PL162178B1 - The method of leaching of zinc-bearing materials - Google Patents
The method of leaching of zinc-bearing materialsInfo
- Publication number
- PL162178B1 PL162178B1 PL28832690A PL28832690A PL162178B1 PL 162178 B1 PL162178 B1 PL 162178B1 PL 28832690 A PL28832690 A PL 28832690A PL 28832690 A PL28832690 A PL 28832690A PL 162178 B1 PL162178 B1 PL 162178B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- leaching
- zinc
- solution
- neutral
- iron
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Sposób ługowania surowców cynkonośnych, obejmujący neutralne ługowanie surowców cynkonośnych, ługowanie szlamu otrzymanego po neutralnym ługowaniu, rozdzielanie fazy stałej od roztworu oraz wytrącanie żelaza z roztworu, znamienny tym, że szlam otrzymany podczas neutralnego ługowania surowców cynkonośnych poddaje się ługowaniu elektrolitem zwrotnym zawierającym 20-50 g/l cynku i 80-135 g/l wolnego kwasu siarkowego, tak aby stężenie kwasu siarkowego po zakończeniu procesu w czasie 0,75-1 godziny wynosiło 30-50 g/l wolnego kwasu, korzystnie 40 g/l, a temperatura procesu ługowania nie przekroczyła 65°C, następnie, po zakończeniu ługowania, oddziela się fazę stałą od roztworu przez sedymentację i/lub filtrację, a oddzielony tak roztwór dzieli się na dwie części w stosunku 1:9 do 9:1, po czym jedną część roztworu zawraca się bezpośrednio do etapu ługowania neutralnego a drugą część roztworu, wraz z zawrotową częścią filtratu oraz z dodatkiem drobnoziarnistej blendy prażonej i/lub pyłów prażalniczych i/lub popiołów cynkowych i/lub wapna, poddaje się częściowemu wytrącaniu żelaza w obecności roztworu siarczanu cynku utrzymując pH na poziomie 4 ± 1 i temperaturę w granicach 40 - 50°C, po czym otrzymaną gęstwę reakcyjną filtruje się, a otrzymany filtrat zawraca się do procesu strącania żelaza i do etapu ługowania neutralnegoA method of leaching zinc-bearing raw materials, comprising neutral leaching of zinc-bearing raw materials, leaching of the sludge obtained after neutral leaching, separating the solid phase from the solution and precipitating iron from the solution, characterized in that the sludge obtained during neutral leaching of zinc-bearing raw materials is subjected to leaching with a return electrolyte containing 20-50 g/l of zinc and 80-135 g/l of free sulfuric acid, so that the concentration of sulfuric acid after the completion of the process within 0.75-1 hour is 30-50 g/l of free acid, preferably 40 g/l, and the temperature of the leaching process does not exceed 65°C, then, after the completion of the leaching, the solid phase is separated from the solution by sedimentation and/or filtration, and the solution separated in this way is divided into two parts in a ratio of 1:9 to 9:1, after which one part of the solution is returned directly to the neutral leaching stage and the other part of the solution, together with the returned part of the filtrate and with the addition of fine-grained roasted blende and/or roasting dust and/or zinc ashes and/or lime, is subjected to partial precipitation of iron in the presence of zinc sulphate solution, maintaining pH at 4 ± 1 and temperature in the range of 40 - 50°C, then the obtained reaction slurry is filtered and the obtained filtrate is returned to the iron precipitation process and to the neutral leaching stage
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób ługowania surowców cynkonośnych, zwłaszcza niskożelazowych surowców cynkonośnych o zawartości Fe do 4%.The subject of the invention is a method for leaching zinc-bearing materials, especially low-iron zinc-bearing materials with Fe content up to 4%.
