plus petit volume pour un même minerai donné de base, lorsque le procédé était en pleine marche. 



   On donnera ci-après quelques modes d'exécution illustratifs du procédé suivant la présente invention. 



   EXEMPLE III 
Dans les exemples III, IV et V, on a utilisé le même minerai de composition identique à celui utilisé dans l'exemple I. 



   Dans le présent exemple, les conditions de trai-   . tement   ont été les suivantes : Introductions alternées de trois charges d'acide sulfurique à 10% contenant 
0,66 gr de sulfate d'aluminium à   17,5   % de Al2O3 par 100 cc, et de trois charges de minerai; chauffage à 95- 100  
C pendant 30 minutes après chaque addition d'acide ou de 

 <Desc/Clms Page number 15> 

 minerai ; évacuation d'un tiers du volume de la suspension maintenue dans le réservoir de lavage acide avant chaque nouvelle addition d'une charge acide, en commençant à partir de la troisième charge. 



   Les données relatives à la filtration ont été obtenues en filtrant 300 cc de la suspension neutralisée   évacuée du réservoir ; entonnoir Buchner d'un diamètre   dtenviron 10 cms avec un papier filtre S & S à ruban bleu et une pression réduite de 25 cc de Hgontété   utilisé;   le temps de filtration étant compté jusqu'à fissuration du gâteau de filtration. 
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  Filtration <SEP> Temps <SEP> de <SEP> filtra- <SEP> : <SEP> Poids <SEP> du <SEP> gâ-: <SEP> Poids <SEP> du
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 EXEMPLE IV 
Les conditions étaient exactement les mêmes que celles de l'exemple III, si ce n'est qu'on a utilisé de l'acide sulfurique à 10% contenant 1,33 gr de sulfate d'aluminium (17,5% Al2O3) par 100 cc. 

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EXEMPLE V 
Les conditions étaient exectement les mêmes que dans l'exemple III, si ce n'est qu'on a utilisé de l'aci-      de sulfurique à 10 % contenant 2,0 gr de sulfate d'alumi- nium (17,5% Al2O3) par 100 cc. 
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Lorsque le lavage acide et la coagulation sont terminés;

   la concentration résiduelle de silice soluble est d'environ 0,25 gr par litre, lorsque le procédé con- 

 <Desc/Clms Page number 17> 

 tinu décrit ci-avant est appliqué. Au besoin, spéciale- ment lorsque la purification est exécutée à l'aide de zinc en poudre et qu'ainsi une partie de la silice en solution précipite et rend le -résidu difficile à filtrer, la con- centration en silice peut être abaissée.. A cette fin, on utilise l'ion ferrique   ou   l'ion d'aluminium comme agent coagulant dans une opération séparée. Au besoin, il est possible de laisser en solution une partie du fer et de l'aluminium requis pour coaguler le restant de la silice à raison d'environ 0,1 gr par litre, qui constitue la con- centration habituelle permise par les procédés usuels. 



  A cette fin, le pH de la solution et spécialement le temps consacré au traitement de coagulation doivent être bien' réglés. 



   Après l'élimination de l'excès de silice en so- lution, on exécute les traitements de purification habi- tuels pour éliminer de la solution les impuretés, telles que cuivre, cadmium, nickel et cobalt, qui autrement ré- duiraient considérablement l'efficience du courant. 



   Dans l'hydrométallurgie du zinc, il est de pra- tique courante d'utiliser des solutions de lavage conte- nant approximativement 10 à 30% de H2SO4 Dans le pro- cédé suivant la présente invention, il est également pos- sible d'utiliser de telles concentrations, la seule condi- tion étant qu'il faut partir de concentrations plus fai- bles et les augmenter graduellement, lorsque la fluidité de la suspension dans le réservoir de lavage le permettra. 



   La présente invention est également applicable pour traiter des minerais ordinaires contenant des sili- cates solubles tels qu'il faille utilisercertaines techni- ques en vue d'empêcher leur dissolution ou de promouvoir la coagulation de la silice soluble résultante. Dans ces cas, il est à conseiller de permettre à de plus grandes 

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 quantités de silice de passer en solution, en sorte que le zinc originellement.contenu dans le minerai est 'mieux utilisé, pour favoriser la coagulation.

