PL118441B2 - Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka - Google Patents
Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka Download PDFInfo
- Publication number
- PL118441B2 PL118441B2 PL21865879A PL21865879A PL118441B2 PL 118441 B2 PL118441 B2 PL 118441B2 PL 21865879 A PL21865879 A PL 21865879A PL 21865879 A PL21865879 A PL 21865879A PL 118441 B2 PL118441 B2 PL 118441B2
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- zinc
- magnesium
- removal
- electrolyte
- leaching
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 33
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 18
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 17
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 17
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 13
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 title claims description 13
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 title claims description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 17
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 9
- CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L Magnesium sulfate Chemical compound [Mg+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 7
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 6
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 6
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 claims description 4
- 235000019341 magnesium sulphate Nutrition 0.000 claims description 4
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 claims description 4
- 239000012265 solid product Substances 0.000 claims description 4
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 3
- 229910052943 magnesium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 15
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 4
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 2
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 101000830691 Homo sapiens Protein tyrosine phosphatase type IVA 2 Proteins 0.000 description 1
- 102100024602 Protein tyrosine phosphatase type IVA 2 Human genes 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 150000004688 heptahydrates Chemical class 0.000 description 1
- 150000004687 hexahydrates Chemical class 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ISPYRSDWRDQNSW-UHFFFAOYSA-L manganese(II) sulfate monohydrate Chemical compound O.[Mn+2].[O-]S([O-])(=O)=O ISPYRSDWRDQNSW-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000012487 rinsing solution Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 230000009897 systematic effect Effects 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- RNZCSKGULNFAMC-UHFFFAOYSA-L zinc;hydrogen sulfate;hydroxide Chemical compound O.[Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O RNZCSKGULNFAMC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób bezodpadowej przeróbki elektrolitu o obnizonej zawartosci cynku który stanowi produkt odpadowy w procesie elektrolizy cynku.W znanych technologiach, prazona blenda cynkowa, stanowiaca surowiec w procesie produkcji cynku elektrolitycznego, zawiera w zaleznosci od pochodzenia od 1 do 3% tlenku magnezu. W trakcie lugowania, praktycznie 50% zawartego w blendzie magnezu przechodzi do roztworu i stanowi niepozadany komponent elektrolitu (zmniejsza zawartosc cynku, zwieksza opornosc elektrolitu).Niekorzystny wplyw magnezu na przebieg hydrometalurgicznego procesu produkcji cynku, a zwlaszcza na pogorszenie wskazników techniczno-ekonomicznych elektrolizy cynku jest podstawowym powodem stosowania systematycznego usuwania czesci odcynkowanego elektrolitu dla utrzymania dopuszczalnego stezenia magnezu w granicach 20 do 23 g/l. Zaden ze znanych sposobów oczyszczania roztworów siarczanu cynku nie umozliwia jednak