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 PDF

Info

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
Application number
PL21865879A
Other languages
English (en)
Other versions
PL218658A2 (pl
Inventor
Leon Forner
Henryk Jurczyk
Original Assignee
Huta Metali Niezelaznych Szopi
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Huta Metali Niezelaznych Szopi filed Critical Huta Metali Niezelaznych Szopi
Priority to PL21865879A priority Critical patent/PL118441B2/pl
Publication of PL218658A2 publication Critical patent/PL218658A2/xx
Publication of PL118441B2 publication Critical patent/PL118441B2/pl

Links

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)

  1. 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. 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
PL21865879A 1979-09-29 1979-09-29 Process for wasteless removal of magnesium in the process zinc electrolysisroliza cinka PL118441B2 (en)

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)

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