Znany i stosowany powszechnie sposób ługowania surowców cynkonośnych, który prowadzi się w celu uzyskania elektrolitu do produkcji cynku elektrolitycznego znanym sposobem opisanym, na przykład w czasopiśmie Rudy i metale nieżelazne rok 1981 nr 1, obejmuje następujące etapy: ługowanie zasadnicze, tak zwane ługowanie neutralne i ługowanie szlamów pozostałych po ługowaniu neutralnym. Proces ługowania neutralnego prowadzi się kwasem zwrotnym w temperaturze 60'C w czasie 1-1,5 godzin do pH końcowego 4,7-5,0 w obecności szlamu manganowego i/lub rudy manganowej. Ze względu na konieczność neutralizacji roztworu przed oczyszcza niem w etapie ługowania neutralnego stosuje się pewien nadmiar surowca cynkonośnego, wskutek czego część cynku z tego materiału pozostaje nieprzereagowana w postaci szlamu po ługowaniu oddzielanego na filtrach Moore’a. Z kolei w odrębnym etapie poddaje się ten szlam ługowaniu w celu odzyskania dodatkowym ilości cynku w postaci siarczanu i uzyskane roztwory po oddzieleniu od końcowego, odpadowego szlamu zawraca się do ługowania neutralnego. W etapie ługowania neutralnego odbywa się hydrolityczne oczyszczanie roztworu na zasadzie zjawiska współsirącania zanieczyszczeń z wytrącającym się wodorotlenkiem żelazowym. Ola zapewnienia prawidłowego przebiegu tego procesu jest konieczne utrzymywanie w tym etapie stężenia żelaza w pierwszym okresie ługowania na określonym poziomie, zmiennym dla każdego typu materiału i wynikającym z zawartości zanieczyszczeń w surowcu. Przy przerobie niskożelazowych surowców konieczne jest wprowadzanie w tym celu dodatkowych ilości żelaza do obiegu. Osiąga się to czterema znanymi sposobami. Pierwszy polega na stosowaniu ostrych warunków (wysoka kwasowość rzędu 150-300 g/1 wolnego kwasu siarkowego i wysoka temperatura rzędu 80-100 stopni C) podczas ługowania szlamu z ługowania szlamu z ługowania neutralnego. Przy takim postępowaniu ulegają rozkładowi żelaziany cynku zawarte w surowcu, które nie uległy roztworzeniu podczas ługowania neutralnego. Jest to najczęściej stosowane ponieważ im ostrzejsze są warunki ługowania szlamu tym wyższy końcowy uzysk. Ponieważ otrzymany roztwór zawiera oprócz cynku nadmierną ilość żelaza jest on kierowany do wytrącania jarozytu (w czasie 8-14 godzin « temperaturze 90*C przy obecności kationów pierwszej grupy) lub getytu (przez redukcjęThe known and commonly used method of leaching zinc-bearing materials, which is carried out to obtain an electrolyte for the production of electrolytic zinc, by a known method described, for example, in the journal Ores and non-ferrous metals 1981 No. 1, includes the following steps: primary leaching, so-called neutral leaching and leaching the sludges remaining from neutral leaching. The neutral leaching process is carried out with reflux acid at 60 ° C for 1-1.5 hours to a final pH of 4.7-5.0 in the presence of manganese slurry and / or manganese ore. Due to the need to neutralize the solution prior to purification, some excess zinc bearing material is used in the neutral leaching step so that some of the zinc from this material remains unreacted as a sludge after leaching separated on Moore filters. This sludge is then leached in a separate step to recover additional zinc sulphate, and the resulting solutions, separated from the final waste sludge, are returned to neutral leaching. In the neutral leaching stage, hydrolytic purification of the solution takes place on the basis of the co-precipitation of impurities with the precipitating ferric hydroxide. In order to ensure the correct course of this process, it is necessary to maintain, at this stage, the concentration of iron in the first leaching period at a certain level, variable for each type of material and resulting from the content of impurities in the raw material. When processing low-iron raw materials, it is necessary to circulate additional iron for this purpose. This is achieved in four known ways. The first is to use stringent conditions (high acidity of 150-300 g / l free sulfuric acid and high temperature of 80-100 degrees C) when leaching sludge from neutral leaching sludge. In such a procedure, the ferrous zinc contained in the raw material, which was not dissolved during the neutral leaching, decomposes. This is most commonly used because the more stringent the sludge leaching conditions are, the higher the final yield. Since the obtained solution contains, apart from zinc, an excessive amount of iron, it is directed to the precipitation of jarosite (during 8-14 hours at 90 * C in the presence of cations of the first group) or goetite (by reducing