   Ceci se fait aisément en adaptant le mode de levage au   procède   suivant l'invention ou encore en exécutant le procédé habituel de coagulation de la silice à l'aide   d   fer ou d'alumi- nium, puis en ramenant une partie de la boue décantée au réservoir de lavage, tout en filtrant exclusivement la partie qui contient de la silice analogue à du sable plei- nement granulée. 



   La préparation du sulfate dtaluminium est aisée et économique par le procédé habituel. On a également constaté qu'il est possible de produire les ions d'alumi- nium nécessaires pour coaguler la silice, en traitant de la bauxite finement pulvérisée ou n'importe quel minerai d'aluminium contenant de l'alumine sous forme aisément soluble, à l'aide d'une solution électrolysée contenant de l'acide libre. Ceci se fait dans un réservoir de dis- solution équipé de moyens d'agitation et de chauffage. 



  Les quantités de minerai continuellement ajouté et sa fi- nesse sont réglées dans la mesuré requise, afin de main- tenir la concentration désirée de sulfate d'aluminium dans la solution à envoyer au réservoir de lavage. Ceci ne constitue pas le seul moyen pour obtenir des ions d'aluminium. Ceux-ci peuvent encore être obtenus en trai- tant un minerai d'aluminium dans le réservoir ou la cuve de lavage acide pendant le conditionnement à l'acide; le minerai d'aluminium peut être broyé avec le minerai de zinc. 



   Une autre particularité importante de la présen- te invention réside dans le fait qu'il n'est pas toujours nécessaire d'extraire d'une source extérieure les ions d'aluminium indispensables pour coaguler convenablement 

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   la silice ; ilsuffira que le minerai lui-même èontienne   une telle quantité d'alumine soluble dans l'acide qu'il puisse se former des ions d'aluminium, spécialement pen- dant le traitement de conditionnement à l'aride, en une proportion suffisante pour coaguler, de manière satisfai- sante, la silice. 'Cette particularité a été rendue évi- dente par des essais exécutés avec le minerai mentionné dans l'exemple I.

   La simple attaque du minerai par un      acide sulfurique à 5   %   et l'emploi d'un léger excès de minerai, à n'importe quelle température et avec un chauf- fage de durée quelconque après neutralisation, donneront des suspensions, dent 300 cc mettraient deux heures ou plus pour être filtrées. Cependant) le traitement alterné ramène le temps   de!filtration   à 15 minutes seulement, en      raison du chauffage dans un milieu acide, qui assure la dissolution d'une grande quantité d'alumine contenue dans le minerai ou de l'aluminium précipité ou coagulé avec la silice dans une opération précédente. Les essais ont révélé que les solutions présentaient une teneur en ions d'aluminium correspondant à celle d'une dissolution d'en- viron 30 à 50% de l'alumine contenue dans le minerai. 



  Dès lors, il est évident que la proportion d'ions   d'alu-   minium à fournir par une source extérieure est fonction de l'alumine contenue dans le minerai particulier en traitement; elle dépend également du degré de solubilité de cette alumine particulière et de la durée de chauffage dans un milieu acide. 



   Puisque la présence d'ions dépend à la fois de la teneur en alumine soluble du minerai et du traitement, il peut y avoir des cas où aucune addition d'ions   dtalu-   minium n'est nécessaire, par rapport à ueux fournis par le minerai lui-même. 



   En résumé, l'innovation principale du procédé 

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 suivant l'invention consiste à avoir montré que la pré- sence d'ions d'aluminium dans les stades de lavage et de neutralisation assure la coagulation de la silice en   solu   tion d'une manière extrêmement commode. Il a également été montré que les suspensions coagulées et neutralisées résultantes sont facilement filtrables, ce qui permet l'utilisation de minerais qui jusqu'à présent n'étaient pas utilisés dans l'hydrométallurgie du zinc. Par ail- leurs, il a encore été montré que les résidus de filtra- tion ainsi obtenus ne retiennent, lorsqu'ils sont lavés, presque rien du zinc en solution.

