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BREVET D'IbéI7ENTION Méthode de récupération de zinc.
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La présente invention concerna en général la récupération du zinc, et en particulier la récupération du zinc d'une solution de fer et de zinc.
La présente invention fournit une méthode pour récupérer du zinc d'une solution contenant du fer et du zinc comme ingrédients métal- liq es principaux et ou la fer est présent en quantité dépassant environ 20 grammes par litre, qui comprend le réglage de la valeur de son pH entre 3,0 et 4,5 , l'oxydation de ladite solution pendant que ladite valeur de pH est maintenue et jusqu'à ce que la majeure partie du fer ait précipité de ladite solution sous une forme facile à séparer, et la séparation du précipité de la solution pour former une solution de zinc.
Dans le procédé industriel habituel d'obtention du.zinc par électrolyse, l'oxyde de zinc est dissous dans de l'acide sulfurique.
La solution de sulfate de zinc obtenue est transférée après purification dans une cellule éloctrolytique, où le zinc est déposé sous forme de zinc métallique, de l'oxygène est libéré, et l'acide sulfurique est ré- cupéré. L'acide sulfuriquo récupéré est appelé dans l'industrie " élec- trolyte usé " , qui titra environ 185 grammes par litre d'acide sulfu- rique, et qui est utilisé pour dissoudre encore de l'oxyde de zinc quand le cycle est renouvelé.
L'oxyde de zinc utilisé dans le procédé est obtenu en grillant le concentré de minerai de zinc, qui est en général un sulfure de zinc.
Le concentré contient dos quantités varlables de fer, allant d'environ 5% ou même moins jusqu'à environ 15 % ou davantage. Au cours du procea- sus de grillage, il se forme une quantité considérable de ferrite de zinç.
Ce ferrite de zinc est insoluble dans la solution d'acide sulfurique utilisée dans le procédé électrolytique dont il est question ci-dessus.
Couramment le résidu insoluble de la dissolution de l'oxyde de zinc avec l'électrolyte usé peut constituer 30 % en poids du minerai, et contenir aux environs de 25 à 28 % de zinc, et à peu près 20 à 27 % de fer.
Ainsi,pasmoins de 20 % de la teneur en zinc initiai sont emprisonnés par le résidu. Ce problème était évident pour l'industrie du zinc depuis bien des années jusqu'à la découverte révélée par Pagel dans le brevet E.U.A. N 3.113.860.
Selon le procédé Pagel dont il est question ci-dessus, les ferrites du résidu de lessivage sont dissous en les traitant avec un électrolyte usé en présence de fer métallique. La solution obtenue con-. tient d'environ 90 à environ 120 grammes par litre de zinc et jusqu'à plus de 60 grammes par litre de fer, ainsi que d'autres éléments tels que l'antimoine, l'arsenic, le cadmium, le cobalt, le cuivre, etc.
Il est extrêmement difficile de séparer efficacement le zinc de cette solution contenant du for, et il est également trèsdifficile de séparer le fer de la solution contenant du zinc.
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On savait faire précipiter le fer d'une solution n contenant pas de zinc, par oxydation, mais jusqu'à présent les tentatives ef fec- tuées pour séparer le fer d'une solution contenant une grande quanité de zinc, supérieure à 5 % ( c'est-à-dire à peu près 50 grammes par li- tre) , ot une grande quantité do fer ( par exemple plus de 20 grammes par litre) , ont donné des résultats absolument décevants. Le résultat de des tentatives antérieures était une massa de produits gélatineux non filtrables et non séparables.
La solution contenant du fer et du zinc, obtenue par le pro- cédé Pagel mentionné ci-dessus, sera appeléeci-dessous filtrat. Comme on l'a établi précédemment, ce filtrat contient de 90 à 120 grammes par litre de zinc, et jusqu'à environ 60 grammes par litre de fer, ainsi que des traces d'autres éléments. Afin de séparer le fer de la solution, le filtrat est dilué d'environ 50 % avec de l'eau, et agité avec un pro- duit basique , avec introduction simultanée d'air dans la suspension.
Le pH est réglé à 3,5 ¯ 0, 50. Le ferferreur va s'oxyder en fer ferri- que qui précipitera sous la forme d'oxyde de fer solide.
L'exemple spécifique suivant doit,fournir une démonstration représentative du présent procédé.
Exemple
Une solution de filtrat, contenant 98,75 grammes par litre de zinc, 30,50 grammes par litre de Fe +++, 27,00 grammes par litre do Fe ++ , 2,47 grammes par litre de Cu, et 25 grammes par litre de H2 S04, a été diluée de 50 % avec de l'eau et neutralisée avec une bouil- lie de minerai de zinc grillé jusqu'à un pH d'environ 3,3. La bouillie de minerai de zinc grillé a été ajoutée par intermittences pour mainte- nir le pH précité. A mesure que l'oxydation progresse, l'acide est ré- généré continuellement grâce à la formation de l'oxyde ferrique à par- tir du sulfate ferreux. La quantité de bouillie do minerai de zinc gril- lé variera de façon stoechiométrique avec la quantité d'acide formé.
Le filtrat était continuellement agité au moyen d'une turbine , et de l''air était introduit dans le fond de la chambre de réaction par une bague debarbotago, La quantité d'air introduite atteignait à peu près un excès de 100 % par rapport au besoin stoechiométrique. La tem- pérature de la solution était maintenue à environ 65-70 C.
La solution récupérée après la première expérience, environ 7 heures, contenait 137,50 grammes par litre de zinc ;3,25 grammes par litre de Fe +++ ;2 grammes par litre de Fe ++ ; 2 grammes par litre de Fe ++ ; et 1, 95 grammes par litre de Cu. Le précipité brun- rouge sombre titrait : 5, 6 % de Zn (1,3 % de zinc soluble dans l'eau , 42,0 % de Fe et 2,3 % de Cu.
Cette solution a été à nouveau traitée dans une étape d'oxy- dation secondaire qui était effectuée de la même manière que la première
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étape d'oxydation et qui a demandé environ 6 heures. Le précipité brun rougo sombre de cette oxydation secondaire titrait 6,8 % de Zn (1,7 % do Zn soluble dans l'eau), 44, 8 % de Fe et 1, 90 % de Cu ; tandis que la phase liquide no contenait pas de fer ( ni ferreux ni ferrique) 140,0 grammes par litre de Zn et 0, 59 gramme par litre de Cu.
En pratique, le précipité de l'oxydation secondaire serait renvoyé à la première étape pour être à nouveau traité et pour permettre la récupération d'une partie de la quantité complémentaire de l'oxyde de zinc total. qu'il contient.