162 178 siarczkiem cynku i utlenianie powietrzem przy równoczesnym neutralizowaniu). Drugi sposób polega na dodawaniu do ługowania neutralnego siarczanu żelazawego i/lub siarczanu Żelazowego w postaci soli. Trzeci sposób polega na ługowaniu w odrębnym etapie gruboziarnistych frakcji prażonej blendy cynkowej w obecności flotacyjnego koncentratu cynkowego i rudy manganowej, a otrzymana gęstwa podawana jest do ługowania neutralnego. Ten sposób zapewnia zarówno podwyższenie zawartości żelaza w etapie ługowania neutralnego, jak i regulację stężenia manganu w obiegu. Czwarty sposób polega na roztwarzaniu w kwaśnym elektrolicie zwrotnym złomów żelaza i/lub ferromanganu (w przypadku konieczności podwyższenia w obiegu także i stężenia manganu). Stosowane są również kombinacje kilku opisanych sposobów w jednym zakładzie.162 178 with zinc sulfide and air oxidation with simultaneous neutralization). The second method consists in adding neutral ferrous sulfate and / or ferric sulfate in the form of a salt to the leach. The third method consists in leaching in a separate step the coarse fractions of the roasted zinc blende in the presence of zinc flotation concentrate and manganese ore, and the obtained slurry is fed to neutral leaching. This method both increases the iron content in the neutral leaching step and regulates the manganese concentration in the circuit. The fourth method consists in digesting iron and / or ferromanganese scrap in an acid reflux electrolyte (if it is necessary to increase the manganese concentration in the circulation). Combinations of several of the methods described in one plant are also used.
Zastosowanie wspomnianych ostrych warunków w etapie ługowania szlamu z ługowania neutralnego w połączeniu z metodę Jarozytowę lub getytowę jest kosztowne Inwestycyjnie, a dla niewielkiej skali zakładu - nieopłacalne. Stąd stosuje się do przerobu szlamu sposób jak opisano w Rudach i metalach 1981/1. Szlam z filtrów Moore'a ługuje się w temperaturze 90*C w czasie 3 godzin wodnym roztworem stężonego kwasu siarkowego, dodanego w takiej ilości aby końcowe pH wynosiło 2,3. U ten sposób wytrąca się żelazo w postaci wodorotlenku, co pogarsza wybitnie filtrację i powoduje, że sposób ten pozwala co prawda podnieść uzysk cynku, ale nie daje żadnej możliwości kontroli ilości żelaza i jego doprowadzanie jedną z trzech ostatnich metod jest nadal konieczne. Ponadto przy zastosowaniu ostrych warunków ługowania szlamu do roztworu przechodzi wiele dodatkowych zanieczyszczeń, z których niektóre (As, Sb, Ge, Co, Ni) utrudniają proces oczyszczania neutralnego roztworu siarczanu cynku, a krzemionka powoduje zasadnicze pogorszenie filtracji i spowalnia sedymentację do zakresu praktycznie uniemożliwiającego oddzielanie roztworu po wyługowaniu szlamu od szlamu odpadowego.The application of the abovementioned harsh conditions in the neutral leaching sludge leaching stage in combination with the Jarozytowa or Gethite method is costly in terms of investment, and unprofitable for a small scale plant. Hence, the method as described in Ores and Metals 1981/1 is used to treat the sludge. The Moore filter sludge is leached at 90 ° C for 3 hours with an aqueous solution of concentrated sulfuric acid added in such an amount that the final pH is 2.3. In this way, iron is precipitated in the form of hydroxide, which worsens the filtration considerably and causes that this method allows to increase the zinc yield, but does not give any possibility to control the amount of iron and its supply with one of the last three methods is still necessary. In addition, when severe sludge leaching conditions are used, many additional impurities pass into solution, some of which (As, Sb, Ge, Co, Ni) hinder the purification process of a neutral zinc sulphate solution, and silica causes a significant deterioration of filtration and slows sedimentation to an extent practically impossible solution after leaching the sludge from the waste sludge.
