RU2767385C1 - Method for processing oxidised zinc ore - Google Patents
Method for processing oxidised zinc ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2767385C1 RU2767385C1 RU2020135956A RU2020135956A RU2767385C1 RU 2767385 C1 RU2767385 C1 RU 2767385C1 RU 2020135956 A RU2020135956 A RU 2020135956A RU 2020135956 A RU2020135956 A RU 2020135956A RU 2767385 C1 RU2767385 C1 RU 2767385C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- ore
- stage
- zinc
- solution
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 59
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 58
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 57
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 57
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 78
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 64
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 23
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 20
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 20
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 5
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 5
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 abstract 3
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 abstract 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 20
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 description 6
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229940105847 calamine Drugs 0.000 description 3
- 229910052864 hemimorphite Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 3
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 3
- 235000014692 zinc oxide Nutrition 0.000 description 3
- CPYIZQLXMGRKSW-UHFFFAOYSA-N zinc;iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3].[Zn+2] CPYIZQLXMGRKSW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- 238000009858 zinc metallurgy Methods 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G9/00—Compounds of zinc
- C01G9/06—Sulfates
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности, к гидрометаллургической переработке окисленной цинковой руды.The invention relates to metallurgy, in particular, to the hydrometallurgical processing of oxidized zinc ore.
Минеральным промышленным сырьем для металлургии цинка являлись и являются рудные концентраты сфалерита (ZnS), содержащие более 40% масс. цинка, а в последнее время являются также окисленные цинковые руды каламина (Zn4[Si2O7](OH)2⋅H2O), смитсонита (ZnCO3) и других окисленных цинковых минералов, содержащие первые десятки % масс. цинка. Примером окисленного цинкового сырья, вовлекаемого в настоящее время в промышленный вельц-процесс, является каламин-смитсонитовая руда, исследованная в работе (Рамазанова Р.А., Самойлов В.И., Быков Р.А., Серая Н.В. Исследование минералогического состава окисленной цинковой руды // Вестник Национальной инженерной академии Республики Казахстан. 2018. - №4. - С. 60-66. [1]).Sphalerite ore concentrates (ZnS) containing more than 40 wt.% have been and are mineral industrial raw materials for zinc metallurgy. zinc, and recently there are also oxidized zinc ores of calamine (Zn 4 [Si 2 O 7 ](OH) 2 ⋅H 2 O), smithsonite (ZnCO 3 ) and other oxidized zinc minerals containing the first tens of wt.%. zinc. An example of oxidized zinc raw materials currently involved in the industrial Waelz process is calamine-smithsonite ore, studied in the work (Ramazanova R.A., Samoilov V.I., Bykov R.A., Seraya N.V. Study of the mineralogical composition of oxidized zinc ore // Bulletin of the National Engineering Academy of the Republic of Kazakhstan, 2018, No. 4, pp. 60-66 [1]).
В настоящее время в металлургии цинка наиболее распространенным является гидрометаллургический способ переработки сфалеритового концентрата, принятый за способ-аналог (Матвеев Ю.Н., Стрижко С.М. Технология металлургического производства цветных металлов. - М.: Металлургия, 1986. - 368 с. стр. 269-273 [2]). Данный способ включает окислительный обжиг указанного концентрата с получением цинкового огарка, легко вскрывающегося серной кислотой, сернокислотное выщелачивание цинка из цинкового огарка, разделение пульпы выщелачивания на нерастворимый кек и раствор сульфата цинка. Данный раствор далее используется для его очистки от водорастворимых примесей и затем для электролитического получения цинка (Матвеев Ю.Н., Стрижко С.М. Технология металлургического производства цветных металлов. - М.: Металлургия, 1986. - 368 с. стр. 272-275, 345-347 [2]). Поскольку кек в способе-аналоге еще содержит значительные количества цинка, для его доизвлечения в раствор сульфата цинка применяется вельц-процесс, завершающийся получением отвального продукта - клинкера, практически свободного от цинка.Currently, in zinc metallurgy, the most common is the hydrometallurgical method of processing sphalerite concentrate, adopted as an analogue method (Matveev Yu.N., Strizhko S.M. Technology of metallurgical production of non-ferrous metals. - M .: Metallurgy, 1986. - 368 p. pp. 269-273 [2]). This method includes oxidative roasting of the specified concentrate to obtain a zinc cinder easily opened with sulfuric acid, sulfuric acid leaching of zinc from the zinc cinder, separation of the leaching pulp into an insoluble cake and a solution of zinc sulfate. This solution is further used for its purification from water-soluble impurities and then for the electrolytic production of zinc (Matveev Yu.N., Strizhko S.M. Technology of metallurgical production of non-ferrous metals. - M .: Metallurgy, 1986. - 368 p. 272- 275, 345-347 [2]). Since the cake in the analog method still contains significant amounts of zinc, a Waelz process is used to extract it into a solution of zinc sulfate, resulting in the production of a waste product - clinker, practically free of zinc.