   Il s'est encore révélé que la présence d'ions d'aluminium améliore considérable- ment la coagulation de la silice soluble pendant le stade de purification de la solution après lavage, lorsqu'on utilise des minerais tels que ceux employés à présent en hydrométallurgie du zinc. 



   Une autre particularité importante de la présen- te invention est le traitement alterné d'acidification et de neutralisation avec évacuation concomitante d'une   partes   de la suspension coagulée, qui est envoyée à des épais- sisseurs et des filtres, avant introduction dans le   réser   voir ou la cuve de lavage de chaque nouvelle charge de solution électrolysée contenant de l'acide libre. Ceci permet l'obtention de suspensions faciles à décanter et permet l'utilisation d'épaississeurs de boue, ce qui ré- duit le travail de filtration et réduit la capacité né- cessaire des filtres. 



   Une autre particularité importante de l'inven- tion est le recyclage dans le réservoir de lavage d'une partie de la boue décantée ou épaissie, spécialement de sa fraction moins dense contenant de la silice fraîche- ment coagulée. Dans le réservoir de lavage, celle-ci subit de nouveaux traitements alternés   dtaccidification   et 

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 de neutralisation, ce qui réduit considérablement la masse de résidu de filtration humide. 



   REVENDICATIONS 1. Procédé d'extraction de zinc de minerais consti- tués par ou contenant des silicates de zinc ou d'autres silicates   solubles   par hydrométallurgie, dans lequel pro- cédé le lavage et la neutralisation de l'acide par le mi- nerai sont exécutés en présence d'une,proportion suffi- sante d'ions d'aluminium, introduits comme tels dans le réservoir de lavage ou engendrés in situ par attaque d'un minerai contenant de l'alumine soluble, en vue d'assurer la coagulation de la silice soluble et de former des sus- pensions aisément filtrables.

Claims (1)