Zgodnie z wynalazkiem, szlam otrzymany podczas neutralnego ługowania niskożelazowego surowca cynkonośnego poddaje się ługowaniu w warunkach niskiej aktywności kwasu siarkowego, to znaczy nie wodnym roztworem czystego kwasu ani nie elektrolitem zwrotnym z dodatkiem stężonego kwasu siarkowego, jak ma to miejsce przy intensywnych metodach ługowania szlamu, ale elektrolitem zwrotnym, zawierającym 20-50 g/1 cynku i 80-135 g/1 wolnego kwasu siarkowego. Proces prowadzi się w sposób okresowy lub ciągły, dobierając proporcję ilości elektrolitu zwrotnego do szlamu w taki sposób, aby stężenie kwasu po zakończeniu procesu w czasie 0,75-1 godziny wynosiło 30-50 g/1 wolnego kwasu, korzystnie 40 g/1. Temperatura procesu nie powinna przekroczyć 65*C. Po zakończeniu ługowania rozdziela się fazy, a roztwór oddzielony przez sedymentację i/lub filtrację dzieli się na dwie części w stosunku od 1:9 do 9:1. Stosunek podziału tego strumienia zależy od zawartości żelaza na drugim stopniu utlenienia w blendzie prażonej i od wymaganego stężenia żelaza w etapie ługowania neutralnego. Część zostaje zawrócona bezpośrednio do etapu ługowania neutralnego, a resztę poddaje się częściowemu wytrącaniu żelaza. Częściowe strącanie żelaza prowadzi się w niewielkim ciągłym obiegu, złożonym z reaktora strącającego i filtra o działaniu ciągłym. 0o reaktora zawierającego roztwór siarczanu cynku wprowadza się powoli w sposób ciągły roztwór przeznaczony do częściowego wytrącenia żelaza, zawraca się część filtratu i wprowadza się drobnoziarnistą blendę prażoną i/lub pyły z prażalni i/lub popiół cynkowy i/lub wapno. Pojemność robocza reaktora powinna przekraczać co najmniej trzykrotnie objętość roztworu żelazonośnego wprowadzanego w ciągu godziny. Równocześnie odprowadza się do odfiltrowania w filtrze gęstwę reakcyjną z szybkością zapewniającą utrzymanie stałego poziomu w reaktorze. Część filtratu zawraca się do reaktora, a część dołącza do strumienia wysyłanego do ługowania neutralnego.According to the invention, the sludge obtained during the neutral leaching of low-iron zinc bearing raw material is leached under low sulfuric acid activity conditions, i.e. not with pure acid aqueous solution or with concentrated sulfuric acid reflux electrolyte, as is the case with intensive sludge leaching methods, but with reflux electrolyte containing 20-50 g / l of zinc and 80-135 g / l of free sulfuric acid. The process is carried out in a batch or continuous manner, selecting the ratio of the amount of reflux electrolyte to the sludge in such a way that the acid concentration after the end of the process within 0.75-1 hour amounts to 30-50 g / l of free acid, preferably 40 g / l. The process temperature should not exceed 65 * C. Upon completion of the leaching, the phases are separated and the solution separated by sedimentation and / or filtration is divided into two parts in a ratio of 1: 9 to 9: 1. The split ratio of this stream depends on the iron content in the second oxidation state in the calcination blend and on the required iron concentration in the neutral leaching step. Some is returned directly to the neutral leaching stage and the rest is subjected to partial iron precipitation. The partial precipitation of iron is carried out in a small continuous cycle consisting of a precipitation reactor and a continuous filter. The reactor containing the zinc sulphate solution is slowly and continuously fed with the solution intended for partial precipitation of iron, part of the filtrate is recycled and the fine calcined blend and / or roaster dust and / or zinc ash and / or lime are introduced. The working capacity of the reactor should be at least three times the volume of iron-bearing solution introduced per hour. At the same time, the reaction slurry is discharged for filtration in the filter at a rate that maintains a constant level in the reactor. Part of the filtrate is returned to the reactor and part is added to the stream sent to neutral leaching.
