RU2179194C2 - Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide - Google Patents

Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide Download PDF

Info

Publication number
RU2179194C2
RU2179194C2 RU99102265/02A RU99102265A RU2179194C2 RU 2179194 C2 RU2179194 C2 RU 2179194C2 RU 99102265/02 A RU99102265/02 A RU 99102265/02A RU 99102265 A RU99102265 A RU 99102265A RU 2179194 C2 RU2179194 C2 RU 2179194C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
solution
zinc oxide
oxide
leaching
zno
Prior art date
Application number
RU99102265/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU99102265A (en
Inventor
В.С. Анашкин
А.Н. Бухаров
В.П. Горбачевский
М.Л. Хамидулин
В.С. Черноскутов
нников В.И. Овс
В.И. Овсянников
Н.М. Школьникова
Е.В. Пустынных
В.К. Гурылев
Original Assignee
Акционерное общество закрытого типа "Экология и комплексная технология редких элементов и металлургических производств"
Акционерное общество закрытого типа "Энергомашстрой"
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 Акционерное общество закрытого типа "Экология и комплексная технология редких элементов и металлургических производств", Акционерное общество закрытого типа "Энергомашстрой" filed Critical Акционерное общество закрытого типа "Экология и комплексная технология редких элементов и металлургических производств"
Priority to RU99102265/02A priority Critical patent/RU2179194C2/en
Publication of RU99102265A publication Critical patent/RU99102265A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2179194C2 publication Critical patent/RU2179194C2/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: non-ferrous metallurgy. SUBSTANCE: method comprises leaching original raw material with sodium hydroxide solution in the presence of calcium oxide recovery of ZnO is carried out simultaneously with removal from silica and elementary removal of lead oxide is carried out simultaneously, separation of deposal of toxic impurities from the resulting pure zincate solution, decomposition of the latter in the presence of primina zinc oxide, depuration of the zinc oxide precipitate, drying and calcination of the latter to obtain final product. Weighing of CaO is carried out in amount of 10-20 Kg/cubic and of sulfur in 1.3-1.6 fold amount relative to PbO content in zircate solution. Method makes it possible to simplify process (one leaching stage instead of two ones) and to increase degree of recovery of useful component into final product by 5-7% and to retain quality of the latter. EFFECT: more efficient preparation method. 2 cl, 2 tbl _

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, а именно к области получения чистого оксида цинка из различного цинкосодержащего техногенного сырья: цинкосодержащие пыли газоочисток медеплавильных производств, заводов ОЦМ и другие. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, and in particular to the field of production of pure zinc oxide from various zinc-containing technogenic raw materials: zinc-containing dust from gas purification of copper smelting plants, OCM plants and others.

Известен способ переработки цинкосодержащего сырья на оксид цинка, включающий выщелачивание исходного материала крепким раствором едкого натра, разбавление полученной пульпы водой, фильтрацию, очистку полученного цинкатного раствора от силиката натрия гидроксидом алюминия, разложение цинкатного раствора в присутствии затравочного оксида цинка, фильтрацию и сушку выделенного оксида цинка с получением готового продукта [1]. Недостатками способа являются низкое извлечение оксида цинка в конечный продукт, равное 84-88%, и невысокое качество последнего: содержание ZnO в нем не превышает 88%. A known method of processing zinc-containing raw materials into zinc oxide, including leaching the starting material with a strong solution of sodium hydroxide, diluting the resulting pulp with water, filtering, purifying the obtained zincate solution from sodium silicate from aluminum hydroxide, decomposing the zincate solution in the presence of seed zinc oxide, filtering and drying the isolated zinc oxide to obtain the finished product [1]. The disadvantages of the method are the low extraction of zinc oxide in the final product, equal to 84-88%, and the low quality of the latter: the content of ZnO in it does not exceed 88%.