Недостатками способа-аналога являются: 1) высокие затраты на обогащение руды с получением сфалеритового концентрата; 2) необходимость применения дорогостоящего окислительного обжига концентрата для перевода сфалерита в легко вскрываемые серной кислотой соединения; 3) низкое извлечения цинка из руды в концентрат, обычно составляющее порядка 75% и даже значительно меньшую величину для некоторых месторождений сфалерита (Чантурия Е.Л., Иванова Т.А., Зимбовский И.Г. О повышении селективности флотации сульфидов колчеданных руд // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 2013. - №1. - С. 146-152. [3]), что приводит к сквозному извлечению цинка из руды в раствор сульфата цинка менее ~75%, учитывая потери цинка в его гидрометаллургии; 4) необходимость проведения дорогостоящего вельц-процесса для доизвлечения цинка из кека.The disadvantages of the analogue method are: 1) the high cost of ore dressing to obtain sphalerite concentrate; 2) the need to use expensive oxidative roasting of the concentrate to convert sphalerite into compounds that are easily opened by sulfuric acid; 3) low extraction of zinc from ore into concentrate, usually of the order of 75% and even a significantly lower value for some sphalerite deposits (Chanturiya E.L., Ivanova T.A., Zimbovsky I.G. On increasing the selectivity of flotation of sulfides of pyrite ores / / Physico-technical problems of mining, 2013. - No. 1. - P. 146-152. [3]), which leads to a through extraction of zinc from the ore into a zinc sulfate solution of less than ~ 75%, taking into account the loss of zinc in its hydrometallurgy ; 4) the need for an expensive Waelz process to recover zinc from the cake.
Наиболее близким по совокупности признаков к заявляемому изобретению является способ переработки окисленной цинковой руды (каламин-смитсонитовой (Рамазанова Р.А., Самойлов В.И., Быков Р.А., Серая Н.В. Исследование минералогического состава окисленной цинковой руды // Вестник Национальной инженерной академии Республики Казахстан. 2018. - №4. - С. 60-66. [1]), принятый за способ-прототип (Рамазанова Р.А., Серая Н.В., Быков Р.А., Мамяченков С.В., Анисимова О.С. Закономерности выщелачивания окисленной цинковой руды месторождения «Шаймерден» // Металлург. 2016. - №6. - С. 78-82. [4]). Этот способ предусматривает сернокислотное выщелачивание указанной руды крупностью - 1 мм и массой 25 г, содержащей 21,07% масс. цинка, в растворе серной кислоты (конц. 160 г/дм3), взятом в объеме 0,1 дм3 [(Т:Ж) выщелачивания 1:4 по исходной руде)], при температуре и продолжительности выщелачивания 60°С и 60 мин, последующее разделение пульпы выщелачивания на раствор сульфата цинка и нерастворимый кек. Данный кек не требуется подвергать вельц-процессу для доизвлечения из него цинка, поскольку извлечение цинка из руды в раствор сульфата цинка в способе-прототипе также, как в способе-аналоге находится на уровне 75%. При этом способ-прототип в отличие от способа-аналога не требует проведения дорогостоящих процессов обогащения окисленной цинковой руды с получением цинкового концентрата и окислительного обжига такого концентрата.The closest in terms of the totality of features to the claimed invention is a method for processing oxidized zinc ore (calamine-smithsonite (Ramazanova R.A., Samoilov V.I., Bykov R.A., Seraya N.V. Study of the mineralogical composition of oxidized zinc ore // Bulletin of the National Engineering Academy of the Republic of Kazakhstan. 2018. - No. 4. - P. 60-66. [1]), adopted as a prototype method (Ramazanova R.A., Seraya N.V., Bykov R.A., Mamyachenkov S.V., Anisimova O.S. Leaching patterns of oxidized zinc ore from the Shaimerden deposit // Metallurg. 2016. - No. 6. - P. 78-82. [4]).This method involves sulfuric acid leaching of the specified ore with a size of - 1 mm and weighing 25 g, containing 21.07 wt.% zinc, in a solution of sulfuric acid (conc. 160 g / dm 3 ), taken in a volume of 0.1 dm 3 [(S: W) leaching 1: 4 according to the original ore)], at a temperature and duration of leaching of 60°C and 60 min, the subsequent separation of the leaching pulp into a zinc sulfate solution and an insoluble cake. This cake does not need to be subjected to the Waelz process to extract zinc from it, since the extraction of zinc from the ore into a solution of zinc sulfate in the prototype method, as well as in the analogue method, is at the level of 75%. The prototype method, in contrast to the analogue method, does not require expensive enrichment processes for oxidized zinc ore to produce zinc concentrate and oxidative roasting of such a concentrate.