Dans les conditions courantes à l'heure actuelle, il n'est pas économiquement réalisable do recycler le précipité de la première étape jusqu'à ce qu'on obtienne une teneur de zinc nul. .Ilest cependant pré- férable et économiquement réalisable de réduire cette teneur en zinc jusqu'à moins de 5 %.
La phase d'oxydation du procédé est exécutée en introduisant de l'air dans la solution. Ceci peut être réalisé de beaucoup de façons' maisla manière préférable consiste à provoquer l'agitation de la solution tout on introduisant de l'air à l'endroit de l'agitation, ou comme dans l'exemple ci-dessus, par une bague de barbitage dans le fond de la chambre de réaction. Ainsi, l'introduction d'air au fond de la chambre et près du mélangeur, pour créer simultanément une agitation à grande vitesse et un mélange intime de l'air et de la solution, s'est avérée satisfaisante. De même, pour permettre un fonctionnement efficace du procédé, la température de la solution doit être comprise entre environ 50 et environ 70 C.
Certaines impuretés métalliques,outre le for, seront sépa- rées de la solution pendant la précipitation de l'oxyde ferrique. L'ar- senic et l'antimoine seront précipités et se retrouveront dans le pré- cipité de fer. Dans certaines conditions, quardle pH sera voisin de 3,5 et la température de 70 C environ, le cuivre précipitera sous forme d'oxyde cuivrique, Do plus le gateau de filtration contiendra une petite quantité de zinc, environ 5 % du total. On aotenu des concentrations de zinc supérieures ou inférieures, mais les concentrations de zinc peu- vont être réduites réellement, économiquement et efficacement jusqu'à environ 5 %, tandis qu'il se pose un problème économique leroqu'on recherche des concentrations plus faibles.
Le procédé de la présente invention peut être mis en oeuvre soit comme un procédé discontinu soit comme un procédé continu.
L'intervalle de pH est compris entre environ 3,0 et 4,5, on préfère cependant maintenir le pH de la solution entre environ 3,1 et 3,6 dans la première étape. A cause de la formation continue de l'acide sulfurique pendant le procédé, c'est-à-dire par transformation du sul- fate ferreux en oxyde ferriquo, l'addition du produit basique doit être
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continue.Le produit basique préféré est une bouillie de minerai de zinc grillé puisqu'en l'employant, on obtient du zinc récupérable non seule- ment du filtrat, mais aussi du minerai grillé. On peut aussi employer d'autres produits basiques.
Le dessin annexé est un schéma technologique représentant sché- matiquement un mode de réalisation d'un schéma d'installation destiné à une opération continue selon la présente invention.
Comme le montre le dessin, le réservoir 1, muni d'un agitateur,. est alimenté par la conduite 2 en électrolyte usé ou en une autres so- lution d'acide sulfurique faible, à partir d'une source non représentée.
Lo " minerai grillé " (concentré de minerai de zinc grillé) à lessi- ver est chargé dans le réservoir 1 par un convoyeur à vis 3 ou par un autre moyen convenable ; et le lessivage est effectué selon la pratique habituelle.Qunadle lessivage prévu est terminé, ou bien a été mené jus- qu'au degré voulu, le contenu du réservoir 1 est déchargé par la vanne 4 dans un épaississeur 5, où la sédimentation se produit et où la solu- tion qui surnage se déverse par la conduite6 dans un réservoir amortis- seur 7, tandis que la bouillie décantée est délivrée à un filtre 8, qui est de préférence du type à tambour. Du filtre 8,le filtrat passe aussi dans le réservoir amortisseur 7,. Le contenu du réservoir 7 est délivré à volonté à une chambre de purification 9.
Dans la chambre de purification, la solution venant du réservoir amortisseur 7 est traitée, selon n'importe lequel des divers moyens connus dans la technique, pour purifier le filtrat, par exemple, l'addition de poudre de zinc fait. prédpiter le cuivre et le cadmium de la solution. La sortie de la chambre de purification 9 est délivrée au filtre 10, qui est de préférence un filtre-presse. Du filtre 10, le filtrat est délivré à un moyen de stocka- ge approprié pour être ensuite alimenté aux cellules électrolytiques.
Le gâteau de filtration du filtre 10 est de temps en temps lavé à l'eau et déchargé par la conduite 11 pour subir ultérieurement un traitement de récupération du cuivre, du cadmium, et des autre, métaux précipités dans la chambre de purification 9. Jusqu'ici, la disposition décrite est compatible avec la pratique de la technique, antérieure au procédé Pagel mentionné ci-dessus.
Selon le procédé Pagel, le résidu du lessivage dans le réser- voir 1 est à nouveau lessivé en présence de @er tallique, Dans le mode de réaliation représenté sur le dessin, un tel " résidu est récupé- ré comme gâteau de filtration du filtre à tambour 8, et délivré via la conduite 12 à un réservoir amortisseur 13, avec la quantité d'eau néces- saire pour réduire en pâte et enlever le gâteau de filtration de temps en temps. Comme et quand on le désire, la bouillie de " résidu " dans le réservoir 13 est délivréeau réservoir 14 qui est équipé d'un agitateur, et disposé de façon à recevoir de la conduite 2 l'électrolyte usé ou un
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autre acide faible.
Dans le réservoir 14, le " résidu " est lessivé avec l'électrolyte usé ou un autre acide faible en présence de fer métalli- que,
A la fin du lessivage du résidu dans le réservoir 14, la li- queux do lessivage et les solides en suspension sont délivrés à un fil- tre 15 de préférence du type Burt, d'où le filtrat passe dans la vanx n16, Le gâteau de filtration du filtre 15 est de temps en temps enle- vé par lavage,à l'eau et déchargé par une conduite 17, et cette déchau- ge,avec celle de la conduite 11, peut être traitée pour récupérer sa teneur en métaux tels que l'argent, l'or et le plomb, et autres mé- taux mineurs.
De la vanne 16, le filtrat du filtre 15 est délivré à un ré- servoir amortisseur 18, et il constitue la charge dans l'alimentation pour la présente invention.
Quand et comme on le désire , la solution contenue dans le réservoir amortisseur 18 est envoyée dans un broyeur 19, tel qu'un broy- eur à boulots ou un broyeur à galets. Simultanément à l'alimentation au broyeur 19 de la charge des matières premières venant du réservoir 18, il lui est délivré la proportion requise de bouillie d'oxyde de zinc.
La bouillie d'oxyde de zinc est préparée dans le réservoir 20 en mélan- geant do l'oxyde de zinc avec do T'eau, et olle est délivréepar la con- duite 21 au broyeur 19, Le temps de résidenco dans le broyeur 19 de la solution venant du réservoir 18 et de la bouillie d'oxyde de zinc venant du réservoir 20, est pratiquemment nul, mais le broyage des deux cons- tituants ensemble, bien que pratiquemment instantané ,est suffisant pour empêcher les particulesd'oxyde de zinc de s'agglomérer et de se re- couvrir d'oxysulfate de zinc par contact avec le filtrat.