W reaktorze strącającym utrzymuje się pH na poziomie 4 - 1, a temperaturę w zakresie 40-50 stopni C.In the precipitation reactor, the pH is kept at 4 - 1 and the temperature in the range of 40-50 degrees C.
Nieoczekiwanie okazało się, że przy takim prowadzeniu procesu uzyskuje się podniesienie ogólnego uzysku cynku wbrew znanej zasadzie, że podniesieniu uzysku cynku sprzyjają ostre (temperaturowo i kwasowo) warunki ługowania szlamu, a ponadto uzyskuje się możliwość kontroli stężenia żelaza w etapie ługowania neutralnego na dowolnie wybranym, korzystnym poziomie.Surprisingly, it turned out that by carrying out the process in such a way, the overall zinc yield is increased, contrary to the known principle that the elevation of the zinc yield is favored by severe (temperature and acid) conditions of sludge leaching, and moreover, it is possible to control the iron concentration in the neutral leaching stage at any chosen one favorable level.
162 178162 178
Okazało się również, że przy zachowaniu tych warunków osiąga się kontrolę stę2enia zanieczyszczeń, gdyż przechodzę one do roztworu podczas ługowania w stopniu mniejszym niż przy intensywnym ługowaniu, a na osadzie z częściowego wytrącania żelaza następuje ich współstrącanie, podobnie jak ma to miejsce przy współstrącaniu na wodorotlenku żelazowym. Dodatkowo występuje duża szybkość sedymentacji i filtracji po ługowaniu (6-10 mm/min przy sedymentacji i 0,4-0,5 m/h przy filtracji) a przy częściowym strącaniu żelaza otrzymuje się osad o dużej szybkości filtracji powyżej 0,25 m/h. Zaletą wynalazku jest podwyższenie uzysku cynku przy ługowaniu szlamów z ługowania neutralnego, możliwość ustawienia stężenia żelaza w procesie ługowania neutralnego na dowolnym korzystnym poziomie, zmniejszenie jednostkowego zużycia rudy manganowej, znaczna poprawa szybkości sedymentacji i filtracji i obniżenie wilgotności placka filtracyjnego o ok. 10¼.It also turned out that under these conditions, the control of the concentration of impurities is achieved, because they pass into the solution during leaching to a lesser degree than in intensive leaching, and their co-precipitation occurs on the sludge from partial iron precipitation, similar to the co-precipitation on hydroxide iron. In addition, there is a high sedimentation and filtration rate after leaching (6-10 mm / min for sedimentation and 0.4-0.5 m3 / h for filtration), and with partial precipitation of iron, a precipitate with a high filtration rate above 0.25 m / h is obtained. h. An advantage of the invention is to increase the zinc yield in the leaching of neutral leaching sludge, the ability to set the iron concentration in the neutral leaching process to any preferred level, reduce the specific consumption of manganese ore, significantly improve the sedimentation and filtration rate and reduce the moisture of the filter cake by approx. 10¼.