Наиболее близким по сущности к достигаемым результатам является способ гидрометаллургического получения оксида цинка, включающий выщелачивание цинкосодержащих материалов едким натром, очистку раствора от кремнезема оксидом кальция, разложение пересыщенного цинкатного раствора в присутствии затравки, отделение оксида цинка и его сушку, отличающийся тем, что подученный после выщелачивания черновой цинкатный раствор подвергают одновременному первичному разложению и обескремниванию с помощью добавления к нему оксида кальция. Осадок отделяют от раствора и вторично выщелачивают крепким щелочным раствором: в раствор переходит только ZnO, а основная масса SiO2 остается в осадке. Очищенный цинкатный раствор разбавляют, отделяют от осадка фильтрацией и подвергают повторному разложению уже с затравкой из оксида цинка.The closest in essence to the achieved results is a method of hydrometallurgical production of zinc oxide, including leaching zinc-containing materials with caustic soda, purifying the solution from silica with calcium oxide, decomposing the supersaturated zincate solution in the presence of seed, separating zinc oxide and drying it, characterized in that obtained after leaching rough zincate solution is subjected to simultaneous primary decomposition and desiliconization by adding calcium oxide to it. The precipitate is separated from the solution and leached again with a strong alkaline solution: only ZnO passes into the solution, and the bulk of SiO 2 remains in the precipitate. The purified zincate solution is diluted, separated from the precipitate by filtration and subjected to repeated decomposition already with seed from zinc oxide.

Способ позволяет увеличить извлечение оксида цинка из сырья в конечный продукт до 95%, а содержание ZnO в конечном продукте - до 99,78% [2]. The method allows to increase the extraction of zinc oxide from raw materials in the final product up to 95%, and the content of ZnO in the final product up to 99.78% [2].

Однако способ имеет следующие недостатки: сложность (многостадийность) технологического процесса - две операции выщелачивания и разложения требуют увеличения количества фильтровального оборудования, количества промвод, а следовательно, повышения энергозатрат на упаривание последних и, кроме того, при повышенном содержании в исходном сырье оксида свинца извлечение ZnO в конечный продукт снижается на 5-7%. However, the method has the following disadvantages: the complexity (multi-stage) of the technological process — two leaching and decomposition operations require an increase in the number of filtering equipment, an amount of washer, and, consequently, an increase in energy consumption for evaporation of the latter and, in addition, with an increased content of lead oxide in the feedstock, ZnO extraction in the final product is reduced by 5-7%.

Цель изобретения - упрощение технологического процесса и повышение степени извлечения оксида цинка в конечный продукт при переработке цинкосвинецсодержащего техногенного сырья. The purpose of the invention is to simplify the process and increase the degree of extraction of zinc oxide in the final product during the processing of zinc-lead man-made materials.

Поставленная цель достигается тем, что совмещаются стадии выщелачивания исходного техногенного сырья и обескремнивания цинкатного раствора путем ввода оксида кальция непосредственно в стадию выщелачивания, при этом основная масса кремнезема остается в нерастворимом кеке от выщелачивания и исключается операция фильтрации цинк-кальциевого осадка и повторного его выщелачивания. Одновременно с целью устранения отрицательного влияния оксида свинца при его значительном содержании в исходном сырье (весовое отношение PbO/ZnO превышает 0,20), которое проявляется в том, что PbO тоже растворяется в едком натре и на долю ZnO остается меньшая часть активной ("растворяющей")NaOH - в сферу выщелачивания одновременно дозируется элементарная сера S. Растворяясь в едком натре с образованием сульфида натрия, она осаждает из чернового цинкатно-свинцового раствора, в первую очередь, ввиду значительно меньшего значения произведения растворимости ПРPbS = 2,5•10-27 (по сравнению с ПРZnS = 2,5•10-22) ионы Pb2+ с образованием осадка PbS и раствора едкого натра по реакции:
Na2S + Pb2+ + 2OH- ---> PbS + 2NaOH,
тем самым одновременно снижая содержание вредной примеси в растворе (и в дальнейшем, в конечном оксиде цинка) и увеличивая концентрацию активной щелочи в сфере выщелачивания, что повышает извлечение в раствор из исходного сырья оксида цинка.This goal is achieved by combining the stages of leaching of the source of technogenic raw materials and desalination of the zincate solution by introducing calcium oxide directly into the leaching stage, while the bulk of the silica remains in the insoluble cake from leaching and eliminates the operation of filtering the zinc-calcium precipitate and re-leaching it. At the same time, in order to eliminate the negative effect of lead oxide when it is significant in the feedstock (the weight ratio of PbO / ZnO exceeds 0.20), which manifests itself in the fact that PbO also dissolves in sodium hydroxide and a smaller part of the active ("dissolving"") NaOH - elemental sulfur S is simultaneously dosed into the leaching sphere. Dissolving in caustic soda with the formation of sodium sulfide, it precipitates from rough zinc-lead solution, primarily, due to the significantly lower value of the product solution Mosti OL PbS = 2.5 • 10 -27 (compared to PR ZnS = 2,5 • 10 -22) ions Pb 2+ PbS to form a precipitate and a solution of sodium hydroxide according to the reaction:
Na 2 S + Pb 2+ + 2OH - ---> PbS + 2NaOH,
thereby simultaneously reducing the content of harmful impurities in the solution (and hereinafter, in the final zinc oxide) and increasing the concentration of active alkali in the leaching sphere, which increases the extraction of zinc oxide into the solution from the feedstock.