Une telle ag- glomération et un tel revêtement, si on les laisse se produire, sent sensiblement l'effet chimique de l'oxyde de zinc dans les réactions qui ont liau quand le mélange broyé est déchargé du broyeur 19 vers le réservoir 22, dans lequel se produisent simultanément l'oxydation, la neutralisation et la précipitation.
Le réservoir 22 est équipé d'un agitateuret d'une arrivée d'air 23. Pendant le remplissage initial du réservoir 21 au niveau désiré avec le mélange broyé do solution venant du r @souvoir 18 et de bouillie d'oxyde de zinc venai.t du réservoir 20, et continuellement après ce rem- plissage, le. mélange réactionnel est continuellement aéré et agité, avec addition simultanée de bouillie d'oxyde de zinc en quantité suf- fisanto pour maintenir la valeur du pH du mélange réactionnel entre 3,1 et 3,6. Par lecture périodique de la valeur du pH du mélange réaction- nel dans le réservoir 22, ou bien par contrôle automatique de cette va- leur de pH, on peut facilement déterminer à quel moment la bouillie d'oxyde de zinc doit être augmentée ou diminuée pour maintenir l'inter- valle de pH désiré.
Un maintien de traitement de 3 à 6 heures à une
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température de 60 C complète la première étape de la précipitation du fer.
Par " maintien de traitement " on entend la période de temps pendant laquelle un accroissement moyen du mélange réactionnel demeure dans le réservoir 22 de la première étape. Par exemple, si le réservoir de la première étape a une capacité de travail de 37. 850 litres, et si l'on désire opérer avec un maintien de traitement de 6 heures, le débit d'entrée des constituants de l'alimentation totale au réservoir de la première étape, doit être d'environ 106 litres par minute, ainsi que le débit de sortie du mélange qui a réagi. Le " maintien de traitement " dépend de la concentration du fer dissous dans l'alimentation ; plus la concentration du fer est forte, plus le maintien de traitement est long.
Celui-ci peut varier d'un minerai à l'autre, ou bien d'heure en heure pour un même minerai, Par conséquent, pour obtenir une efficacité maxima- le, il est souhaitable d'échantillonner et de titrer périodiquement le mélange réactionnel, et de diminuer lesdébits quand la concentration du fer a présenté un accroissement. De préférence cependant le matériel est conçu pour maintenir le maintien de traitement correspondant à ,la pire condition attendue, c'est-à-dire au maintien de traitement le plus long, et encore que, en dessous de la pire condition, la dernière heure par exemple de maintien du procédé n'ait pas d'effet favorable, elle n'a pas non plus d'effet défavorable.
Cependant, avec un matériel ainsi con- çu, il n'est pas nécessaire d'échantillonner et de titrer périodique- ment, dans la mesure où la valeur du pH est maintenue dans les limites précitées. En outre, d'un point de vue pratique, la maintien de trai- tement dans le réservoir 22 de la première étape doit être coordonné avec le maintien de traitement dans la seconde étape de précipitation ultérieure qui sera décrite .
Bien que la grande majorité du fer soit précipitée dans la première étape, la seconde étape ultérieure ( où la concentration initiale du fer est bien moindre) progresse à une vitesse beaucoup plus faible, et elle demande habituellement un maintien de traitement plus long pour réduire le fer dissous de 10 grammes par li- tre à 0,1 gramme par litre dans la seconde étape, que pour le ré- duire de 40 grammes par litre à 10 grammes par litre dans la première étape.
Dans l'opération normale, le contenu du réservoir 22 est dé- chargé continuellement par la vanne 24 dans un épaississeur 25, d'où le trop-plein est déchargé via la conduite 26, et les solides de l'é- paississeur sont délivrés continuellement au filtre 27, qui est de pré- férence du type à tambour. Le filtrat du filtre 27 est continuellement déchargé par une vanne 28 et une conduite 29 dans une conduite 26, et délivré, avec le trop-plein de l'épaississeur 25, dans le réservoir 30 de la seconde étape, qui est équipé d'une conduite 31 conduisant au
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réservoir 20 de bouillie d'oxyde de zinc, ainsi que d'un agitateur 32 et d'une entrée d'air 33.
Le gâteau de filtration du filtre 27 a une faible teneur en zinc et une forte teneur en fer et, dans l'optique de la présente in- vention, il peut être considéré comme un déchet.,
A moins que la teneur en fer dissous ait été réduite à la va- leur désirée dans le réservoir 22,'la précipitation se poursuit dans le réservoir 30, avec introduction simultanée et continue d'air et de bouil- lie d'oxyde de zinc, cette dernière étant de préférence introduite en ,quantité suffisante pour maintenir la valeur du pH entre 4 et 4,5.
Ici encore, les débits d'entrée et de sortie du réservoir 30 sont main- tenus sensiblement égaux, et réglés de façon à fournir le maintien de traitement nécesssaire pour donner la faible teneur voulue en fer dis- sous. Pendant ce temps, le contenu du réservoir 30 est déchargé par la vanne 34 dans l'épaississeur 35, dont le trop-plein est acheminé par la conduite 36 dans la chambre de purification 8.
Bien que les dépôts contenus dans l'épaissiseur 35, dansles conditions obtimales, soient pratiquemment détarrasés de zinc, ils peu- vent être renvoyés via la conduite 37 au broyeur 19 pour être à nouveau traités dans le réservoir 22 de la première étape en vue de la récupé- ration de tout zinc résiduel.
Sur le dessin, un W encordé accompagné de traits pointillés parallèles est destina une source sélectivement réglable d'eau, par exemple pour purger le gâteau de filtration des différents filtres, pour préparer la bouillie d'oxyde de zinc dans le réservoir 20 et , dans le cas de dolui qui est désigné par 38, pour alimenter le réservoir 22 de première étape en eau d'appoint pour le démarrage.
@ Les réservoirs 22 et 30 sont équipés chacun de moyens de chauffage tels qu'un serpentin de vapeur, dont la capacité permet de maintenir leur contenu à une température d'environ 60 -70 C.
Dans les cas où la liqueur de lessivage alimentée au réser- voir 22 contient des quantités appréciables de fer ferrique, on doit prendre garde, au " démarrage " de l'opération continue, de minimiser la tendance du fer ferrique à précipiter sous un état gélatineux et non filtrable. L'une des façons d'éviter la difficulté du démarrage consiste à diluer la liqueur de lessivage avec un égal volume d'eau a- vant d'introduire tout agent de neutralisation, tel qu'une bouillie d'oxyde de zinc ; et une autre façon consiste à doubler initialement le maintien de traitement et à diminuer les dé@its d'entrée et de sor- tie par rapport à ceux quo l'on observe quand le procédé est en cours.