Przykład I. W ługowaniu neutralnym 2 kg blendy w 14 1 elektrolitu zwrotnego stężenie żelaza na początku procesu wynosiło 0,7 g/1. W wyniku ługowania neutralnego otrzymano mokry szlam o zawartości w suchej masie 21,5¼ Zn, 7,5¼ Fe i 59¼ wody. Szlam ten w ilości 1 kg poddano ługowaniu w 1,5 1 kwasu zwrotnego o stężeniu 55 g/1 Zn i 150 g/1 kwasu siarkowego w czasie 55 minut. Po rozdzieleniu faz otrzymano 1,7 1 roztworu zawierającego 85 g/1 Zn, 7 g/1 Fe, 40 g/1 kwasu siarkowego przy szybkości filtracji 0,45 m/h. Ze względu na niską zawartość Żelaza w ługowaniu neutralnym przeznaczono 90¼ tej objętości do zawrócenia, dzięki czemu podniesiono stężenie żelaza w następnym ługowaniu neutralnym do poziomu 1,2 g/1. Pozostałe 10¼ tej objętości poddano częściowemu strącaniu Fe przez wprowadzanie jej w czasie 0,25 godziny do 5 1 roztworu siarczanu cynku o stężeniu 110 g/1 Zn dodając w sposób ciągły 15 g drobnoziarnistej blendy o zawartości 60¼ Zn w celu utrzymania pH na poziomie 4,0. Równocześnie wyprowadzono do filtracji 0,16 1 gęstwy i otrzymano filtrat o stężeniu 0,2 g/1 Fe i placek o zawartości 19¼ Fe i 25¼ Zn w ilości 6,6 g.Example 1. In neutral leaching of 2 kg of blend in 14 liters of reflux electrolyte, the concentration of iron at the beginning of the process was 0.7 g / l. Neutral leaching resulted in a wet sludge with a dry matter content of 21.5 ¼ Zn, 7.5 ¼ Fe and 59 ¼ water. 1 kg of this sludge was leached in 1.5 l of 55 g / l Zn reflux acid and 150 g / l sulfuric acid for 55 minutes. After phase separation, 1.7 l of a solution containing 85 g / l Zn, 7 g / l Fe, 40 g / l sulfuric acid was obtained at a filtration speed of 0.45 m / h. Due to the low iron content in the neutral leach, 90¼ of this volume was intended for recycling, thereby increasing the iron concentration in the subsequent neutral leach to 1.2 g / l. The remaining 10¼ of this volume was subjected to partial precipitation of Fe by introducing it over a period of 0.25 hours to 5 liters of zinc sulphate solution at a concentration of 110 g / 1 Zn, while continuously adding 15 g of fine-grained blend with a content of 60¼ Zn to maintain the pH at 4, 0. At the same time, 0.16 l of slurry was introduced for filtration, and a filtrate with a concentration of 0.2 g / 1 Fe and a cake with a content of 19¼ Fe and 25¼ Zn in the amount of 6.6 g were obtained.
Po zbilansowaniu cynku okazało się że odzyskano 60¼ cynku w tych dwu operacjach, co dało przy 80¼ uzysku w ługowaniu neutralnym 92¼ uzysk całkowity.After zinc balancing, it turned out that 60¼ of zinc was recovered in these two operations, which gave a total recovery of 80¼ recovery in neutral leaching.
Przykład II. N ługowaniu neutralnym 2 kg blendy w 14 1 elektrolitu zwrotnego stężenie żelaza na początku procesu wynosiło 1,7 g/1. W wyniku ługowania neutralnego otrzymano mokry szlam o zawartości w suchej masie 25,5¼ Zn, 8,5¼ Fe i 43¼ wody. Szlam ten w ilości 1 kg poddano ługowaniu w 1,8 1 kwasu zwrotnego o stężeniu 55 g/1 Zn i 150 g/1 kwasu siarkowego w czasie 55 minut. Po rozdzieleniu faz otrzymano 2,0 1 roztworu zawierającego 82 g/1 Zn, 7,8 g/1 Fe, 55 g/1 kwasu siarkowego przy szybkości filtracji 0,40 m/h. Ze względu na wysoką zawartość żelaza w ługowaniu neutralnym przeznaczono 10¼ tej objętości do zawrócenia, dzięki czemu podniesiono stężenie żelaza w następnym ługowaniu neutralnym do poziomu 1,75 g/1 Pozostałe 90¼ tej objętości poddano częściowemu strącaniu Fe przez wprowadzanie jej w czasie 1,5 godziny do 5 1 roztworu siarczanu cynku o stężeniu 110 g/1 Zn dodając równocześnie w sposób ciągły 155 g drobnoziarnistej blendy o zawartości 60¼ Zn w celu utrzymania pH na poziomie 4,0. Równocześnie wyprowadzono do filtracji 2,1 1 gęstwy i otrzymano filtrat o stężeniu 0,15 g/1 Fe i placek o zawartości 17¼ Fe i 22¼ Zn w ilości 80,7 g.Example II. In neutral leaching of 2 kg of blend in 14 l of reflux electrolyte, the iron concentration at the beginning of the process was 1.7 g / l. As a result of neutral leaching, a wet sludge was obtained with a dry matter content of 25.5 ¼ Zn, 8.5 ¼ Fe and 43 ¼ water. 1 kg of this sludge was leached in 1.8 l of 55 g / l Zn reflux acid and 150 g / l sulfuric acid for 55 minutes. After phase separation, 2.0 l of a solution containing 82 g / l Zn, 7.8 g / l Fe, 55 g / l sulfuric acid was obtained at a filtration speed of 0.40 m / h. Due to the high iron content in the neutral leach, 10¼ of this volume was intended for recycling, so that the iron concentration in the next neutral leach was raised to 1.75 g / 1. The remaining 90¼ of this volume was subjected to partial precipitation of Fe by introducing it over 1.5 hours to 5 liters of zinc sulphate solution at a concentration of 110 g / 1 Zn while simultaneously adding continuously 155 g of fine grain blend with a content of 60¼ Zn to maintain the pH at 4.0. At the same time, 2.1 liters of slurry were taken for filtration and a filtrate with a concentration of 0.15 g / 1 Fe and a cake with a content of 17¼ Fe and 22¼ Zn in the amount of 80.7 g were obtained.