Однако, несмотря на указанные преимущества способа-прототипа, его недостатком, по-прежнему, является низкое извлечение цинка из руды в раствор сульфата цинка, составляющее всего ~75%. Кроме того, недостатком способа-прототипа является повышенный расход серной кислоты на выщелачивание окисленной цинковой руды - 0,64 г/г руды.However, despite these advantages of the prototype method, its disadvantage, as before, is the low extraction of zinc from the ore into a solution of zinc sulfate, which is only ~75%. In addition, the disadvantage of the prototype method is the increased consumption of sulfuric acid for leaching of oxidized zinc ore - 0.64 g/g of ore.
Задачей заявляемого изобретения является разработка способа переработки окисленной цинковой руды, обеспечивающего повышение сернокислотное извлечения цинка из данной руды в раствор сульфата цинка и снижение расхода серной кислоты в данном процессе на основе использования четырехстадийного сернокислотного выщелачивания указанной руды в противоточном режиме при заданной концентрации серной кислоты перед проведением каждой стадии выщелачивания.The objective of the claimed invention is to develop a method for processing oxidized zinc ore, providing an increase in sulfuric acid extraction of zinc from this ore into a solution of zinc sulfate and reducing the consumption of sulfuric acid in this process based on the use of four-stage sulfuric acid leaching of the specified ore in countercurrent mode at a given concentration of sulfuric acid before each leaching stages.
Сущность заявляемого способа переработки окисленной цинковой руды заключается в том, что в отличие от известного способа-прототипа, включающего сернокислотное выщелачивание руды, разделение полученной пульпы на раствор сульфата цинка и нерастворимый кек, согласно заявляемому изобретению выщелачивание руды проводят в четырехстадийном противоточном режиме, причем 1-ую стадию выщелачивания проводят серной кислотой концентрацией 98 г/л, отфильтрованный кек подвергают 2-ой стадии выщелачивания в растворе серной кислоты концентрацией 28 г/л, кек 2-ой стадии выщелачивания руды подвергают 3-ей стадии выщелачивания в растворе серной кислоты концентрацией 14 г/л, кек 3-ей стадии подвергают 4-ой стадии выщелачивания водой с получением раствора сульфата цинка и нерастворимого кека, температура пульпы на стадиях выщелачивания соответственно 40°С, 40°С, 40°С и 25°С, продолжительность для каждой указанной стадии 10 минут и Т:Ж=1:4 по исходной руде.The essence of the proposed method for processing oxidized zinc ore lies in the fact that, in contrast to the known prototype method, including sulfuric acid leaching of ore, separation of the resulting pulp into a zinc sulfate solution and insoluble cake, according to the claimed invention, ore leaching is carried out in a four-stage countercurrent mode, with 1- the first stage of leaching is carried out with sulfuric acid with a concentration of 98 g/l, the filtered cake is subjected to the 2nd stage of leaching in a solution of sulfuric acid with a concentration of 28 g/l, the cake of the 2nd stage of ore leaching is subjected to the 3rd stage of leaching in a solution of sulfuric acid with a concentration of 14 g /l, cake of the 3rd stage is subjected to the 4th stage of leaching with water to obtain a solution of zinc sulfate and insoluble cake, the temperature of the pulp at the stages of leaching, respectively, 40°C, 40°C, 40°C and 25°C, the duration for each indicated stage 10 minutes and T:W=1:4 for the original ore.
Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в известном способе переработки окисленной цинковой руды, включающем сернокислотное выщелачивание руды, разделение полученной пульпы на раствор сульфата цинка и нерастворимый кек, согласно заявляемому изобретению выщелачивание руды проводят в четырехстадийном противоточном режиме, причем 1-ую стадию выщелачивания проводят серной кислотой концентрацией 98 г/л, при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 минут, после чего пульпу выщелачивания фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-ой стадии выщелачивания в растворе серной кислоты концентрацией 28 г/л при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 минут, после пульпу фильтруют, затем отфильтрованный кек 2-ой стадии выщелачивания руды подвергают 3-ей стадии выщелачивания в растворе серной кислоты концентрацией 14 г/л при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 минут, после пульпу выщелачивания фильтруют, а отфильтрованный кек 3-ей стадии подвергают 4-ой стадии выщелачивания водой при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 25°С в течение 10 минут, после окончания 4-ой стадии процесса пульпу выщелачивания фильтруют с получением раствора сульфата цинка и нерастворимого кека (Фиг. 1).The solution of the problem and the achievement of the corresponding technical results is ensured by the fact that in the known method of processing oxidized zinc ore, including sulfuric acid leaching of the ore, separation of the resulting pulp into a solution of zinc sulfate and an insoluble cake, according to the claimed invention, the leaching of the ore is carried out in a four-stage countercurrent mode, and 1- the first stage of leaching is carried out with sulfuric acid with a concentration of 98 g / l, at T: W = 1: 4 for the original ore, at a temperature of 40 ° C for 10 minutes, after which the leaching pulp is filtered, the filtered cake is subjected to the 2nd stage of leaching in a solution of sulfuric acids with a concentration of 28 g/l at T:W=1:4 according to the original ore, temperature 40°C for 10 minutes, after the pulp is filtered, then the filtered cake of the 2nd stage of ore leaching is subjected to the 3rd stage of leaching in a solution of sulfuric acid concentration of 14 g/l at T:W=1:4 for the original ore, temperature 40°C for 10 minutes, after pulp leaching the filtered cake is filtered, and the filtered cake of the 3rd stage is subjected to the 4th stage of leaching with water at T:W=1:4 according to the original ore, at a temperature of 25°C for 10 minutes, after the end of the 4th stage of the process, the leaching pulp is filtered to obtain zinc sulfate solution and insoluble cake (Fig. one).
Заявляемый способ по сравнению со способом-прототипом позволяет повысить сернокислотное извлечение цинка из окисленной цинковой руды в раствор сульфата цинка с ~75% до 94,61÷94,65% и сократить расход серной кислоты не менее, чем на 12,5% (с 0,64 г/г руды до 0,56 г/г руды и более).The inventive method, compared with the prototype method, allows to increase the sulfuric acid extraction of zinc from oxidized zinc ore into a solution of zinc sulfate from ~ 75% to 94.61÷94.65% and reduce the consumption of sulfuric acid by at least 12.5% (with 0.64 g/g of ore to 0.56 g/g of ore and more).
Пример осуществления способа.An example of the implementation of the method.