Un compromis cntro les deux façons précitées d'éviter les difficul- tés du démarrage consiste à introduire l'agent de neutralisation dans
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une bouillie à plus forte teneur en eau que lorsque le procédé est en régime continu. En d'autres termes, la technique du démarrage pour l'opé- ration continue consiste, en un sens , à utiliser une charge unique dans laquelle le fer est largement oxydé et précipité avant de commencer l'ir.- troduction continue dela bouillie et de la liqueur de lessivage dans la réservoir 22, ou la décharge de son contenu dans l'épaississeur 25..
Une charge de démarrage typique pour le réservoir 22, ayant' une capacité de 45.320 litres, se compose de :
1. 18.925 litres de filtrat de liqueur de lessivage venant du ' filtre 15 et titrant :
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<tb> Zn <SEP> 100,0 <SEP> grammes <SEP> par <SEP> litre
<tb>
<tb> Fe+++ <SEP> 10,0 <SEP> " <SEP> " <SEP> "
<tb>
<tb> Fe++ <SEP> 30,0 <SEP> " <SEP> " <SEP> "
<tb>
<tb> Cu <SEP> 2,5 <SEP> " <SEP> " <SEP> "
<tb>
<tb> H2SO4 <SEP> 25,0 <SEP> " <SEP> " <SEP> "
<tb>
Normalement le filtrat est délivré au réservoir 22 à peu prés à la température du réservoir do lessivage, soit environ 60 -65 C.
2. 18.925 litres d'eau venant de la source 38.
On introduit de l'air dans la charge à la vitesse de 864 litres par mi- nute ( température ambiante , pression une atmosphère) avec introduction simultanée de 6,7 kilogrammes ( poids à sec) par minute d'oxyde de zinc (70 %,mesuré à sec) dans une bouillie contenant 50% en poids d'oxyde de zinc, le reste étant de l'eau.
La température étant maintenue à environ 60 C et la valeur du pH de la réaction entre 3,1 et 3,5, au bout d'environ 4 heures le for à précipité au point que les titra-
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ges sont les suants : Solution 399,364 litres Titrage p R6cipité ( 566 icq )
EMI9.3
<tb> 74,50 <SEP> grammes <SEP> par
<tb>
<tb> litre <SEP> Zn <SEP> 4,0% <SEP> en <SEP> poids
<tb>
<tb> 4,80 <SEP> " <SEP> " <SEP> Fe <SEP> 41, <SEP> 0% <SEP> " <SEP> "
<tb>
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0,84 Il 1% Cu 1,1% " lu Le système est alors prêt pour qu'onpuisse commencer la décharge continue du contenu du réservoir 22, ainsi que l'introduction continue de solution de lessivage neuve et de bouillie d'oxyde de zinc dans le réservoir 22', suivant une opérationcontinue. Dans l'opération continue normale, on n'in- troduit pas d'eau en 38.
Pendant l'opération continue, la vitesse de décharge du résr- voir 22 est sensiblement égale à sa vitesse d'entrée. Par exemple, pour un réservoir 22 de 45.320 litres de capacité, le filtrat ( même titrage qu'au démarrage, ci-dessus) du filtre 15, peut être admis au réservoir 22 à la vitesse moyenne de 105,2 litres par minute :
la bouillie à 50 % en poids d'oxyde de zinc ( 70 % de Zn, mesuré à sec ), le reste étant moyenne de l'eau, est admise à la vitesse/de 8,9 Kg d'oxyde de zinc par minute @
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et l'air est admis à la vitesse de 1.150 litres par minute, Ces vitesses moyennes mentionnées en dernier d'adnission du filtrat et de la bouillie sont calculées pour donner un maintien de traitement d'en- viron 6 heures mais les vitesses peuvent subir des fluctuations dues aux variations de la vitesse de précipitation du fer, ou auxvariations d'ali- mentation du filtrat , qui demandent des variations de l'alimentation de la bouillie d'oxyde de zinc afin de mainteuir la valeur de pH désirée.
La variation de ces vitesses d'alimentation peut être obtenue soit manuellement soit automatiquement pour maintenir une valeur de pH comprise entre 3,1 et 3,6 à tout moment ( après le démarrage) dans le réservoir 22. Dans les conditions précitées, et quand la température du réservoir 22 est maintenue à 50 C environ, le mélange de décharge du ré- servoir 22 titre typiquement :
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<tb> Solution <SEP> Titrage <SEP> Gâteau <SEP> de <SEP> Fer
<tb>
<tb> 144,0 <SEP> grammes
<tb> par <SEP> litre <SEP> Zn <SEP> 4,0 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb> 9,2 <SEP> " <SEP> Fe <SEP> 44,0 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb> 1,6 <SEP> " <SEP> Cu <SEP> 1,1%
<tb>
La " solution " du tableau précédent est une combinaison du trop-plein de l'épaississeur 25 avec le filtrat du filtre 27 et, dans l'opération continua du système, elle est alimentée par la conduite 26 au réservoir 30 dans la même volume et à la même vitesse qu'elle se dé- ' verse de l'épaississeur 25 et du filtre 27 combinés.
Dans le réservoir 30, cette solution est mélangée à la bouillie d'oxyde de zinc venant du réservoir 20, ladite bouillie ayant la même composition que celle in- diquée ou sujet do la première étape de la précipitation du fer dans le réservoir 22.
Dans le réservoir 30 de la seconde étape, cpen- dant, la vitesse d'addition de la bouillie d'oxyde de zinc est bien in- férieure que dans la première étape, et la vitesse d'introduction de l'air est aussi un tant sorpeur inférieure, Par exemple, quand le con- tenu du réservoir 30 est maintenu à une températured'environ 60 C et que la vitesse d'introduction de la solution par la conduite 26 est d'à peu près 105,2 litres à la minute, la bouillie d'oxyde de zinc est introduite à la vitesse moyenne de 2kg à la minute, et l'air est intro- duit dans le réservoir 20 à la vitesse de 509,0 litres à la minute pour maintenir une valeur du pH du mélange dans le réservoir 30 entre 4,0 et 4,5.
Dans le réservoir 30 de la seconde étape, comme dans le réservoir 22 de la première étape, la vitesse spécifique d'introduction de la bouillie d'oxyde de zinc peut subir des fluctuations d'heure en heure ou de jour en jour, mais en tout cas la vitesse d'introduction de la bouillie d'oxyde de zinc doit être telle que la valeur du pH du mélange dans le réservoir 30 soit maintenue à 4,0 4,5.