usuniecia magnezu z elektrolitu.Celem zmniejszenia strat cynku prowadzi sie glebokie odcynkowanie elektrolitu do zawartosci cynku 15 do 20 g/l. Odcynkowany elektrolit zawierajacy ponadto 150 do 155 g/l kwasu siarkowego oraz 2,0 do 2,4g/l manganu pompowany jest na zwal. Powyzsza metoda usuwania magnezu ma szereg wad a przede wszystkim wiaze sie z wysokimi stratami cynku i kwasu siarkowego, dodatkowo zas powoduje zanieczyszczenie srodowiska naturalnego.Celem wynalazku jest wyeliminowanie niedogodnosci znanych rozwiazan, a w szczególnosci eliminacja strat metali i kwasu siarkowego zawartych w elektrolicie. Niemniej waznym zadaniem wynalazku jest wyeliminowanie zanieczyszczenia srodowiska naturalnego. Dla osiagniecia wytyczonego celu postawiono zadanie techniczne, polegajace na opracowaniu nowej, bezodpadowej metodyusuwania magnezu w procesie elektrolizy cynku. W procesie wedlug wynalazku, elektrolit odpadowy z elektrolizy cynku poddaje sie we wstepnej fazie zageszczeniu. W miare wzrostu stezenia kwasu siarkowego w roztworze maleje rozpuszczal¬ nosc siarczanów osiagajac optimum przy stezeniu kwasu siarkowego w zakresie 50-60%.Przez filtracje lub wirowanie uzyskuje sie rozdzielenie na faze ciekla zawierajaca ok. 40-60% pierwotnej ilosci kwasu siarkowego i faze stala skladajaca sie zjednowodnych siarczanów magnezu, cynku i manganu z zaokludowana reszta kwasu siarkowego. Chlorki zawarte w elektrolicie ulegaja rozkladowi a kwas solnyjest desorbowany. Otrzymana faza ciekla zostaje zawracana do procesu lugowania blendy cynkowej, zas faza stala zawiera: MgS04-H20 ZnS04H20 MnSQ4 •H20 H2SO4 • nHiO POLSKA RZECZPOSPOLITA LUDOWA *** URZAD PATENTOWY PRL2 118441 W nastepnym etapie produkt staly poddany zostaje procesowi prazenia w temperaturach powyzej 850°C, korzystnie 880-920°C z dodatkiem reduktora. Proces prazenia prowadzi sie korzystnie w aparacie fluidyzacyjnym przy niewielkim nadmiarze powietrza, stosujac siarke elementarna. W efekcie staly produkt prazenia zawiera: MgS04, ZnO i MnO, zas produkt gazowy: SO2, N2, O2 oraz H2O.Gaz ten ochlodzony do temperatury 280± 10°C kierowany jest do fabaryki kwasu siarkowego lub cieklego SO2. Goracy produkt prazenia zostaje szybko schlodzony przez wypuszczenie do roztworu z plukania nierozpuszczalnych skladników. Jest to konieczne dla unikniecia utlenienia MnO lub M11O2. Ilosc roztworu uzywanego do lugowania ogranicza sie tak, aby stezenie rozpuszczalnego MgS04 wynosilo ponad 350 g/l. W czesci nierozpuszczalnej pozostaja ZnO i MnO. Rozdzielenie osadu od roztworu nastepuje przez filtracje. Przemywanie osadu.odbywa sie równiez na filtrze, a popluczyny kierowane sa do lugowania prazywa. Wilgotny osad, zawierajacy cynk i mangan stanowi dodatek do wsadu przy lugowaniu blendy cynkowej. Roztwór MgS04 przerabiany jest znanymi metodami na przyklad metoda cisnieniowa.Sposób wedlug wynalazku przedstawiono ponizej .w przykladzie wykonania.W procesie lugowania*270 ton/dobe prazonej blendy cynkowej trafia do elektrolitu 3560 kg magnezu.Utrzymanie dopuszczalnego stezenia Mg w elektrolicie wiaze sie z koniecznoscia codobowego usuwania 90m3 elektrolitu. Zawiera on, po odcynkowaniu, cynk w ilosci 20 g/l, magnez 20g/l, mangan 2g/l oraz H2SO4 w ilosci 150 g/l. Zatezanie elektrolitu odpadowego prowadzi sie znanymi metodami np. przy pomocy wyparki z zanurzonym palnikiem gazowym az do uzyskania 55% stezenia wolnego H2SO4. Przy tym stezeniu zawartosc cynku w roztworze wynosi 0,1 g/l, magnezu 0,75 g/l a manganu slady.Przez wirowanie uzyskuje sie rozdzielenie na faze ciekla, zawierajaca roztwór kwasu siarkowego i faze stala skladajaca sie z jednowodnych siarczanów magnezu, cynku i manganu z zaokludowana reszta kwasu siarkowego. Faza ciekla (45% H2SO4) zawracana jest do lugowania