专利名称：处理硅酸锌精矿或硅酸锌矿以及硫化锌煅烧精矿的联合方法
技术领域：
本发明旨在提供几种硫化物煅烧得到的煅烧物与硅酸锌矿或精矿的处理联合与统一的方法，其由这几种锌源的浸析的联合或结合，它们的过滤以及得到的硫酸锌溶液的联合纯化定义。
大家熟悉的在溶液中制锌的湿法冶金法是在铁酸盐的几个浸析阶段中通过中性浸析处理硫化物煅烧物，随后通过黄钾铁矾、paragoethite(副针铁矿)、针铁矿、赤铁矿沉积或作为铁矿渣除去铁。专利GB 2114966A Recovery of Zinc from Sulphidic material(从硫化物材料中回收锌)、US 5120353 Hidrometallurgic method forprocessing raw material containing zinc(加工含硫化锌原料的湿法冶金法)、US 5585079 Method for leaching material containing zinc oxideand zinc silicate(浸析含氧化锌和硅酸锌材料的方法)以及巴西专利PI 9407223-0A Processes for extraction of Zinc from Concentrlates ofZinc Sulphide，and for the leaching of zinc ferrite，jointly with asulphided material containing zinc sulphide(从硫化锌精矿中萃取锌和铁酸锌与含硫化锌的硫化物材料联合浸析的方法)指的就是这些方法。
这些简化方法选择的结果主要是提高了从硅酸盐精矿和矿石中回收锌的性能(在硅酸盐的处理中，在锌溶液中从88％提高到97％)。
铁酸锌的仅一步酸浸析的使用通过与硅酸盐矿和精矿的联合方法达到，估计相对于该锌源达到锌溶液的99.3％。
使用所有联合操作中描述的镁处理系统实现镁的萃取，镁在硅酸锌矿和精矿中是一种高含量的化学元素。本发明还包括在锌生产过程中清除不希望的元素，例如氟化物和氯化物的方法。
本申请人已开发了处理硅酸锌精矿或硅酸锌矿以及煅烧硫化锌精矿的联合与统一的方法，其特征是许多锌源的联合浸析、它的过滤以及达到的独特纯化。该联合可在以下八个不同方法中实现(i)所述联合方法的特征是，在中性浸析法中，使用几个矿石源提供的硅酸锌原矿或精矿，它们与硫化锌煅烧得到的煅烧物一起浸析，正如在附
图1的流程图中所示；(ii)所述联合方法的特征是，在铁酸盐或煅烧物酸性浸析(7)法和铁沉积(11)法中，使用硅酸锌原精矿或硅酸锌矿，与硫化锌煅烧得到的煅烧物处理相结合，正如在附图II的流程图中所示；(iii)所述联合方法的特征是，在硅酸盐浸析后，在中性浸析阶段(5)中，使用几个矿石源提供的硅酸锌原精矿或硅酸锌矿，与硫化锌煅烧得到的煅烧物处理相结合，正如在附图III的流程图中所示；(iv)所述联合方法的特征是，在中性浸析、铁酸盐酸性浸析或铁沉积阶段中，使用(在600-900℃下得到)硅酸盐精矿或硅酸盐矿的煅烧物，在镁处理中锌的选择性沉积以及与硫化锌煅烧物联合，正如在附图IV的流程图中所示；(v)所述联合方法的特征是，在包括除去卤素，例如氟化物和氯化物在内的中性浸析阶段中，使用几个矿石源提供的硅酸锌原精矿或硅酸锌矿石，与硫化锌煅烧得到的煅烧物一起浸析，正如在附图V的流程图中所示；(vi)所述联合方法的特征是，在包括除去卤素，例如氟化物和氯化物在内的酸性浸析和铁沉积阶段中，使用几个矿石源提供的硅酸锌原精矿或硅酸锌矿石，与硫化锌煅烧得到的煅烧物的处理相结合，正如在附图VI的流程图中所示；(vii)所述联合方法的特征是，在包括除去卤素，例如氟化物和氯化物在内的在硅酸盐浸析后的中性浸析阶段中，使用几个矿石源提供的硅酸锌原精矿或硅酸锌矿石，与硫化锌煅烧得到的煅烧物的处理相结合，正如在附图VII的流程图中所示；(viii)所述联合方法的特征是，在包括除去卤素，例如氟化物和氯化物在内的中性浸析、铁酸盐的酸性浸析或铁沉积阶段中，使用(在600-900℃下得到)硅酸锌精矿或硅酸锌矿石的煅烧物，在镁处理中锌的选择性沉积以及与硫化锌煅烧物联合，正如在附图VIII的流程图中所示。