Comme dans le cas du réservoir 22 de la première étape, pendant l'opération continue, le mélange est déchargé du réservoir 30 de la
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seconde étape à peu prés à la même vitesse que celle à laquelle les constituants sont introduits collectivement dans le réservoir 30, mais dans le cas du réservoir 30, aucune technique spéciale de démarrage n'est nécessaire, sauf pour remplir le réservoir avec la solution venant du réservoir 22 et avec la houilde d'oxyde de zinc avant que la décharge com- mence.
Pendant le remplissage du réservoir 30, et après que le niveau de son mélange ait atteint l'embouchure de l'entrée d'air 33, l'agitation commence et la valeur du pH est réglée comme précité, de façon que, pendant que le réservoir 30 est rempli jusqu'à sa capacité de travail, la vanne 34 puisse être ouverte pour permettre la décharge continue dans l'épaississeur 35. Au bout d'environ 6 heures d'une telle opéra- tion, la décharge à travers la vanne 34titrera typiquement comme suit '.
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<tb>
Solution <SEP> Titrage <SEP> Solides
<tb>
<tb> 154,0 <SEP> grammes <SEP> par
<tb> litre <SEP> Zn <SEP> 7,0 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb> 01, <SEP> " <SEP> " <SEP> Fc <SEP> 41,6 <SEP> % <SEP>
<tb>
La " Solution ", dans le tableau mentionné en dernier, est le trop-plein de l'épaississeur 35, et elle est acheminée par la conduite 36 vers le réservoir amortisseur 7 pour se mélanger à la liqueur de lessivage qui s'est déversée de l'épaississeur 5 et pour être purifiée par elle.
Les dépôte contenus dans l'épaississeur 35 ont une teneur en zinc suffisam- ment élevée pour valoir la peine d'être recycléc dans le système , et c'est pourquoi ces dépôts, comprenant non seule..tant les " solides " du tableau précédent, mais aussi une petite quantité de la solution, sont acheminée par la conduite 27 et brassés dans le broyeur à boulets 19 avec la solution venant du réservoir amortisseur 10 et la bouillie d'oxyde de zinc, comme faisant partie de l'alimentation du réservoir 22 de la première étape.
Dans le réservoir 22 de la première étape et dans le réservoir 30 1 la seconde étape, le fer ( et, à un degré moindre, d'autres mé- taux que le zinc) est précipité sous une forme divisée et non à l'état gélatineux. Par " forme divisée ", dans le sens où l'expression est utilisée ici, on veut dire que le produit précipité est sous une forme telle qu'il soit facile à séparer de la phase ou de la fraction liquide , par exemple par filtration ou sédimentation.
On comprendra que, lorsque les filtres employés sont d'un type qui le permet, le " gâteau " est de préférence enlevé continuelle- ment pendant la décharge du filtrat,mais quand les filtres ne le permet- tent pas, l'écoulement du filtrat est périodiquement interrompu pendant un temps suffisant pour enlever le " gâteau " comme et quand c'est néces- saire.
Dans la première étape de la précipitation du fer, il importe d'introduire la bouillie d'oxyde de zinc ou autre agent de neutralisa- tion, et d'agiter continuellement soit pendant l'introduction do
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la solution neuve, soit pendant la processus d'oxydation, soit encore pendant les deux, Ceci parceque la fonction première de l'oxyde de zinc neutraliser l'acidité de est de/l'alimentation en solution de lessivage, et de porter le mélange aa pH préféréod au moins 3,1 ; mais ensuite, à mesure que l'oxydation et la pr6cipitation du fer se produisent, il se forme simultanément de l'a- cide sulfurique qui doit être imm6diatement neutralisé, autrement le précipité est susceptible de se trouver dans un état gélatineux non fil- trable.
On peut effectuer bien des changements et des modifications dans le pr6sent procédé sans s'écarter de l'esprit de l'invention ni sacrifier aucun de ces avantages.
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PATENT D'IbéI7ENTION Method for recovering zinc.
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The present invention relates in general to the recovery of zinc, and in particular to the recovery of zinc from a solution of iron and zinc.
The present invention provides a method for recovering zinc from a solution containing iron and zinc as the main metal ingredients and where the iron is present in an amount exceeding about 20 grams per liter, which comprises adjusting the value of its pH between 3.0 and 4.5, oxidizing said solution while said pH value is maintained and until most of the iron has precipitated from said solution in an easily separable form, and separating the precipitate from the solution to form a zinc solution.
In the usual industrial process for obtaining zinc by electrolysis, zinc oxide is dissolved in sulfuric acid.
The zinc sulphate solution obtained is transferred after purification to an electrolytic cell, where the zinc is deposited in the form of metallic zinc, oxygen is released, and the sulfuric acid is recovered. The recovered sulfuric acid is referred to in the industry as "spent electrolyte", which will assay about 185 grams per liter of sulfuric acid, and which is used to further dissolve zinc oxide when the cycle is renewed. .
The zinc oxide used in the process is obtained by roasting the zinc ore concentrate, which is generally zinc sulphide.
The concentrate contains varying amounts of iron, ranging from about 5% or even less to about 15% or more. During the roasting process a considerable amount of zinc ferrite is formed.
This zinc ferrite is insoluble in the sulfuric acid solution used in the electrolytic process referred to above.
Commonly the insoluble residue from the dissolution of zinc oxide with the spent electrolyte may constitute 30% by weight of the ore, and contain about 25-28% zinc, and about 20-27% iron.
Thus, not less than 20% of the initial zinc content is trapped by the residue. This problem was evident to the zinc industry for many years until the discovery disclosed by Pagel in the U.S. patent. No. 3,133,860.
According to the Pagel process discussed above, the ferrites in the leach residue are dissolved by treating them with a spent electrolyte in the presence of metallic iron. The solution obtained con-. holds about 90 to about 120 grams per liter of zinc and up to over 60 grams per liter of iron, as well as other elements such as antimony, arsenic, cadmium, cobalt, copper , etc.
It is extremely difficult to effectively separate the zinc from this solution containing zinc, and it is also very difficult to separate the iron from the solution containing zinc.
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It was known to precipitate iron from a solution containing no zinc, by oxidation, but so far attempts to separate iron from a solution containing a large quantity of zinc, greater than 5% ( ie about 50 grams per liter), together with a large amount of iron (eg more than 20 grams per liter), have given absolutely disappointing results. The result of previous attempts was a mass of non-filterable and non-separable gelatinous products.