Кроме того, как показали исследования (см. ниже), наличие в сфере выщелачивания сульфид-ионов позволяет при той же дозировке извести интенсифицировать процесс обескремнивания цинкатных растворов, т.е. сохранить качество (содержание ZnO) конечного целевого продукта на прежнем высоком уровне. In addition, studies have shown (see below) that the presence of sulfide ions in the leaching sphere allows, at the same dosage of lime, to intensify the process of desalination of zincate solutions, i.e. keep the quality (ZnO content) of the final target product at the same high level.

Для получения оксида цинка используют пыль системы газоочистки медеплавильного завода следующего состава, мас.%: 45,0 ZnO, 15,0 PbO, 4,0 SiO2, 3,0 Fe2O3, 3,4 CaO, 2,0 Al2O3, 0,3 As2O5 (отношение PbO/ZnO = 0,33).To obtain zinc oxide, dust from the gas treatment system of a copper smelter of the following composition is used, wt.%: 45.0 ZnO, 15.0 PbO, 4.0 SiO 2 , 3.0 Fe 2 O 3 , 3.4 CaO, 2.0 Al 2 O 3 , 0.3 As 2 O 5 (PbO / ZnO ratio = 0.33).

Переработка данного техногенного сырья осуществляется по двум вариантам: согласно условиям прототипа (пример 1) и предлагаемому способу (пример 2). Processing of this technogenic raw material is carried out in two ways: according to the conditions of the prototype (example 1) and the proposed method (example 2).

Пример 1 (по прототипу): Выщелачивание исходного материала проводили раствором 250 г/дм3 NaOH при t=95oC в течение 1,5 часов при отношении Ж:Т = 6: 1.Example 1 (prototype): Leaching of the starting material was carried out with a solution of 250 g / dm 3 NaOH at t = 95 o C for 1.5 hours with a ratio of W: T = 6: 1.

После выщелачивания пульпу разбавляли водой до CNaOH 110 г/дм3 и фильтровали. Полученный черновой цинкатный раствор содержал, г/дм3: 45,0 ZnO, 8,0 PbO, 0,5 SiO2, 0,07 Fe2O3; степени извлечения ZnO и Pb в раствор на данной стадии составила 90,8% и 40%. Данный раствор подвергали первичному разложению и, одновременно, обескремниванию с помощью добавки CaO в количестве 25 г/дм3 (из них 60% на разложение и 40% на образование силиката кальция) при t=60oC в течение 1 часа. Содержание кремнезема в растворе понижается до 0,15 г/дм3, а в осадок выделяется 52% ZnO, 80% Fe2O3 и 15% PbO от содержания в растворе.After leaching, the pulp was diluted with water to 110 g / dm 3 of C NaOH and filtered. The obtained draft zincate solution contained, g / dm 3 : 45.0 ZnO, 8.0 PbO, 0.5 SiO 2 , 0.07 Fe 2 O 3 ; the degree of extraction of ZnO and Pb into the solution at this stage was 90.8% and 40%. This solution was subjected to primary decomposition and, at the same time, desilicified using CaO additive in an amount of 25 g / dm 3 (of which 60% for decomposition and 40% for the formation of calcium silicate) at t = 60 ° C for 1 hour. The silica content in the solution decreases to 0.15 g / dm 3 , and 52% ZnO, 80% Fe 2 O 3 and 15% PbO of the solution content are precipitated.