  1. 2. Procédé suivant la revendication 1, caractéri- sé en ce que la coagulation de la silice s'effectue en présence de 1 à 50 le d'ions d'aluminium par rapport à la silice soluble contenue dans le minerai.
    3. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 1 et 2, appliqué au traitement de minerais à forte teneur en alumine, caractérisé en ce que le lavage du minerai de zinc s'effectue d'abord avec un excès d'acide dans le but de dissoudre une grande quantité de ltalumine y contenue, après quoi on neutralise la suspension acide à l'aide d'une nouvelle charge de minerai, en présence d'une proportion d'ions d'aluminium suffisante pour per- mettre à la fois la coagulation de la silice soluble et la formation de suspensions aisément filtrables.
    4. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 1 à 3, caractérisé en ce que les ions d'aluminium sont introduits dans le réservoir de lavage avec la solu- tion contenant de l'acide sulfurique libre résultant de l'électrolyse.
    5. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- <Desc/Clms Page number 22> tions 1 à 3, caractérisé en ce que les ions d'aluminium nécessaires pour la coagulation de silice sont obtenus en traitant un minerai d'aluminium finement pulvérisé avec une solution électrolysée contenant de l'acide sulfurique libre, à une température supérieure à 70 C et en agitant; 6. Procédé suivant l'une ou, l'autre des revendica- tions 1 à 3, caractérisé en ce que les ions d'aluminium nécessaires pour la coagulation de silice sont obtenus au départ d'un minerai d'aluminium introduit dans le réser- voir de lavage avec'le minerai de zinc ou séparément.
    7. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 1 à 6, caractérisé en ce que le lavage est exécuté avec un excès de minerai de zinc afin d'assurer la neu- tralisation de la solution acide et la coagulation résul- tante de silice, en présence d'ions d'aluminium, en sorte qu'on obtient une suspension coagulée aisément filtrable.
    8. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 1 à 7, caractérisé en ce que le lavage est exécuté à une température supérieure à 70 C, cette température étant maintenue ou élevée afin d'assurer une neutralisa- tion plus rapide de l'acide par le minerai et la coagula- tion de la silice, après quoi on conditionne ou chauffe de la suspension coagulée à une température élevée.
    9. Procédé pour extraire du zinc de minerais con-- stitués par ou contenant du silicate de zinc ou d'autres silicates solybles, caractérisé en ce qu'on introduit de manière répétée et alternativement des charges de solu- tion contenant de l'acide sulfurique libre et des char- ges de minerai en poudre dans le réservoir de lavage, chacune de ces additions étant suivie d'un chauffage à température élevée.
    10. Procédé suivant la revendication 9, caractérisé en ce que chaque charge de minerai est suffisante pour <Desc/Clms Page number 23> neutraliser sensiblement chaque charge de solution conte- nant de l'acide libre introduite dans le réservoir de la- vage lors d'une opération précédente de conditionnement à l'acide de la silice.
    11. Procédé suivant la revendication 9, caractérisé, en ce que l'introduction'dans le réservoir de lavage d'une solution contenant de l'acide sulfurique libre est précédée de l'évacuation d'une partie de la suspension neutralisée, coagulée et prête à être filtrée.
    .
    12. Procédé suivant l'une bu l'autre des revendica- tions 9 à 11, caractérisé en ce que l'introduction dans le réservoir de lavage de chaque nouvelle charge de solu- tion contenant de l'acide sulfurique libre est précédée de l'évacuation du réservoir d'une partie de la suspen- sion neutralisée et coagulée suffisante pour maintenir un niveau approximativement constant dans le réservoir de lavage, lorsque le procédé est pleinement en train.
    13. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 à 12, caractérisé en ce qu'on maintient en per- manence dans le réservoir de lavage des volumes de suspen- sion résultant de deux ou plus de deux charges de solu- des tion contenant de l'acide libre et/charges de minerai.
    14. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 à 13, caractérisé en ce que la partie de la sus- pension déjà neutralisée et coagulée, qui est évacuée avant chaque nouvelle addition d'acide, pour le stade de conditionnement a cide de la silice coagulée et la disso- lution d'une partie de l'aluminium précipitéou coagulé avec la silice, est décantée, classée ou épaissie dans un appareil courant, une partie de la boue décantée ou sépa- rée étant renvoyée dans le réservoir de lavage où elle est alternativement soumise à un conditionnement et une neutralisation. <Desc/Clms Page number 24>
    15. Procédé suivant la revendication 14, caractéri- sé en ce que le recyclage de la boue décantée ou séparée est contrôlé en fonction de la nature de la boue, en vue de maintenir les vitesses et volumes désirés de filtra- tion, la seule portion filtrée étant la partie de la boue qui n'est pas renvoyée dans le réservoir de lavage.
    16. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 . 15, caractérisé en ce que la partie de la boue décantée ou séparée qui est renvoyée dans le réservoir de lavage est celle qui est la moins dense, qui prend le plus de temps à être décantée et qui contient de la silice Praichement coagulée.
    12. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 à 16, caractérisé en ce que la coagulation de la milice est exécutée en présence d'une proportion d'ions .'aluminium suffisante pour assurer la vitesse de filtra- tion et la décantation désirables.
    18. Procédé suivant l'une.'ou l'autre des revendica- tions 9 à 17, caractérisé en ce qu'une partie ou la tota- lité des ions d'aluminium requis pour assurer la , coagula- tion de la silice, pour assurer une vitesse de filtra- tion et une décantation appropriées, est introduit comme tels dans le réservoir de lavage ou est engendrée in situ par attaque d'un minerai contenant de l'alumine soluble.
    19. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 à le, caractérisé en ce qu'une partie ou la tota- lité des ions d'aluminium nécessaires pour la coagulation de la silice est obtenue par.l'attaque d'un minerai d'a- luminium introduit dans le réservoir de lavage avec un minerai de zinc ou séparément.
    20. Procédé suivant l'une ou l'autre des revendica- tions 9 à 19, caractérisé en ce que la coagulation de la si.lice dans le réservoir de lavage est exécutée en pré- <Desc/Clms Page number 25> sence de 1 à 50 % d'ions d'aluminium, par rapport à la silice soluble contenue dans le minerai.
    21. Procédé pour extraire du zinc de minerais con- tenant des silicates de zinc ou d'autres silicates solu-, bles, caractérisé en ce que la coagulation de la silice, après le lavage du minerai, s'effectue sous forme de sta- de séparé, en présence d'ions d'aluminium dans une propor- tion suffisante pour obtenir les vitesses'de filtration et volumes de gâteaux de filtration désirés.
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