The solution containing iron and zinc obtained by the Pagel process mentioned above will be referred to below as the filtrate. As previously established, this filtrate contains 90 to 120 grams per liter of zinc, and up to about 60 grams per liter of iron, as well as traces of other elements. In order to separate the iron from the solution, the filtrate is diluted by about 50% with water, and stirred with a basic product, with simultaneous introduction of air into the suspension.
The pH is set to 3.5 ¯ 0.50. The ferferror will oxidize to ferric iron which will precipitate as solid iron oxide.
The following specific example should provide a representative demonstration of the present process.
Example
A filtrate solution, containing 98.75 grams per liter of zinc, 30.50 grams per liter of Fe +++, 27.00 grams per liter of Fe ++, 2.47 grams per liter of Cu, and 25 grams per liter of H2 S04, was diluted 50% with water and neutralized with roasted zinc ore slurry to a pH of about 3.3. The slurry of roasted zinc ore was added intermittently to maintain the above pH. As the oxidation progresses, the acid is continuously regenerated through the formation of ferric oxide from the ferrous sulfate. The amount of roasted zinc ore slurry will vary stoichiometrically with the amount of acid formed.
The filtrate was continuously stirred by means of a turbine, and air was introduced into the bottom of the reaction chamber through a debarbotago ring. The amount of air introduced reached approximately 100% excess over if necessary stoichiometric. The temperature of the solution was maintained at about 65-70 C.
The solution recovered after the first experiment, approximately 7 hours, contained 137.50 grams per liter of zinc; 3.25 grams per liter of Fe +++; 2 grams per liter of Fe ++; 2 grams per liter of Fe ++; and 1.95 grams per liter of Cu. The dark red-brown precipitate titrated: 5.6% Zn (1.3% water soluble zinc, 42.0% Fe and 2.3% Cu.
This solution was again treated in a secondary oxidation step which was carried out in the same way as the first.
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oxidation step and which took about 6 hours. The dark reddish-brown precipitate of this secondary oxidation titrated 6.8% Zn (1.7% Zn soluble in water), 44.8% Fe and 1.90% Cu; while the liquid phase contained no iron (neither ferrous nor ferric) 140.0 grams per liter of Zn and 0.59 grams per liter of Cu.
In practice, the precipitate from the secondary oxidation would be returned to the first stage to be treated again and to allow the recovery of part of the additional amount of the total zinc oxide. it contains.
Under present day conditions, it is not economically feasible to recycle the precipitate from the first stage until zero zinc content is obtained. However, it is preferable and economically feasible to reduce this zinc content to less than 5%.
The oxidation phase of the process is carried out by introducing air into the solution. This can be done in many ways, but the preferable way is to cause the solution to stir while introducing air at the location of the agitation, or as in the example above, through a ring. barbiting in the bottom of the reaction chamber. Thus, the introduction of air at the bottom of the chamber and near the mixer, to simultaneously create high speed agitation and intimate mixing of air and solution, has been found to be satisfactory. Likewise, for efficient operation of the process, the temperature of the solution should be between about 50 and about 70 C.
Some metallic impurities, besides drill, will be separated from the solution during the precipitation of ferric oxide. Arsenic and antimony will be precipitated and will end up in the precipitate of iron. Under certain conditions, quardle pH will be close to 3.5 and the temperature of approximately 70 ° C, copper will precipitate in the form of cupric oxide, Do more the filter cake will contain a small quantity of zinc, approximately 5% of the total. Higher or lower zinc concentrations have been achieved, but the zinc concentrations can actually, economically and effectively be reduced to about 5%, while an economic problem arises if lower concentrations are sought.
The process of the present invention can be carried out either as a batch process or as a continuous process.
The pH range is between about 3.0 and 4.5, however, it is preferred to keep the pH of the solution between about 3.1 and 3.6 in the first step. Because of the continuous formation of sulfuric acid during the process, that is to say by transformation of the ferrous sulphate into ferriquo oxide, the addition of the basic product must be
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The preferred basic product is a slurry of roasted zinc ore since, by using it, recoverable zinc is obtained not only from the filtrate, but also from roasted ore. You can also use other basic products.
The accompanying drawing is a technological diagram schematically showing one embodiment of an installation diagram for continuous operation according to the present invention.
As shown in the drawing, the tank 1, fitted with an agitator ,. is supplied via line 2 with spent electrolyte or other weak sulfuric acid solution, from a source not shown.
The "roasted ore" (roasted zinc ore concentrate) to be washed is loaded into the tank 1 by a screw conveyor 3 or by other suitable means; and the leaching is carried out according to the usual practice. When the planned leaching is completed, or has been carried out to the desired extent, the contents of the tank 1 are discharged through the valve 4 into a thickener 5, where sedimentation occurs and where the solution which floats overflows through line 6 into a damper tank 7, while the settled slurry is supplied to a filter 8, which is preferably of the drum type. From the filter 8, the filtrate also passes into the damper tank 7 ,. The contents of the reservoir 7 are delivered at will to a purification chamber 9.
In the purification chamber, the solution from the buffer tank 7 is treated, according to any of the various means known in the art, to purify the filtrate, for example, the addition of zinc powder made. pre-precipitate the copper and cadmium from the solution. The output of the purification chamber 9 is supplied to the filter 10, which is preferably a filter press. From filter 10, the filtrate is delivered to suitable storage means for subsequent supply to the electrolytic cells.
The filter cake of the filter 10 is occasionally washed with water and discharged through line 11 to subsequently undergo treatment to recover the copper, cadmium, and other metals precipitated in the purification chamber 9. Until Here, the arrangement described is compatible with the practice of the art, prior to the Pagel process mentioned above.
According to the Pagel process, the residue from the leaching in tank 1 is leached again in the presence of metal. In the embodiment shown in the drawing, such a residue is recovered as the filter cake of the filter. drum 8, and delivered via line 12 to a damper reservoir 13, with the quantity of water necessary to pulp and remove the filter cake from time to time. As and when desired, the slurry of "residue" in the reservoir 13 is delivered to the reservoir 14 which is equipped with an agitator, and arranged so as to receive from the line 2 the used electrolyte or a
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other weak acid.
In tank 14, the "residue" is leached with the spent electrolyte or other weak acid in the presence of metallic iron,
At the end of the leaching of the residue in tank 14, the leaching liquid and the suspended solids are fed to a filter 15, preferably of the Burt type, from which the filtrate passes into the vanx No. 16. filter 15 is occasionally washed out with water and discharged through line 17, and this scouring, together with that of line 11, can be treated to recover its content of such metals. as silver, gold and lead, and other minor metals.
From valve 16, filtrate from filter 15 is delivered to damper tank 18, and is the feedstock for the present invention.
When and as desired, the solution contained in the shock absorber tank 18 is sent to a mill 19, such as a ball mill or a roller mill. Simultaneously with the feeding to the grinder 19 of the feed of raw materials coming from the tank 18, it is delivered to it the required proportion of zinc oxide slurry.