Осадок отделяют от раствора фильтрацией и направляют на повторное выщелачивание щелочным раствором при t=70oC, τ = 0,5 часа и отношении Ж:Т = 12:1. После разбавления и фильтрации очищенный цинкатный раствор содержит, г/дм3: 100,6 NaOH, 50,4 ZnO, 4,5 PbO, 0,12 SiO2 0,03 Fe2O3; степень извлечения ZnO в раствор на втором выщелачивании 96,8%. Таким образом, суммарное извлечение ZnO в чистый цинкатный раствор составило 90,8•96,8/100 = 87,9%.The precipitate is separated from the solution by filtration and sent for re-leaching with an alkaline solution at t = 70 o C, τ = 0.5 hours and the ratio W: T = 12: 1. After dilution and filtration, the purified zincate solution contains, g / dm 3 : 100.6 NaOH, 50.4 ZnO, 4.5 PbO, 0.12 SiO 2 0.03 Fe 2 O 3 ; the degree of extraction of ZnO in solution at the second leaching of 96.8%. Thus, the total extraction of ZnO in a pure zincate solution was 90.8 • 96.8 / 100 = 87.9%.

Полученный раствор разлагают уже с затравкой из оксида цинка при t=90oC, продолжительности агитирования 6 часов и затравочном отношении (з.о.) 0,5. Степень разложения раствора составила 53,0%. Далее выделившийся осадок отделяют от маточного раствора, промывают и сушат при 250oC в течение 3 часов.The resulting solution is decomposed already with a seed of zinc oxide at t = 90 o C, the duration of the agitation 6 hours and the seed ratio (zo) 0.5. The degree of decomposition of the solution was 53.0%. Next, the precipitate formed is separated from the mother liquor, washed and dried at 250 ° C. for 3 hours.

Пример 2. Выщелачивание исходного материала проводили щелочным раствором 250 г/дм3 NaOH при t=95oC в течение 1,5 часов при отношении: Ж:Т=6:1, дозировке извести 15 г/дм3 (только на образование силиката кальция - 10 моль CaO/ моль SiO2) и элементарной серы в количестве 15 г/дм3 (1,5-й кратный избыток по отношению к количеству переходящего в раствор PbO). Ввод CaO и S осуществляли через 30 минут после начала выщелачивания.Example 2. The leaching of the starting material was carried out with an alkaline solution of 250 g / dm 3 NaOH at t = 95 o C for 1.5 hours at a ratio of: W: T = 6: 1, lime dosage 15 g / dm 3 (only for the formation of silicate calcium - 10 mol of CaO / mol of SiO 2 ) and elemental sulfur in an amount of 15 g / dm 3 (1.5-fold excess in relation to the amount of PbO that passes into the solution). CaO and S were introduced 30 minutes after the start of leaching.

Далее пульпу после выщелачивания разбавляли водой до CNaOH = 110 г/дм3 и фильтровали. Полученный чистый цинкатный раствор содержал, г/дм3: 54 ZnO, 0,1 SiO2, 0,008 Fe2O3, 0,4 PbO: степень извлечения ZnO в раствор из исходного сырья составила 95,0%, степень очистки раствора от PbO - 95,5.Next, the pulp after leaching was diluted with water to C NaOH = 110 g / DM 3 and filtered. The obtained pure zincate solution contained, g / dm 3 : 54 ZnO, 0.1 SiO 2 , 0.008 Fe 2 O 3 , 0.4 PbO: the degree of extraction of ZnO into the solution from the feedstock was 95.0%, the degree of purification of the solution from PbO - 95.5.

Данный раствор разлагали при условиях, как в примере 1 (t=90oC, τ = 6 часов и з.о.=0,5). Степень разложения при этом составила 54,5%. Осадок выделившегося оксида цинка отделяют от раствора, промывают и сушат при 250oC в течение 3 часов.This solution was decomposed under conditions as in example 1 (t = 90 ° C, τ = 6 hours and z.o. = 0.5). The degree of decomposition in this case amounted to 54.5%. The precipitated precipitated zinc oxide is separated from the solution, washed and dried at 250 o C for 3 hours.

Результаты сравнительных исследований известного и предложенного способов применения к переработке техногенного цинко-свинцового сырья представлены в табл. 1. The results of comparative studies of the known and proposed methods of application to the processing of technogenic zinc-lead raw materials are presented in table. 1.

В табл. 2 приведены значения степени извлечения оксида цинка в конечный продукт при оптимальных условиях ведения процесса (дозировки CaO и S) выщелачивания по предлагаемому способу и при выходе за оптимальный режим. In the table. 2 shows the values of the degree of extraction of zinc oxide in the final product under optimal process conditions (dosage of CaO and S) leaching according to the proposed method and when going beyond the optimal mode.