联合方法I-在附图I的方框流程图中所示。
联合方法I-在图I的方框流程图中所示。
图I示出了硫化物精矿和硅酸锌精矿(或矿石)的联合处理方法的选择方案，其中方法的联合或连结出现在中性浸析阶段(5)中。在硅酸盐精矿或矿石的镁处理(2)以后，将硅酸盐饼预浸析(4)，以便萃取精矿中和在电解用过的溶液(13)中存在的(4)镁。在预浸析阶段(4)中，在精矿中存在的碳酸盐被溶解，将酸性浆液送去煅烧物(由硫化物精矿煅烧得到)的中性浸析(5)，在那里将它与相结合的两种锌源的锌萃取法联合。下文描述这一方法每一阶段的操作条件再浆化阶段(1)-这一阶段由使用浸析残渣的洗涤水、装置残留水或仅使用工业水再浆化硅酸锌精矿组成。在所述方法的这一阶段中，操作参数为固体浓度被保持在45-60％。当使用高酸性的液体时，再浆化罐用耐酸材料涂覆，以便耐化学品作用。
镁处理阶段(2)-其目的是除去硅酸锌源以及电解用过的溶液中含有的一部分镁。宜控制装置的水平衡。
将锌电解阶段产生的被用过的溶液加到矿石浆液/硅酸锌精矿中，以便使pH值维持在4.0-4.5。将直接或间接水蒸汽注入罐中，以便使温度保持在75-85℃。在这样的条件下，将硅酸盐矿中所含的一部分镁和一部分锌加到溶液中。随后在一系列级联的罐中，通过调节pH参数、温度和停留时间，使锌相对于镁进行选择性沉积。当锌的浓度小于10.0克/升时，进行固/液分离，其中将液体送至锌回收阶段，而将固体部分送至矿石或硅酸盐精矿的预浸析阶段。
借助在这一阶段使用一定数量的溶液来达到装置的水平衡。当装置的水平衡不利(总体积增加)时，增加送入这一阶段的用过的溶液的数量，反之有利的水平衡使得用过的溶液的数量减少。
矿石/硅酸盐精矿的预浸析阶段(4)-这一阶段为浆液的预浸析，目的在于促进硅酸盐矿/精矿中所含的碳酸盐按以下反应的分解
，其中Me＝Ca、Mg、Zn等。
在这一阶段中，通过加入锌电解产生的用过的溶液，将pH值保持在3.0-3.5范围内。停留时间为3-6小时，根据要处理的硅酸盐的物理和化学特性变化。
中性浸析阶段(5)-在这一阶段中出现方法的联合。两种矿石(硅酸盐矿和已充分煅烧的硫化锌)一起浸析。进行这一浸析，从而得到最大的锌萃取率和氧化硅的凝结，以便使得到的浆液可倾析、过滤或离心分离。为了得到最大的锌萃取率和氧化硅的凝结，已证实在几个被研究的参数中最重要的是-pH值-3.2-3.8-温度-70-75℃-停留时间4-5小时在这一阶段中，锌的萃取率为80％。
在送去纯化的硫酸锌溶液中，在工业试验中可溶性氧化硅的浓度为约60-80毫克/升。这一氧化硅的浓度不会损害或降低浆液固/液分离的效率。
但是，在这一阶段中，除去被认为对锌电解阶段有害的元素。这一除去通过溶液中所含的铁以氢氧化铁形式沉积来完成。在这一阶段中，也使As、Ge、Sb、Se和Te那样的化学元素被除去。第一罐(tank)中的铁必需保持在0.5-3.0克/升的范围，其变化视这些被认为在所处理的矿石/精矿中有害元素的浓度而定。通过使用酸性浸析阶段得到的液体来调节第一罐中铁的浓度。还将含有二氧化镁的阳极泥加到这一罐中，使Fe2+氧化成Fe3+。
将中性浸析(7)的最后罐中得到的浆液变浓稠，以便得到一种溢流液，这样的溢流液含有硫酸锌以及微量的镉、铜、钴、镍、砷、锗、锑，将它送入纯化、电解和铸造阶段。所述方法的这些最后阶段不是本专利的主题。
将底液送入酸性浸析单元(7)，用于从煅烧的煅烧物中浸析铁酸锌，这些最后的阶段也不是本专利的主题。