Po zbilansowaniu cynku okazało się, że odzyskano 54¼ cynku w tych dwu operacjach, co dało przy 79¼ uzysku w ługowaniu neutralnym 90,5¼ uzysk całkowity.After zinc equilibration, it turned out that 54¼ of zinc was recovered in these two operations, which gave a total yield of 79¼ of neutral leach.
Departament Wydawnictw UP RP Nakład 90 egz.Publishing Department of the Polish Patent Office of the Republic of Poland Circulation 90 copies
Cena 10 000 złPrice: PLN 10,000
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL28832690A PL162178B1 (en) | 1990-12-18 | 1990-12-18 | The method of leaching of zinc-bearing materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL28832690A PL162178B1 (en) | 1990-12-18 | 1990-12-18 | The method of leaching of zinc-bearing materials |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL288326A1 PL288326A1 (en) | 1992-06-26 |
| PL162178B1 true PL162178B1 (en) | 1993-09-30 |
Family
ID=20053251
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL28832690A PL162178B1 (en) | 1990-12-18 | 1990-12-18 | The method of leaching of zinc-bearing materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL162178B1 (en) |
-
1990
- 1990-12-18 PL PL28832690A patent/PL162178B1/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL288326A1 (en) | 1992-06-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3976743A (en) | Treatment of zinc plant residue | |
| RU2117057C1 (en) | Method for recovery of zinc and iron from zinc- and iron-containing materials (versions) | |
| US5453253A (en) | Method of reprocessing jarosite-containing residues | |
| US4440569A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
| US4619814A (en) | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates | |
| US4676828A (en) | Process for the leaching of sulphides containing zinc and iron | |
| RU2178007C2 (en) | Method of recovering nickel and/or cobalt from ore or concentrate | |
| RU2198942C2 (en) | Method of leaching zinc concentrate under atmospheric conditions | |
| JPS5956537A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulfide material | |
| CA1216157A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
| US4505744A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material | |
| US4305914A (en) | Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content | |
| US4594102A (en) | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material | |
| US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
| EP0155250A1 (en) | A method for recovering the metal values from materials containing iron | |
| US3753692A (en) | A process for the coproduction of zinc and sulphuric acid from zinc sulphide ores | |
| CA1097507A (en) | Process of treating residues from the leaching of roasted zinc blende | |
| JP4511519B2 (en) | Zinc recovery method by countercurrent leaching | |
| US5585079A (en) | Method for leaching material containing zinc oxide and zinc silicate | |
| JPS63494B2 (en) | ||
| PL162178B1 (en) | The method of leaching of zinc-bearing materials | |
| US3860696A (en) | Production of iron sulfate monohydrate | |
| JPS63166935A (en) | Hydrometallurgical extraction of metals and elemental sulfur from metal sulfides | |
| RU2079561C1 (en) | Method of oxidized polymetallic materials processing | |
| US20240092654A1 (en) | Process for the purification of manganese sulfate solutions and subsequent crystallization of high purity manganese sulfate monohydrate |