Таким образом, оптимальными условиями ведения процесса являются дозировка CaO 10-20 г/дм3 и S относительно количества PbO, перешедшего в раствор, 1,3-1,6 - кратное весовое количество. При снижении дозировки CaO ниже 10 г/дм3, при прочих равных условиях (оп. 6), при сохранении степени извлечения ZnO практически на прежнем уровне (94,8%) заметно снижается содержание ZnO в конечном продукте - 99,0% по сравнению с 99,6% у прототипа.Thus, the optimal conditions for conducting the process are the dosage of CaO 10-20 g / dm 3 and S relative to the amount of PbO transferred to the solution, 1.3-1.6 times the weight quantity. With a decrease in the CaO dosage below 10 g / dm 3 , ceteris paribus (op. 6), while maintaining the degree of extraction of ZnO almost at the same level (94.8%), the ZnO content in the final product significantly decreases - 99.0% compared to with 99.6% of the prototype.

Это связано с ухудшением обескремнивания, а значит с повышением содержания SiO2 в оксиде цинка. Превышение дозировки извести (оп. 7) значительно снижает выход ZnO (86,5%) за счет потерь ZnO с кильциевым осадком. Увеличение дозировки серы выше оптимального значения (оп. 9) не приводит к улучшению результатов, наоборот, несколько снижается качество ZnO. Это связано с образованием тиокомплексов железа в растворе, осаждающихся затем при разложении цинкатного раствора с оксидом цинка. Меньшая, чем необходимо, дозировка серы (оп. 8) снижает качество оксида цинка из-за недостаточности очистки цинкатного раствора от ионов свинца, осаждающихся затем с ZnO при разложении последнего.This is due to the deterioration of desiliconization, and hence with an increase in the content of SiO 2 in zinc oxide. Exceeding the dosage of lime (op. 7) significantly reduces the yield of ZnO (86.5%) due to the loss of ZnO with silica precipitate. An increase in the sulfur dosage above the optimum value (op. 9) does not lead to an improvement in the results; on the contrary, the quality of ZnO decreases slightly. This is due to the formation of thiocomplexes of iron in solution, which then precipitate upon decomposition of the zincate solution with zinc oxide. A lower than necessary dosage of sulfur (op. 8) reduces the quality of zinc oxide due to the insufficient purification of the zincate solution from lead ions, which are then deposited with ZnO upon decomposition of the latter.

Итак, применение нового способа гидрометаллургического получения оксида цинка из техногенного смешанного (цинково-свинцовистого) сырья позволяет по сравнению с прототипом существенно упростить технологический процесс (одна стадия выщелачивания вместо двух операций) и повысить степень извлечения ценного компонента в конечном продукте при практическом сохранении качества последнего. So, the use of a new method of hydrometallurgical production of zinc oxide from technogenic mixed (zinc-lead) raw materials allows us to significantly simplify the process compared to the prototype (one stage of leaching instead of two operations) and increase the degree of extraction of a valuable component in the final product while maintaining the quality of the latter.

Источники информации:
1. А.С. СССР N 467124, кл. C 22 B 19/34, 1975 г.Sources of information:
1. A.S. USSR N 467124, class C 22 B 19/34, 1975

2. А.С. СССР N 712450, кл. C 22 B 19/34, 1980 г. 2. A.S. USSR N 712450, class C 22 B 19/34, 1980

Claims (2)

1. Способ гидрометаллургического получения оксида цинка из техногенного сырья с повышенным содержанием оксида свинца, включающий выщелачивание цинкосодержащих материалов раствором едкого натра, очистку цинкатного раствора от кремнезема оксидом кальция, разложение раствора оксидом цинка, отделение выпавшего осадка оксида цинка и его сушку, отличающийся тем, что оксид кальция вводят непосредственно на выщелачивание с одновременной подачей элементарной серы. 1. The method of hydrometallurgical production of zinc oxide from industrial raw materials with a high content of lead oxide, including leaching zinc-containing materials with a sodium hydroxide solution, purifying the zincate solution from silica with calcium oxide, decomposing the solution with zinc oxide, separating the precipitated zinc oxide precipitate and drying it, characterized in that calcium oxide is introduced directly into the leach with the simultaneous supply of elemental sulfur. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что оксид кальция вводят в количестве 10-20 кг/м3, а элементарную серу - в 1,3-1,6-кратном весовом количестве относительно содержания оксида свинца в цинкатном растворе.2. The method according to p. 1, characterized in that the calcium oxide is introduced in an amount of 10-20 kg / m 3 and elemental sulfur in 1.3-1.6 times the weight relative to the content of lead oxide in the zincate solution.
RU99102265/02A 1999-02-05 1999-02-05 Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide RU2179194C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU99102265/02A RU2179194C2 (en) 1999-02-05 1999-02-05 Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU99102265/02A RU2179194C2 (en) 1999-02-05 1999-02-05 Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU99102265A RU99102265A (en) 2000-12-27
RU2179194C2 true RU2179194C2 (en) 2002-02-10