联合方法II-在附图II的方框流程图中表示。
图II示出了连接锌源处理方法的另一选择方案。在这种情况下，在煅烧物的酸性浸析(7)和/或铁的沉积(11)阶段中，而不是在前一选择方案的中性浸析阶段中出现结合。
在每一阶段中，硅酸盐精矿或硅酸盐矿的数量都可为0-100％。使用联合方法I或II的选择取决于·装置是否已在操作在每一阶段中设备的可供性；布局改变的复杂性；匹配的物理空间；费用/效益。
·如果是新装置它更多取决于费用/效益。
联合方法III-在图III的方框流程图中表示。
图III示出制锌的联合方法，其中硅酸盐精矿或矿石被完全浸析(4)，将制得的浆液送至硫化锌精矿的煅烧物的中性浸析(5)。
在这一方法中，引入被称为硅酸盐浸析的步骤，其后跟着进行固/液分离。用被称为浸析溶液的溶液进行硅酸盐的酸性浸析(4)，浸析溶液为浓硫酸与电解用过的溶液的混合物。酸在浸析溶液中的浓度可为150-250克/升，这样的变化是由于方法中的硫酸盐平衡。停留时间为5-8小时，主要取决于罐中的搅拌效率、矿石/精矿的颗粒分析、温度和硅酸锌源中所含矿物的等级。这一阶段的目的是尽可能最多地萃取硅酸盐源中所含的锌，而评价这一阶段效率的参数为溶于下一阶段，即固/液分离中废弃的酸中的锌含量(未浸析的锌含量)。被认为最佳的数值为ZnH+≤0.5％。通过在固/液分离阶段中得到的液体(14)完成两个装置联合的方法，这些液体被送至中性浸析(5)。中性浸析操作的条件与“联合方法I”项中已描述的相同。将得到的固体残渣送去过滤(15)，在那里洗涤残渣，以便回收可溶的锌。
洗涤分两个阶段进行，即再浆化和置换，并且废弃残渣中所含可溶锌的含量小于0.5％。
联合方法IV-图IV的方框流程图中表示。
图IV示出联合方法，它也已经在进行工业性试验，并计划用于硅酸盐精矿的焙烧，旨在分解精矿中所含的有机物和碳酸盐。可用卧式或立式间歇窑或连续窑，使用任何类型的BPF油、煤气、天然气、煤粉等进行焙烧。使用预先焙烧的硅酸盐精矿可省去硅酸盐的预浸析步骤，其目的是准确地促进碳酸盐通过化学过程分解。
可通过以下措施达到方法的联合-在中性浸析阶段(5)中直接加入硅酸盐煅烧物，或-在酸性浸析阶段(7)中加入硅酸盐煅烧物，或-在铁/Paragoetite沉积阶段(11)中加入硅酸盐煅烧物，或-在上述两个或三个阶段中同时加入硅酸盐煅烧物。
-对于上述所有选择方案，与残渣洗涤水或其它装置洗涤水的二次滤液结合，硅酸盐煅烧物都可进行或可不进行镁处理。图IV示出了在所有选择方案中的镁处理。
加入硅酸盐矿/精矿的各阶段的操作条件与已在联合方法I、II、III中描述的相同。根据费用/效益研究来作出使用煅烧硅酸盐矿/精矿的选择方案。
附图V-VIII示出联合方法和除去例如氟化物和氯化物的卤素的方法。它们包括通常在硅酸盐浸析浆液过滤以前进行另外的中和步骤。除去氟化物的原理基于用石灰沉积，生成稳定的氟化钙(CaF2)化合物，其pH值约为4.0-4.7。在这种情况下，将pH值严格控制到不超过5.0，以便避免锌沉积和装置产率下降。
根据本发明，下文用实际进行的非限制性实施例来说明这些方法，以下的数据取自小规模试验和/或工业级的实践实施例1联合方法III使用联合方法III提高装置的回收率根据图III的流程图处理精矿。
处理量-硫化物精矿＝10212.332吨-硅酸盐精矿＝13291.000吨硅酸盐精矿的浸析效率＝94.30％
可溶于酸中的锌含量＝1.79％在经过浸析的硅酸盐精矿的浓稠中的净高＝1.4米相对于生产的阴极物，锌粉的消耗＝2.94％阴极物的产量＝9641.430吨这一方法产生的问题-因为硅酸盐精矿用浮选法制得，在使用这一方法期间，在浸析过程中出现明显的泡沫且罐产生溢流。使这样的溢流减少的方法是进行弱浸析，使用更多的反应器以及用地泵使溢流返回原来的罐。这一问题的另一解决办法是联合方法IV。
