RU2372413C1 - Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions - Google Patents
Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions Download PDFInfo
- Publication number
- RU2372413C1 RU2372413C1 RU2008117789A RU2008117789A RU2372413C1 RU 2372413 C1 RU2372413 C1 RU 2372413C1 RU 2008117789 A RU2008117789 A RU 2008117789A RU 2008117789 A RU2008117789 A RU 2008117789A RU 2372413 C1 RU2372413 C1 RU 2372413C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- chlorine
- solution
- cake
- zinc
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при удалении хлора из цинк-сульфатных растворов, получаемых при сернокислотном выщелачивании вторичного цинкового сырья, содержащего хлор.The invention relates to ferrous metallurgy and can be used to remove chlorine from zinc sulfate solutions obtained by sulfuric acid leaching of secondary zinc raw materials containing chlorine.
Известен способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий дозировку сульфата меди и осаждение хлор-иона в виде труднорастворимого осадка CuCl. В качестве восстановителя меди (2+) до меди (+) используют порошки металлического цинка, алюминия, магния или железа (Заявка 60-228628, Япония. Заявл. 25.04.84, №59-81880, опубл. 13.11.85. МКИ С22В 19/26).A known method of removing chlorine from zinc sulfate solutions, including the dosage of copper sulfate and the precipitation of chlorine ion in the form of an insoluble precipitate of CuCl. As a reducing agent of copper (2+) to copper (+), powders of metallic zinc, aluminum, magnesium or iron are used (Application 60-228628, Japan. Application. 25.04.84, No. 59-81880, publ. 13.11.85. MKI C22B 19/26).
Недостатком указанного способа является использование дорогостоящих металлических порошков для восстановления двухвалентной меди до одновалентной, которая с хлор-ионом образует нерастворимое соединение.The disadvantage of this method is the use of expensive metal powders for the recovery of divalent copper to monovalent, which forms an insoluble compound with chlorine ion.
Наиболее близкий по технической сущности и достигаемому результату является способ удаления хлора из цинк-сульфатных растворов, включающий осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек путем дозировки в цинк-сульфатный раствор медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь (см. Сыроешкин М.Е., Юмакаев Ш.И. Переработка вельц-окислов, шлаковозгонов и свинцовых пылей на свинцово-цинковых заводах. М.: Металлургия. - 1972. - с.88. - С.48-57).The closest in technical essence and the achieved result is a method of removing chlorine from zinc-sulfate solutions, including the deposition of chlorine ion in copper-chlorine cake by dosing in a zinc-sulfate solution of a copper-containing solution and copper cake containing metallic copper (see Syroeshkin M. E., Yumakaev Sh.I. Processing of Waelz-oxides, slag sublimates and lead dust in lead-zinc plants. M: Metallurgy. - 1972. - p. 88. - P.48-57).
Недостатком указанного способа является высокий расход медного кека, получаемого после выщелачивания медно-кадмиевого кека - продукта очистки растворов от меди, кадмия и других примесей цинковой пылью. При этом медный кек используется как для первоначального получения медьсодержащего раствора, которым создается концентрация меди в цинксодержащем растворе на уровне 3-5 г/л, так и непосредственно на операции медно-хлорной очистки. В то же время количество получаемого медного кека на цинковых заводах ограничено, а сбыт медно-хлорного кека затруднен.The disadvantage of this method is the high consumption of copper cake obtained after leaching of copper-cadmium cake - the product of cleaning solutions from copper, cadmium and other impurities with zinc dust. In this case, copper cake is used both for the initial production of a copper-containing solution, which creates a copper concentration in the zinc-containing solution at the level of 3-5 g / l, and directly for copper-chlorine purification operations. At the same time, the amount of copper cake obtained at zinc plants is limited, and the sale of copper chloride cake is difficult.
Техническим результатом данного изобретения является снижение расхода текущего медного кека на очистку сульфатных цинковых растворов от хлора и уменьшение затрат на эту операцию. Указанный результат достигается тем, что в способе очистки от хлора сульфатных цинковых растворов, полученных после сернокислотного выщелачивания окисленного вторичного цинкового хлорсодержащего сырья, включающем осаждение хлор-иона в виде медно-хлорного кека добавлением медьсодержащего раствора и медного кека, содержащего металлическую медь, в качестве медьсодержащего раствора используют раствор, образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, полученного после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Другим отличием является то, что медно-хлорный кек растворяют в растворе гидроокиси натрия при концентрации 50-75 г/л.The technical result of this invention is to reduce the consumption of current copper cake for the purification of zinc sulfate solutions from chlorine and reduce the cost of this operation. This result is achieved by the fact that in the method of purification from chlorine of sulfate zinc solutions obtained after sulfuric acid leaching of oxidized secondary zinc chlorine-containing raw materials, including the precipitation of chlorine ion in the form of copper-chlorine cake by adding a copper-containing solution and copper cake containing metallic copper as copper-containing of the solution, use the solution formed during the sulfuric acid leaching of the solid residue obtained after dissolution of copper-chlorine cake in a solution of hydroox B Sodium. Another difference is that copper-chlorine cake is dissolved in a solution of sodium hydroxide at a concentration of 50-75 g / l.