Zinc oxide slurry is prepared in tank 20 by mixing zinc oxide with water, and the slurry is delivered through line 21 to mill 19. Residual time in mill 19. of the solution from tank 18 and the zinc oxide slurry from tank 20 is practically zero, but the grinding of the two components together, although practically instantaneous, is sufficient to prevent zinc oxide particles. to agglomerate and become covered with zinc oxysulphate on contact with the filtrate.
Such agglomeration and coating, if allowed to occur, sensibly feels the chemical effect of zinc oxide in the reactions which take place when the ground mixture is discharged from mill 19 to tank 22, in which simultaneously occur oxidation, neutralization and precipitation.
The tank 22 is equipped with an agitator and an air inlet 23. During the initial filling of the tank 21 to the desired level with the ground mixture of solution from the resistor 18 and the zinc oxide slurry came. t of the reservoir 20, and continuously after this filling, the. The reaction mixture is continuously aerated and stirred, with the simultaneous addition of zinc oxide slurry in an amount sufficient to maintain the pH value of the reaction mixture between 3.1 and 3.6. By periodically reading the pH value of the reaction mixture in tank 22, or by automatically monitoring this pH value, it can easily be determined when the zinc oxide slurry should be increased or decreased. to maintain the desired pH range.
A treatment maintenance of 3 to 6 hours at a
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temperature of 60 C completes the first stage of iron precipitation.
By "treatment maintenance" is meant the period of time during which an average increase in the reaction mixture remains in the tank 22 of the first stage. For example, if the tank of the first stage has a working capacity of 37.850 liters, and if it is desired to operate with a treatment hold of 6 hours, the inlet flow of the constituents of the total feed to the tank of the first stage, should be about 106 liters per minute, as well as the output flow rate of the reacted mixture. The "maintenance of treatment" depends on the concentration of dissolved iron in the diet; the higher the iron concentration, the longer the treatment is maintained.
This can vary from ore to ore, or from hour to hour for the same ore. Therefore, to obtain maximum efficiency, it is desirable to sample and titrate the reaction mixture periodically. , and to decrease the flow rates when the iron concentration showed an increase. Preferably, however, the equipment is designed to maintain the treatment maintenance corresponding to the worst expected condition, that is to say the longest treatment maintenance, and even that, below the worst condition, the last hour. for example, maintaining the process does not have a favorable effect, nor does it have an unfavorable effect.
However, with equipment so designed, it is not necessary to periodically sample and titrate, as long as the pH value is kept within the above limits. Further, from a practical standpoint, the maintenance of treatment in the reservoir 22 of the first stage must be coordinated with the maintenance of treatment in the subsequent second precipitation stage which will be described.
Although the vast majority of iron is precipitated in the first stage, the later second stage (where the initial iron concentration is much lower) progresses at a much slower rate, and it usually requires longer treatment maintenance to reduce the rate. dissolved iron from 10 grams per liter to 0.1 gram per liter in the second step, than to reduce it from 40 grams per liter to 10 grams per liter in the first step.
In normal operation, the contents of tank 22 are continuously discharged through valve 24 into thickener 25, from where the overflow is discharged through line 26, and the solids of the thickener are delivered. continuously to filter 27, which is preferably of the drum type. The filtrate from the filter 27 is continuously discharged through a valve 28 and a line 29 into a line 26, and delivered, with the overflow of the thickener 25, into the tank 30 of the second stage, which is equipped with a line 31 leading to
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tank 20 for zinc oxide slurry, as well as an agitator 32 and an air inlet 33.
The filter cake of the filter 27 has a low zinc content and a high iron content and, for the purposes of the present invention, it can be considered as waste.
Unless the dissolved iron content has been reduced to the desired value in tank 22, precipitation continues in tank 30, with simultaneous and continuous introduction of air and zinc oxide slurry. , the latter preferably being introduced in an amount sufficient to maintain the pH value between 4 and 4.5.
Again, the inlet and outlet flow rates of reservoir 30 are kept substantially equal, and adjusted to provide the maintenance of treatment necessary to achieve the desired low dissolved iron content. During this time, the contents of the reservoir 30 are discharged through the valve 34 into the thickener 35, the overflow of which is conveyed through the line 36 into the purification chamber 8.
Although the deposits contained in the thickener 35, under the optimum conditions, are practically descaled from zinc, they can be returned via line 37 to the grinder 19 to be again treated in the tank 22 of the first stage with a view to the recovery of any residual zinc.
In the drawing, a roped W accompanied by parallel dotted lines is intended for a selectively adjustable source of water, for example to purge the filter cake from the various filters, to prepare the zinc oxide slurry in the tank 20 and, in the case of dolui which is designated by 38, to supply the first stage reservoir 22 with make-up water for starting.
@ The tanks 22 and 30 are each equipped with heating means such as a steam coil, the capacity of which makes it possible to maintain their contents at a temperature of approximately 60 -70 C.
In cases where the leach liquor fed to tank 22 contains appreciable amounts of ferric iron, care must be taken, at the "start-up" of the continuous operation, to minimize the tendency of the ferric iron to precipitate in a gelatinous state. and not filterable. One way to avoid the difficulty of starting is to dilute the leach liquor with an equal volume of water before introducing any neutralizing agent, such as zinc oxide slurry; and another way is to initially double the maintenance of treatment and to decrease the entry and exit debit compared to those observed when the process is in progress.
A compromise between the two aforementioned ways of avoiding starting difficulties consists in introducing the neutralizing agent into the
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a slurry with a higher water content than when the process is continuous. In other words, the starting technique for the continuous operation is, in a sense, to use a single charge in which the iron is largely oxidized and precipitated before starting the continuous iron production of the slurry and. leach liquor into tank 22, or discharge its contents into thickener 25.
A typical starting charge for tank 22, having a capacity of 45,320 liters, consists of:
1. 18,925 liters of leach liquor filtrate from filter 15 and titrating:
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<tb> Zn <SEP> 100.0 <SEP> grams <SEP> per <SEP> liter
<tb>
<tb> Fe +++ <SEP> 10.0 <SEP> "<SEP>" <SEP> "
<tb>
<tb> Fe ++ <SEP> 30.0 <SEP> "<SEP>" <SEP> "
<tb>
<tb> Cu <SEP> 2.5 <SEP> "<SEP>" <SEP> "
<tb>
<tb> H2SO4 <SEP> 25.0 <SEP> "<SEP>" <SEP> "
<tb>
Normally the filtrate is delivered to tank 22 at about the temperature of the wash tank, about 60 -65 ° C.
2. 18,925 liters of water from the source 38.