当有机物的总含量超过3毫克/升时，电流效率(法拉第)下降。在硅酸盐矿物的精选装置中控制这一参数，在浮选消耗或联合方法IV(图IV)实施中更准确地控制。
联合方法IV在热酸性浸析结束时，加入煅烧的硅酸盐精矿来提高硅酸锌煅烧的精矿的浸析效率和提高硫化物精矿的煅烧物的浸析效率。
在试验台、小规模和工业化装置上测试方法IV(附图IV)。得到的结果如下在小规模装置中得到的结果(实施例2-8)实施例2硅酸锌精矿的煅烧附图IX表示在900℃下煅烧的精矿与原精矿的有关烧失量、锌含量、碳酸盐含量和泡沫生成量的比较结果。图IX表明在试验占或工业试验中，随着精矿中的锌含量从40％增加到44％(按煅烧的精矿计)，有可能完全消除泡沫，质量减少(烧失量)20％，这指的是碳酸盐(＜0.2％)和水份的减少。
实施例3在镁处理(MT)的现有方法中煅烧的影响图X表示煅烧硅酸盐精矿的锌选择性沉积试验的结果，煅烧硅酸盐精矿的含锌溶液含有17克/升锌和2.1-2.4克/升镁。结果证明在温度90-95℃和停留时间5小时下，锌沉积到2.7-4.3克/升，它表示锌沉积的效率为约80％(17-4/17×100)，而镁的浓度从2.4提高到4.0克/升，说明有明显的镁清除能力。
实施例4煅烧对硅酸盐浸析的影响图XI表明由于泡沫生成量减少，在浸析期间硅酸盐精矿的煅烧使停留时间显著缩短，从4小时缩短到1.5小时。这就使得有可能减小进行锌源浸析所必要的体积。
实施例5煅烧对硫酸锌溶液纯化的影响附图XII表示煅烧对硫酸锌溶液纯化的影响结果，当通过煅烧的精矿制得溶液时，相对于生成的阴极物，锌粉的耗量下降1％以上，从4.12％下降到2.95％。
实施例6硫化锌煅烧物的浸析和过滤效率附图XIII表示硫化锌煅烧物的浸析和过滤效率，在酸性浸析结束或铁沉积物中和开始时，根据煅烧的硅酸盐矿石/精矿进料得到的结果，它从96％提高到99％。试验在50升的试验台装置上按图XIII所列的操作条件进行。
实施例7中和对硫化锌中氟化物含量下降的影响在附图XIV中可找到硅酸盐精矿浸析降低氟化物含量的试验台试验结果。
工业规模试验得到的结果(实施例8-10)硅酸盐精矿在转窑中的煅烧温度＝600-900℃碳酸盐的残留含量＝2％或总的碳＝最大0.3％附图XV表示联合工业化试验的结果，它证实已在图X中示出的锌选择性沉积的性能。该图表明，在溶液的液体部分中，当Zn＝17-25克/升的洗涤液和硅酸盐精矿用于锌的选择性沉积时，锌的含量通常平均为5克/升。
实施例9附图XVI表示使用煅烧的硅酸盐精矿和图IV的联合方法时的工业化试验结果。得到的浸析和过滤平均效率为95-99％，保持高效率主要的障碍是低效率的压滤机被用于萃取水溶性锌。
实施例10降低硅酸盐精矿得到的硫化锌溶液中的氟化物含量附图XVII表示从硅酸盐精矿浸析得到的溶液中除去氟化物的工业化试验的结果。
已发现含量从27毫克/升下降到17毫克/升，这为在电解处的自动除去创造了条件。
权利要求
1.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在中性浸析阶段中，使用从几个矿源得到的原精矿或硅酸锌矿石，它们是与煅烧的硫化锌煅烧物一起的浸析溶液，正如图I的方框流程图中所示。
2.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在再浆化阶段中，能用浸析残渣的水、残留水或工业水洗涤，再浆化硅酸锌精矿。
3.根据权利要求1和2的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是将固体浓度保持在约40-60％(质量)。
4.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是将锌电解用过的溶液加到硅酸锌精矿/矿石中，以便将pH保持在4.0-4.5。