blendy. Faza stala zawierajaca 109,5 kg MgS04H20, 54,5 kg ZnS04H20, 6,2 kg MnS04H2Ó, 83,5 kg N2S04i 68,3 kg H2O poddana zostaje procesowi prazenia w piecu fluidyzacyjnym, w temperaturze 900±20°C. Cieplo potrzebne do rozkladu siarczanów uzyskuje sie ze spalania siarki, przy niewielkim nadmiarze powietrza. Warstwe fluidyzacyjna stanowia produkty prazenia o granulacji 100-150 pni.Staly produkt prazenia stanowia MgS0477,7%, ZnO-20,2% oraz MnO w ilosci 2,1%. Gazpowstajacy w tym procesie zawiera: 20-22% obj. S02, 75-74% obj. N2, 5-4% obj. 02 oraz 125-135 g H^ w 1 Nm3 gazu suchego. Gaz ten, po ochlodzeniu do temperatury 280 ± 10°C, kierowany jest do fabryki kwasu siarkowego.Goracy, staly produkt prazenia poddaje sie lugowaniu, przy czym ilosc roztworu wodnego uzywanego do lugowania wynosi 2 m3 na 1 tone prazywa. Dzieki temu stezenie rozpuszczalnego MgS04 wynosi 380g/1.Czesc nierozpuszczalna stanowia ZnO i MnO.Rozdzielenie osadu od roztworu MgS04 nastepuje przez filtracje. Przemywanie osadu odbywa sie równiez na filtrze a popluczyny kierowane sa do lugowania. Wilgotny osad zawierajacy 70% Zn i 7% Mn zawracany jest do procesu lugowania blendy. Roztwór MgS04 przenosi sie do jednego z dwóch zbiorników cisnieniowych gdzie ostra para jest ogrzewany do temperatury 210°C (cisnienie koncowe 20atm.). W wyniku ogrzewania wypada MgS04,H20, gdyz rozpuszczalnosc w tej temperaturze jest ponizej 15 g/dm3. Po przetrzymaniu zawiesiny w tej temperaturze ok. 1 godzine, upuszcza sie do posredniego zbiornika cisnieniowego-rozprezacza roztwór sponad zdekantowanego osadu z takim wyliczeniem, aby pozostalo okolo 1,37 m3 na 11 MgSO* Roztwór w rozprezaczu ochladza sie przez rozprezanie a uchodzaca para sluzy do podgrzewania roztworu w drugim zbiorniku. Równiez ciecz pozostala w zbiorniku-reaktorze rozpreza sie wykorzystujac uchodzaca pare. Rozprezony roztwór przenosi sie do zbiornika, do którego podaje siepowietrze. Pierwotnie wykrystalizowany MgS04-H20 rozpuszcza sie i nastepnie wykrystalizowuje jako szescio- i siedmiowodny MgSO*. Produkt po oziebieniu do okolo 35°C jest sypki — suchy.Zastrzezenia patentowe 1. Sposób bezodpadowego usuwania magnezu w procesie elektrolizy cynku, obejmujacyusuwanie czesci odcynkowanego elektrolitu, znamienny tym, ze elektrolit odpadowy zageszcza sie do uzyskania stezenia kwasu siarkowego w zakresie 50-60%, nastepnie po rozdzieleniu faz, fazaciekla zawracanajest do lugowania blendy, zas faze stala prazy sie z dodatkiem reduktora w temperaturze powyzej 850°C, korzystnie 880 do 920°C, po C2ym gazowy produkt prazenia przerabia sie znanymi metodami, zas produkt staly luguje sie do uzyskania stezenia siarczanu magnezowego powyzej 350 g/l a po rozdzieleniu faz, osad zawracany jest do lugowania blendy, zas faza ciekla przerabiana jest znanymi metodami. 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze proces prazenia prowadzi sie przy niewielkim nadmiarze powietrza, w aparacie fluidyzacyjnym stosujac dotatek siarki elementarnej.Pracownia Poligraficzna UPPRL. Naklad 120 esz.Cena 100 zl PL
Claims (2)
- Zastrzezenia patentowe 1. Sposób bezodpadowego usuwania magnezu w procesie elektrolizy cynku, obejmujacyusuwanie czesci odcynkowanego elektrolitu, znamienny tym, ze elektrolit odpadowy zageszcza sie do uzyskania stezenia kwasu siarkowego w zakresie 50-60%, nastepnie po rozdzieleniu faz, fazaciekla zawracanajest do lugowania blendy, zas faze stala prazy sie z dodatkiem reduktora w temperaturze powyzej 850°C, korzystnie 880 do 920°C, po C2ym gazowy produkt prazenia przerabia sie znanymi metodami, zas produkt staly luguje sie do uzyskania stezenia siarczanu magnezowego powyzej 350 g/l a po rozdzieleniu faz, osad zawracany jest do lugowania blendy, zas faza ciekla przerabiana jest znanymi metodami.