Для реализации заявляемого способа (Фиг. 1, опыт 1) навеску окисленной цинковой каламин-смитсонитовой руды крупностью - 1 мм с содержанием цинка 21,07% и массой 25 г подвергали первой стадии выщелачивания в растворе серной кислоты (конц. 98 г/л) при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 мин. По окончании первой стадии процесса пульпу выщелачивания фильтровали. Отфильтрованный кек далее подвергали 2-ой стадии сернокислотного выщелачивания при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 мин, применяя на данной стадии выщелачивания раствор серной кислоты с концентрацией 28 г/л. Затем пульпу выщелачивания фильтровали. Отфильтрованный кек со 2-ой стадии сернокислотного выщелачивания руды подвергали 3-ей стадии ее сернокислотного выщелачивания при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 мин, применяя на данной стадии выщелачивания раствор серной кислоты с концентрацией 14 г/л. По окончании 3-ей стадии процесса пульпу выщелачивания фильтровали и отфильтрованный кек подвергали 4-ой стадии выщелачивания при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 40°С в течение 10 мин, применяя на этой стадии выщелачивания воду. По окончании 4-ой стадии процесса пульпу выщелачивания фильтровали и отфильтрованный кек сушили до постоянной массы (Фиг. 1, опыт 1, кек 4).To implement the proposed method (Fig. 1, experiment 1), a sample of oxidized zinc calamine-smithsonite ore with a particle size of 1 mm with a zinc content of 21.07% and a weight of 25 g was subjected to the first stage of leaching in a solution of sulfuric acid (conc. 98 g/l) at T:W=1:4 for the original ore, temperature 40°C for 10 min. At the end of the first stage of the process, the leaching pulp was filtered. The filtered cake was further subjected to the 2nd stage of sulfuric acid leaching at T:W=1:4 according to the original ore, at a temperature of 40°C for 10 min, using a sulfuric acid solution with a concentration of 28 g/l at this stage of leaching. The leach pulp was then filtered. The filtered cake from the 2nd stage of sulfuric acid leaching of the ore was subjected to the 3rd stage of its sulfuric acid leaching at T:W=1:4 according to the original ore, at a temperature of 40°C for 10 min, using a sulfuric acid solution with a concentration of 14 g/l. At the end of the 3rd stage of the process, the leaching pulp was filtered and the filtered cake was subjected to the 4th stage of leaching at T:W=1:4 for the original ore, a temperature of 40°C for 10 min, using water at this leaching stage. At the end of the 4th stage of the process, the leaching pulp was filtered and the filtered cake was dried to constant weight (Fig. 1,
Как следует из приведенных выше условий опыта 1 заявляемого способа, удельный расход серной кислоты на выщелачивание руды в данном опыте составил 0,56 г/г руды [(9,8+2,8+1,4)/25=0,56].As follows from the above conditions of
Растворы 2, 3 и 4 сульфата цинка, полученные в опыте 1 заявляемого способа (Фиг. 1), использовали в опыте 2 данного способа соответственно на стадиях 1, 2 и 3 выщелачивания новой порции окисленной цинковой руды крупностью - 1 мм с содержанием цинка 21,07% и массой 25 г. Для использования указанных растворов в опыте 2 заявляемого способа (Фиг. 1) объем этих растворов восполняли водой, а концентрации серной кислоты в них до приведенных выше для опыта 1 значений - 93%-ной серной кислотой. В остальном технологический режим в опыте 2 совпадал с указанным для опыта 1 (Фиг. 1).Solutions 2, 3 and 4 of zinc sulfate, obtained in
Аналогично проводили опыты 3 и 4 заявляемого способа (Фиг. 1).Similarly conducted experiments 3 and 4 of the proposed method (Fig. 1).
Также проведена переработка окисленной цинковой каламин-смитсонитовой руды крупностью - 1 мм с содержанием цинка 21,07% и массой 25 г по способу-прототипу, включающему выщелачивание указанной навески руды раствором серной кислоты (конц. 160 г/дм3) при Т:Ж=1:4 по исходной руде, температуре 60°С в течение 60 мин, последующее разделение пульпы выщелачивания на раствор сульфата цинка и кек 1, который сушили до постоянной массы (Фиг. 1, опыт 1 с одностадийным процессом выщелачивания руды и фильтрованием полученной пульпы).Also, the processing of oxidized zinc calamine-smithsonite ore with a particle size of 1 mm with a zinc content of 21.07% and a mass of 25 g was carried out according to the prototype method, including leaching of the specified sample of the ore with a solution of sulfuric acid (conc. 160 g/dm 3 ) at T: W =1:4 for the original ore, temperature 60°C for 60 min, subsequent separation of the leaching pulp into a zinc sulfate solution and
Как следует из приведенных выше условий реализации способа-прототипа, удельный расход серной кислоты на выщелачивание окисленной цинковой руды в данном опыте составил 0,64 г/г руды [16/25=0,64].As follows from the above conditions for the implementation of the prototype method, the specific consumption of sulfuric acid for the leaching of oxidized zinc ore in this experiment was 0.64 g/g of ore [16/25=0.64].