5.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是将直接或间接水蒸汽注入罐中，以便使温度保持在75-85℃。
6.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是当锌精矿低于10.0克/升时，能够进行固/液分离，将液体送至锌回收，而将固体送至硅酸盐矿石或精矿的预浸析。
7.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是通过加入锌电解产生的用过的溶液，将硅酸盐矿石/精矿预浸析(4)中的pH值保持在约3.0-3.5。
8.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是硅酸盐矿石/精矿预浸析中的停留时间可在约3-6小时之间变化，所述停留时间随被处理的各种硅酸盐的物理和化学特性变化。
9.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在中性浸析(5)中，有两种硅酸盐矿石和充分煅烧的硫化锌方法的联合。
10.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在中性浸析(5)中，pH值可为约3.2-3.8；温度为约70-75℃；而停留时间为约4-5小时。
11.根据权利要求1的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图V的方块流程图，有一种基于用石灰沉积来除去卤素，例如氟化物和氯化物的选择方案。
12.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图II的方框流程图，在铁酸盐或煅烧物的酸性浸析(7)和铁沉积(11)中，使用几个矿物源的原精矿或硅酸锌矿石，并与硫化锌煅烧得到的煅烧物的处理相结合。
13.根据权利要求12的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在每一阶段中，硅酸盐矿石或精矿的量可在0-100％之间变化。
14.根据权利要求12的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是中性浸析的操作条件与联合方法I中描述的相同。
15.根据权利要求12的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图VI的方框流程图，有一种基于用石灰沉积来除去卤素，例如氟化物和氯化物的选择方案。
16.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图III的方框流程图，在硅酸盐浸析后，在中性浸析(5)中，使用几个矿物源的硅酸锌矿石或原精矿，并与硫化锌煅烧得到的煅烧物的处理相结合。
17.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是称为浸蚀溶液的溶液为浓硫酸与电解用过的溶液混合或未与电解用过的溶液混合的混合物。
18.根据权利要求16和17的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是浸蚀溶液中的酸浓度可为150-250克/升，其中变化是方法中的硫化物平衡的函数。
19.根据权利要求16和17的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是停留时间优选为5-8小时，主要与搅拌釜的效率、矿石/精矿的颗粒分析、温度和硅酸锌源中所含矿石的含量有关。