- 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze proces prazenia prowadzi sie przy niewielkim nadmiarze powietrza, w aparacie fluidyzacyjnym stosujac dotatek siarki elementarnej. Pracownia Poligraficzna UPPRL. Naklad 120 esz. Cena 100 zl PL
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL21865879A PL118441B2 (en) | 1979-09-29 | 1979-09-29 | Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL21865879A PL118441B2 (en) | 1979-09-29 | 1979-09-29 | Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL218658A2 PL218658A2 (pl) | 1980-07-28 |
| PL118441B2 true PL118441B2 (en) | 1981-10-31 |
Family
ID=19998657
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL21865879A PL118441B2 (en) | 1979-09-29 | 1979-09-29 | Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL118441B2 (pl) |
-
1979
- 1979-09-29 PL PL21865879A patent/PL118441B2/pl unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL218658A2 (pl) | 1980-07-28 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR101214330B1 (ko) | 광석으로부터 유가 금속을 회수하기 위한 염산의존재하에서의 침출 방법 | |
| US3053651A (en) | Treatment of sulfide minerals | |
| PL115840B1 (en) | Hydrometallurgical process for treatment the oxides andferrites that contain iron,zinc,copper,cobalt,nickel,cadmium,magnesium and manganese | |
| AU2021204219B2 (en) | Recovery of Metals from Pyrite | |
| NO143464B (no) | Fremgangsmaate ved utvinning av kobber og/eller andre ikke-jernmetaller fra sulfidiske raamaterialer | |
| CN101082080A (zh) | 利用铜冶炼炉衬镁砖回收金属的方法 | |
| CA3157393A1 (en) | Vanadium recovery process | |
| US2045092A (en) | Method of chloridizing ore materials | |
| AU747980B2 (en) | Melt and melt coating sulphation process | |
| US2959467A (en) | Process for treating arseniuretted or sulfarsenidic cobalt, nickel or cobalt and nickel ores | |
| PL118441B2 (en) | Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka | |
| NO122155B (pl) | ||
| US1835474A (en) | Leaching ore | |
| US3674462A (en) | Process for low temperature chlorination of roasted products from an iron sulphide roasting process prior to leaching out the nonferrous metal present therein | |
| US2981603A (en) | Recovery of selenium from electrolytic copper refinery slimes | |
| NO125824B (pl) | ||
| JPS5949289B2 (ja) | 金属の分別回収方法 | |
| NO130323B (pl) | ||
| US2067778A (en) | Method of treating complex lead bearing ore materials | |
| US2576101A (en) | Method for treatment of vanadium and uranium ores | |
| US1071290A (en) | Process of extracting metals from minerals, rocks, and other materials. | |
| CA1153896A (en) | Process for recovering copper | |
| CA1203083A (en) | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates | |
| GB813293A (en) | Method of subjecting ores and residues to a chloridizing roast and simultaneous sintering | |
| Haver et al. | Lime roast-leach method for treating chalcopyrite concentrate |