Air is introduced into the load at a rate of 864 liters per minute (ambient temperature, pressure one atmosphere) with the simultaneous introduction of 6.7 kilograms (dry weight) per minute of zinc oxide (70% , measured dry) in a slurry containing 50% by weight of zinc oxide, the remainder being water.
The temperature being maintained at about 60 ° C. and the pH value of the reaction between 3.1 and 3.5, after about 4 hours the substance has precipitated to the point that the titrates.
EMI9.2
The sweats are: Solution 399.364 liters Titration per precipitate (566 icq)
EMI9.3
<tb> 74.50 <SEP> grams <SEP> per
<tb>
<tb> liter <SEP> Zn <SEP> 4.0% <SEP> in <SEP> weight
<tb>
<tb> 4.80 <SEP> "<SEP>" <SEP> Fe <SEP> 41, <SEP> 0% <SEP> "<SEP>"
<tb>
EMI9.4
0.84 Il 1% Cu 1.1% "read The system is now ready to begin the continuous discharge of the contents of tank 22, as well as the continuous introduction of fresh leaching solution and carbon dioxide slurry. zinc in tank 22 ', following continuous operation In normal continuous operation, no water is introduced at 38.
During continuous operation, the discharge rate of tank 22 is substantially equal to its inlet speed. For example, for a tank 22 with a capacity of 45,320 liters, the filtrate (same titration as at start-up, above) from filter 15 can be admitted to tank 22 at the average speed of 105.2 liters per minute:
the slurry at 50% by weight of zinc oxide (70% Zn, measured dry), the remainder being average water, is admitted at the speed / of 8.9 kg of zinc oxide per minute @
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and the air is admitted at the speed of 1,150 liters per minute. These average speeds mentioned last of admitting the filtrate and the slurry are calculated to give a maintenance of treatment of about 6 hours but the speeds can be subjected to fluctuations due to variations in the rate of iron precipitation, or to variations in the feed of the filtrate, which require variations in the feed of the zinc oxide slurry in order to maintain the desired pH value.
The variation of these feed rates can be obtained either manually or automatically to maintain a pH value between 3.1 and 3.6 at any time (after start-up) in tank 22. Under the above conditions, and when the temperature of the tank 22 is maintained at approximately 50 ° C., the discharge mixture from the tank 22 typically title:
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<tb> Solution <SEP> Titration <SEP> Cake <SEP> of <SEP> Iron
<tb>
<tb> 144.0 <SEP> grams
<tb> per <SEP> liter <SEP> Zn <SEP> 4,0 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb> 9.2 <SEP> "<SEP> Fe <SEP> 44.0 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb> 1.6 <SEP> "<SEP> Cu <SEP> 1.1%
<tb>
The "solution" of the preceding table is a combination of the overflow from the thickener 25 with the filtrate from the filter 27 and, in the continued operation of the system, it is fed through line 26 to the tank 30 in the same volume and at the same rate as it discharges from thickener 25 and filter 27 combined.
In tank 30, this solution is mixed with the zinc oxide slurry from tank 20, said slurry having the same composition as that indicated or subject to the first step of precipitation of iron in tank 22.
In the tank 30 of the second stage, however, the rate of addition of the zinc oxide slurry is much lower than in the first stage, and the rate of introduction of air is also a factor. sorber, For example, when the contents of reservoir 30 are maintained at a temperature of about 60 ° C and the rate of introduction of the solution through line 26 is about 105.2 liters at the minute, the zinc oxide slurry is introduced at the average speed of 2 kg per minute, and air is introduced into the tank 20 at the rate of 509.0 liters per minute to maintain a pH value. of the mixture in tank 30 between 4.0 and 4.5.
In the second stage tank 30, as in the first stage tank 22, the specific rate of introduction of the zinc oxide slurry may fluctuate from hour to hour or day to day, but in any case the rate of introduction of the zinc oxide slurry should be such that the pH value of the mixture in the tank 30 is maintained at 4.0-4.5.
As in the case of the tank 22 of the first stage, during the continuous operation, the mixture is discharged from the tank 30 of the
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second step at about the same rate as that at which the constituents are collectively introduced into reservoir 30, but in the case of reservoir 30 no special starting technique is required except to fill the reservoir with the solution coming from. of reservoir 22 and with the zinc oxide hood before discharge begins.
During the filling of the reservoir 30, and after the level of its mixture has reached the mouth of the air inlet 33, stirring begins and the pH value is adjusted as above, so that, while the reservoir 30 is filled to its working capacity, the valve 34 can be opened to allow continuous discharge into the thickener 35. After about 6 hours of such an operation, the discharge through the valve Typically will title as follows'.
EMI11.1
<tb>
Solution <SEP> Titration <SEP> Solids
<tb>
<tb> 154.0 <SEP> grams <SEP> per
<tb> liter <SEP> Zn <SEP> 7,0 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb> 01, <SEP> "<SEP>" <SEP> Fc <SEP> 41.6 <SEP>% <SEP>
<tb>
The "Solution", in the last mentioned table, is the overflow from the thickener 35, and it is routed through line 36 to the damper tank 7 to mix with the leach liquor which has spilled from it. the thickener 5 and to be purified by it.
The deposits contained in thickener 35 have a sufficiently high zinc content to be worth recycling into the system, and therefore these deposits, including not only the "solids" of the previous table , but also a small amount of the solution, are conveyed through line 27 and stirred in ball mill 19 with the solution from the buffer tank 10 and the zinc oxide slurry, as part of the feed to the tank 22 of the first step.
In tank 22 of the first stage and in tank 30 1 the second stage, iron (and, to a lesser extent, metals other than zinc) is precipitated in a divided form and not in the state. gelatinous. By "divided form", as the expression is used herein, it is meant that the precipitated product is in a form such that it is easy to separate from the liquid phase or fraction, for example by filtration or sedimentation.
It will be appreciated that when the filters employed are of a type which permits, the "cake" is preferably continuously removed during the discharge of the filtrate, but when the filters do not, the filtrate flow. is periodically interrupted for a time sufficient to remove the "cake" as and when necessary.
In the first stage of iron precipitation, it is important to introduce the slurry of zinc oxide or other neutralizing agent, and to stir continuously either during the introduction of the iron.
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the fresh solution, either during the oxidation process, or again during both, This because the primary function of zinc oxide to neutralize the acidity of is to feed the leaching solution, and to bring the mixture aa preferred pHod at least 3.1; but then, as the oxidation and precipitation of iron take place, sulfuric acid is simultaneously formed which must be immediately neutralized, otherwise the precipitate is likely to be in a non-filterable gelatinous state. .
Many changes and modifications can be made in the present process without departing from the spirit of the invention or sacrificing any of these advantages.