20.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是两个装置的联合由固/液分离得到的液体产生，所述的液体被送入中性浸析(5)。
21.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是中性浸析的操作条件与联合方法I中描述的相同。
22.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是将得到的固体残渣送去过滤(15)，在那里对残渣进行洗涤，以便回收可溶性锌。
23.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是洗涤分两段进行，在废弃的滤渣中小于约0.5％的可溶性锌的再浆化和转移。
24.根据权利要求16的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图VII的方框流程图，有一种基于用石灰沉积来除去卤素，例如氟化物和氯化物的选择方案。
25.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图IV的方框流程图，使用几个矿物源的硅酸锌矿石或原精矿，并与硫化锌煅烧得到的煅烧物的处理相结合。
26.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是在中性浸析、铁沉积的铁酸盐酸性浸析中或根据图IV的方框流程图，使用硅酸盐精矿或硅酸盐矿石(在600-900℃下得到)的煅烧物，在镁处理中锌的选择性沉积以及与硫化锌煅烧产物联合。
27.根据权利要求26的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图VII的方框流程图，有一种基于用石灰沉积来除去卤素，例如氟化物和氯化物的选择方案。
28.处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是联合方法可为-在中性浸析(5)中直接加入硅酸盐煅烧物，或-在酸性浸析(7)中加入硅酸盐煅烧物，或-在铁/Paragoethite沉积(11)中加入硅酸盐煅烧物，或-在上述两个或三个同时的阶段中加入硅酸盐煅烧物。-对于上述所有选择方案，硅酸盐煅烧物都可事先与残渣洗涤水或其它装置洗涤水的二次过滤一起进行或不进行镁处理；这取决于装置中的镁平衡；在图IV中，在所有选择方案中都考虑镁的处理。
29.根据权利要求28的处理硅酸锌精矿或矿石以及硫化锌煅烧精矿的联合方法，其特征是根据图VII的方框流程图，有一种基于用石灰沉积来除去卤素，例如氟化物和氯化物的选择方案。
全文摘要
本发明涉及许多种在制锌工业中处理硅酸锌矿或精矿以及硫化物煅烧产物的联合方法。这些方法包括(i)在中性浸析中，使用几个矿石源得到的硅酸锌精矿或矿石，它们与硫化锌煅烧得到的煅烧物一起浸析。(ii)在铁酸盐酸性浸析和铁沉积中，使用几个矿石源得到的硅酸锌精矿或矿石，与处理硫化锌煅烧的煅烧物相结合。(iii)在硅酸盐浸析后，在中性浸析中，使用几个矿石源得到的硅酸锌精矿或矿石，与处理硫化锌煅烧的煅烧物相结合。(iv)在中性浸析、铁沉积的铁酸盐酸性浸析中，使用硅酸盐精矿或硅酸盐矿的(600－900℃)煅烧物、镁处理中锌的选择性沉积以及与硫化锌煅烧得到的煅烧物联合。(v－viii)如上述的方法I－IV，加上除去卤素，例如氟化物和氯化物的步骤。
文档编号C22B3/00GK1571853SQ02820602
公开日2005年1月26日 申请日期2002年11月7日 优先权日2001年11月27日
发明者A·D·德苏扎 申请人:米内拉金属公司