В таблице приведены результаты реализации заявляемого способа и, для сравнения, способа-прототипа.The table shows the results of the implementation of the proposed method and, for comparison, the prototype method.
Из данных, представленных в таблице (опыт 1), следует, что способ - прототип позволяет извлекать из окисленной цинковой руды в раствор сульфата цинка лишь 75,32% цинка.From the data presented in the table (experiment 1), it follows that the prototype method allows you to extract from oxidized zinc ore in a solution of zinc sulfate, only 75.32% of zinc.
Возможно, процесс одностадийного выщелачивания окисленной руды по способу-прототипу лимитируется скоростью диффузии молекул серной кислоты вглубь частиц каламина через слой образующегося на них кремнезема, учитывая низкую растворимость кремнезема, что находит свое подтверждение также в Примечании 1 к таблице о низком извлечении цинка.It is possible that the process of one-stage leaching of oxidized ore according to the prototype method is limited by the rate of diffusion of sulfuric acid molecules deep into the calamine particles through the layer of silica formed on them, given the low solubility of silica, which is also confirmed in
2. В опыте 5, проведенном в соответствии с опытами 1-4 (Фиг. 1), содержание цинка в растворе 1 составляет 61,55 г/ дм3, а извлечение цинка в раствор сульфата цинка, рассчитанное по сухому кеку 4 (16,30 г, 1,73% масс. цинка), равно 94,65%.2. In experiment 5 , carried out in accordance with experiments 1-4 (Fig. 1), the zinc content in
Заявляемый способ лишен указанного недостатка, т.к. позволяет обновлять реакционную поверхность каламина в процессе четырехстадийного выщелачивания каламин-смитсонитовой руды (Фиг. 1) и повышать, тем самым, извлечение из нее цинка в сульфатный раствор по сравнению со способом-прототипом [с 75,32% (таблица, опыт 1) до 94,61÷94,65% (таблица, опыты 1-4)].The inventive method is devoid of this drawback, because allows you to update the reaction surface of calamine in the process of four-stage leaching of calamine-smithsonite ore (Fig. 1) and thereby increase the extraction of zinc from it into a sulfate solution compared to the prototype method [from 75.32% (table, experiment 1) to 94.61÷94.65% (table, experiments 1-4)].
Кроме того, как показано выше, заявляемый способ по сравнению со способом-прототипом позволяет снизить удельный расход серной кислоты на 12,5% (и более за счет противотока сернокислого раствора сульфата цинка).In addition, as shown above, the inventive method in comparison with the prototype method allows to reduce the specific consumption of sulfuric acid by 12.5% (or more due to the counterflow of zinc sulfate solution of zinc sulfate).
Преимуществом заявляемого способа перед способом-прототипом согласно данным, представленным в таблице, является также более высокое содержание цинка в получаемом целевом растворе сульфата цинка - растворе 1 (Фиг. 1). Так, целевой раствор, полученный по способу-прототипу, содержит лишь 55,55 г/дм3 цинка (таблица, опыт 1), тогда как заявляемый способ позволяет накаливать содержание цинка в указанном растворе с 42,50 г/дм3 до предельного значения 61,55 г/дм3 (таблица, опыты 1-4; Примечание 2 к таблице). При этом, как видно из результатов опытов 1-4 (таблица) и Примечания 2 к таблице, противоточный режим выщелачивания руды позволяет сохранять извлечение из нее цинка в сульфатный раствор на уровне 94,61÷94,65%.The advantage of the proposed method over the prototype method according to the data presented in the table is also a higher content of zinc in the resulting target solution of zinc sulfate - solution 1 (Fig. 1). Thus, the target solution obtained by the prototype method contains only 55.55 g/DM 3 zinc (table, experience 1), while the proposed method allows you to heat up the zinc content in the specified solution from 42.50 g/DM 3 to the limit value 61.55 g/dm 3 (table, experiments 1-4; Note 2 to the table). At the same time, as can be seen from the results of experiments 1-4 (table) and Notes 2 to the table, the countercurrent mode of ore leaching allows maintaining the extraction of zinc from it into a sulfate solution at the level of 94.61÷94.65%.