Family

ID=20215510

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU99102265/02A RU2179194C2 (en) 1999-02-05 1999-02-05 Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2179194C2 (en)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100395356C (en) * 2004-08-10 2008-06-18 兰坪金鼎锌业有限公司 Flotation zinc oxide concentrate wet method smelting process
CN101736166B (en) * 2008-11-07 2011-06-15 黄石理工学院 Method for extracting zinc from refractory zinc core in hydrometallurgy by dispergator
CN101580901B (en) * 2008-05-15 2012-09-12 甘肃世恒有色资源再利用有限公司 Method for refining zinc by using slag containing zinc
RU2548537C2 (en) * 2013-04-08 2015-04-20 Акционерное общество "Производственное объединение Электрохимический завод" ( АО "ПО ЭХЗ") Method of obtaining zinc oxide
CN115418495A (en) * 2022-09-29 2022-12-02 西安建筑科技大学 Method for preparing nano ZnO from fly ash of mechanical activation calcification roasting electric arc furnace

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100395356C (en) * 2004-08-10 2008-06-18 兰坪金鼎锌业有限公司 Flotation zinc oxide concentrate wet method smelting process
CN101580901B (en) * 2008-05-15 2012-09-12 甘肃世恒有色资源再利用有限公司 Method for refining zinc by using slag containing zinc
CN101736166B (en) * 2008-11-07 2011-06-15 黄石理工学院 Method for extracting zinc from refractory zinc core in hydrometallurgy by dispergator
RU2548537C2 (en) * 2013-04-08 2015-04-20 Акционерное общество "Производственное объединение Электрохимический завод" ( АО "ПО ЭХЗ") Method of obtaining zinc oxide
CN115418495A (en) * 2022-09-29 2022-12-02 西安建筑科技大学 Method for preparing nano ZnO from fly ash of mechanical activation calcification roasting electric arc furnace

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105293588B (en) Preparation method for battery grade ferrous sulfate heptahydrate crystal
US5453253A (en) Method of reprocessing jarosite-containing residues
US4405569A (en) Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur
IE61367B1 (en) A process for the extracting and purifying gallium from bayer liquors
CN103781923A (en) Process for purifying zinc oxide
CN104016398A (en) Method of producing sulfate by using dilute sulphuric acid in industrial wastewater
CN105274352B (en) A kind of method that copper cobalt manganese is separated in the manganese cobalt calcium zinc mixture from copper carbonate
KR20240049385A (en) Method and equipment for recovering metal from black mass
RU2179194C2 (en) Method of hydrometallurgy preparation of zinc oxide
US2997368A (en) Production of manganese hydroxide
AU2010217184A1 (en) Zinc oxide purification
SU793373A3 (en) Method of purifying zinc sulfate solutions
WO2005068358A1 (en) Production of 'useful material(s)' from waste acid issued from the production of titanium dioxyde
CN113511677A (en) Arsenic filter cake treatment method
EP0060125B1 (en) Production of calcium hypochlorite
CN103011286B (en) Process for producing bismuth subcarbonate with crude bismuth oxide
US3099527A (en) Purification of leach liquor containing lithium values
US20240092654A1 (en) Process for the purification of manganese sulfate solutions and subsequent crystallization of high purity manganese sulfate monohydrate
RU2141452C1 (en) Method of preparing cobalt /ii/ sulfate
RU2079561C1 (en) Method of oxidized polymetallic materials processing
KR20160075688A (en) Method and arrangement of separating arsenic from starting materials
SU712450A1 (en) Method of zinc oxide hydrometallurgical production
RU2082797C1 (en) Treatment of manganese-containing raw material
KR102632434B1 (en) The method for manufacturing high quality refined iron oxide from iron oxide, a by-product of zinc smelting process
US20240014457A1 (en) Method for producing secondary battery material from black mass

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20060206