Таким образом, как следует из данных, представленных в таблице, и Примечания 2 к ней, предложенный в заявляемом способе противоточный режим выщелачивания руды (Фиг. 1) позволяет поддерживать содержание цинка в целевом растворе, равным 61,55 г/л, и извлечение цинка из руды в сульфатный раствор на уровне 94,61÷94,65%.Thus, as follows from the data presented in the table and Notes 2 to it, the countercurrent mode of ore leaching proposed in the proposed method (Fig. 1) allows maintaining the zinc content in the target solution equal to 61.55 g/l, and extracting zinc from ore to sulfate solution at the level of 94.61÷94.65%.
Источники информацииSources of information
1. Рамазанова Р.А., Самойлов В.И., Быков Р.А., Серая Н.В. Исследование минералогического состава окисленной цинковой руды // Вестник Национальной инженерной академии Республики Казахстан. 2018. - №4. - С. 60-66.1. Ramazanova R.A., Samoilov V.I., Bykov R.A., Seraya N.V. Study of the mineralogical composition of oxidized zinc ore // Bulletin of the National Engineering Academy of the Republic of Kazakhstan. 2018. - No. 4. - S. 60-66.
2. Матвеев Ю.Н., Стрижко С.М. Технология металлургического производства цветных металлов. - М.: Металлургия, 1986. - 368 с.2. Matveev Yu.N., Strizhko S.M. Technology of metallurgical production of non-ferrous metals. - M.: Metallurgy, 1986. - 368 p.
3. Чантурия Е.Л., Иванова Т.А., Зимбовский И. Г. О повышении селективности флотации сульфидов колчеданных руд // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 2013. - №1. - С. 146-152.3. Chanturia E.L., Ivanova T.A., Zimbovsky I.G. On increasing the selectivity of flotation of pyrite sulfides. 2013. - No. 1. - S. 146-152.
4. Рамазанова Р.А., Серая Н.В., Быков Р.А., Мамяченков С.В., Анисимова О.С. Закономерности выщелачивания окисленной цинковой руды месторождения «Шаймерден» // Металлург. 2016. - №6. - С. 78-82.4. Ramazanova R.A., Seraya N.V., Bykov R.A., Mamyachenkov S.V., Anisimova O.S. Patterns of leaching of oxidized zinc ore from the Shaimerden deposit // Metallurg. 2016. - No. 6. - S. 78-82.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2020135956A RU2767385C1 (en) | 2021-02-18 | 2021-02-18 | Method for processing oxidised zinc ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2020135956A RU2767385C1 (en) | 2021-02-18 | 2021-02-18 | Method for processing oxidised zinc ore |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2767385C1 true RU2767385C1 (en) | 2022-03-17 |
Family
ID=80737377
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2020135956A RU2767385C1 (en) | 2021-02-18 | 2021-02-18 | Method for processing oxidised zinc ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2767385C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2847161C1 (en) * | 2024-12-11 | 2025-09-29 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" | Method of producing zinc sulphate |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU621772A1 (en) * | 1977-01-12 | 1978-08-30 | Уральский ордена Трудового Красного Знамени политехнический институт им. С.М.Кирова | Method of reprocessing oxidized zing-containing materials |
| US6340450B1 (en) * | 1996-08-12 | 2002-01-22 | Outokumpu Oyj | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions |
| EA008362B1 (en) * | 2003-02-26 | 2007-04-27 | Отокумпу Текнолоджи Ой | Method for recovery of zinc by countercurrent leaching |
| RU2453619C2 (en) * | 2010-08-31 | 2012-06-20 | Учреждение Российской академии наук Институт горного дела УрО РАН (ИГД УрО РАН) | Process for leaching of metals mainly vanadium from slag |
-
2021
- 2021-02-18 RU RU2020135956A patent/RU2767385C1/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU621772A1 (en) * | 1977-01-12 | 1978-08-30 | Уральский ордена Трудового Красного Знамени политехнический институт им. С.М.Кирова | Method of reprocessing oxidized zing-containing materials |
| US6340450B1 (en) * | 1996-08-12 | 2002-01-22 | Outokumpu Oyj | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions |
| EA008362B1 (en) * | 2003-02-26 | 2007-04-27 | Отокумпу Текнолоджи Ой | Method for recovery of zinc by countercurrent leaching |
| RU2453619C2 (en) * | 2010-08-31 | 2012-06-20 | Учреждение Российской академии наук Институт горного дела УрО РАН (ИГД УрО РАН) | Process for leaching of metals mainly vanadium from slag |
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| РАМАЗАНОВА Р.А. Закономерности выщелачивания окисленной цинковой руды месторождения "Шаймерден". Металлург. 2016, N6, с.78-82. * |
| РАМАЗАНОВА Р.А. Закономерности выщелачивания окисленной цинковой руды месторождения "Шаймерден". Металлург. 2016, N6, с.78-82. РАМАЗАНОВА Р.А. Физико-химические исследования и разработка гидрометаллургической технологии переработки труднообогатимых окисленных цинковых руд месторождения "Шаймерден". Диссертация на соискание степени доктора. Республика Казахстан, Усть-Каменогорск, 2017, с.105, 106. * |
| РАМАЗАНОВА Р.А. Физико-химические исследования и разработка гидрометаллургической технологии переработки труднообогатимых окисленных цинковых руд месторождения "Шаймерден". Диссертация на соискание степени доктора. Республика Казахстан, Усть-Каменогорск, 2017, с.105, 106. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2847161C1 (en) * | 2024-12-11 | 2025-09-29 | Негосударственное частное образовательное учреждение высшего образования "Технический университет УГМК" | Method of producing zinc sulphate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2105824C1 (en) | Method of hydrometallurgical recovery of metals from complex ore | |
| Moradi et al. | Mixed sulphide–oxide lead and zinc ores: Problems and solutions | |
| Romero et al. | Copper recovery from chalcopyrite concentrates by the BRISA process | |
| RU2483127C1 (en) | Method of processing refractory gold-bearing pyrrotine-arsenopyrite ore | |
| RU2561621C1 (en) | Method of metal extraction from containing materials | |
| JPS61179821A (en) | Collection from gold from refining difficult gold-containingand iron-containing ore concentrate | |
| JP2008533294A (en) | Continuous or simultaneous leaching of ores containing nickel and cobalt | |
| CA2765926C (en) | Method for leaching chalcopyrite concentrate | |
| US3476552A (en) | Mercury process | |
| CA2949036C (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of copper, lead and/or zinc | |
| AU668358B2 (en) | Copper recovery process | |
| Koizhanova et al. | Intensification of copper leaching from heaps using biological oxidation | |
| CN105378121A (en) | Method of preparing a gold-containing solution and process arrangement for recovering gold and silver | |
| RU2767385C1 (en) | Method for processing oxidised zinc ore | |
| Yaozhong | Laboratory study: simultaneous leaching silver-bearing low-grade manganese ore and sphalerite concentrate | |
| Flett | Solvent extraction in scrap and waste processing | |
| CN114058876A (en) | Method for extracting cobalt from cobalt-iron slag | |
| RU2336343C1 (en) | Method of extraction metals out of complex ores, containing precious metals | |
| EP1325164B1 (en) | Pressure leaching process for zinc recovery from sulphidic ore materials | |
| RU2468098C1 (en) | Method to extract metals from sulphide mineral raw materials | |
| RU2413019C1 (en) | Procedure for extraction of gold from refractory gold containing ore | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| RU2685621C1 (en) | Method for complex processing of sulphide-oxidised copper-porphyritic ores | |
| RU2796344C1 (en) | Method for processing polymetallic sulphide materials of non-ferrous metals | |
| Kenzhaliyev et al. | Study of Copper Leaching Technology from Copper Ores by Biochemical Method |