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
В сульфатный цинковый раствор (цинка 100-150 г/л, хлора 0,5-10 г/л, Н2SO4 10-40 г/л), полученный после выщелачивания окисленного вторичного хлорсодержащего сырья, добавляется медный кек состава, %: цинк 10-14; медь 45-60, содержащий металлическую медь, в количестве 10-15 к 1 массы медного кека к массе хлора в растворе. Пульпа нагревается до 60-65°С, после чего закачивается медьсодержащий раствор (20-40 г/л меди), образующийся при сернокислотном выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия. Концентрация меди в растворе при проведении операции медно-хлорной очистки должна составлять 3-4 г/л. Операция медно-хлорной очистки длится от 30 до 60 мин. После этого пульпу направляют на сгущение, а затем нижний слив фильтруют и полученный медно-хлорный кек направляют на растворение в щелочном растворе (50-75 г/л NaOH) при температуре 50-60°С, Ж:Т=6: 1, продолжительности процесса 6-8 час. По окончании процесса пульпа фильтруется. Фильтрат, содержащий, г/л: хлора 15-20; меди 0,05-0,1; цинка 0,5-1 направляется на известковую очистку совместно с заводскими стоками, а отмытый медный кек - твердый остаток, содержащий, %: меди 60-65; цинка 1,0-1,5; свинца 1,5-2,0; хлора <0,5, поступает на выщелачивание в отработанном электролите (Zn - 45-55 г/л; H2SO4 - 150-165 г/л) с получением раствора медного купороса (20-40 г/л), который используют на операции медно-хлорной очистки.In the sulfate zinc solution (zinc 100-150 g / l, chlorine 0.5-10 g / l, H 2 SO 4 10-40 g / l) obtained after leaching of oxidized secondary chlorine-containing raw materials, copper cake of the composition is added,%: zinc 10-14; copper 45-60, containing metallic copper, in an amount of 10-15 to 1 mass of copper cake to the mass of chlorine in solution. The pulp is heated to 60-65 ° C, after which a copper-containing solution (20-40 g / l of copper) is pumped, resulting from the sulfuric acid leaching of the solid residue obtained after dissolving copper-chlorine cake in a sodium hydroxide solution. The concentration of copper in solution during the operation of copper-chlorine purification should be 3-4 g / l. The operation of copper-chlorine treatment lasts from 30 to 60 minutes. After this, the pulp is directed to thickening, and then the lower discharge is filtered and the resulting copper-chlorine cake is sent to dissolve in an alkaline solution (50-75 g / l NaOH) at a temperature of 50-60 ° C, W: T = 6: 1, duration process 6-8 hours. At the end of the process, the pulp is filtered. The filtrate containing, g / l: chlorine 15-20; copper 0.05-0.1; 0.5-1 zinc is sent for lime cleaning together with factory effluents, and the washed copper cake is a solid residue containing,%: copper 60-65; zinc 1.0-1.5; lead 1.5-2.0; chlorine <0.5, is leached in the spent electrolyte (Zn - 45-55 g / l; H 2 SO 4 - 150-165 g / l) to obtain a solution of copper sulfate (20-40 g / l), which is used on operations of copper-chlorine purification.
Предложенный способ испытан в промышленных условиях.The proposed method is tested in an industrial environment.
Испытания показали, что очистка от хлора сульфатных растворов цинковых, включающая осаждение хлор-иона в медно-хлорный кек при использовании в качестве медьсодержащего раствора, образующегося при выщелачивании твердого остатка, получаемого после растворения медно-хлорного кека в растворе гидроокиси натрия при ее концентрации 50-75 г/л, позволяет снизить расход текущего медного кека на очистку цинк-сульфатных растворов от хлора и уменьшить затраты на эту операцию.Tests have shown that the removal of zinc sulfate solutions from chlorine, including the deposition of chlorine ion in copper-chlorine cake when used as a copper-containing solution, is formed by leaching the solid residue obtained after dissolving copper-chlorine cake in a sodium hydroxide solution at a concentration of 50- 75 g / l, allows you to reduce the consumption of current copper cake for cleaning zinc-sulfate solutions from chlorine and reduce the cost of this operation.
Пределы изменения концентрации гидроксида натрия 50-75 г/л в исходном растворе связано с тем, что при концентрации NaOH ниже 50 г/л снижается степень перехода хлора в раствор, а при концентрации выше 75 г/л возрастает переход в раствор меди, цинка и свинца, что увеличивает затраты при известковой очистке стоков завода.The range of changes in the concentration of sodium hydroxide 50-75 g / l in the initial solution is due to the fact that when the concentration of NaOH is below 50 g / l, the degree of transition of chlorine to solution decreases, and at a concentration above 75 g / l, the transition to a solution of copper, zinc and lead, which increases costs in the lime treatment of plant effluents.
Проверку способа осуществляют следующим образом.The verification of the method is as follows.
5 л раствора после сернокислотного выщелачивания вторичного цинкового сырья следующего состава, г/л: цинка 125; хлора 2,4; H2SO4 25 заливали в реактор. Добавляли 145 г медного кека состава, %: медь 56,7; цинк 11,2. Соотношение массы медного кека, полученного из медно-кадмиемого кека, к массе хлора в растворе составляло 12: 1. Пульпы нагревали до 60°С и после этого заливали раствор медьсодержащего раствора, полученного при переработке медно-хлорного кека от предыдущей операции медно-хлорной очистки. Параллельно проводили опыты, добавляя раствор медного купороса, полученного после серно-кислотного выщелачивания медного кека.5 l of the solution after sulfuric acid leaching of secondary zinc raw materials of the following composition, g / l: zinc 125; chlorine 2.4; H 2 SO 4 25 was poured into the reactor. Added 145 g of copper cake composition,%: copper 56.7; zinc 11.2. The ratio of the mass of copper cake obtained from copper-cadmium cake to the mass of chlorine in the solution was 12: 1. The pulps were heated to 60 ° C and then the solution of the copper-containing solution obtained by processing copper-chlorine cake from the previous copper-chlorine treatment was poured . In parallel, experiments were carried out by adding a solution of copper sulfate obtained after sulfuric acid leaching of copper cake.
Для получения медьсодержащего раствора был использован медно-хлорный кек состава, %: медь 60,7; железо 0,28; цинк 1,35; свинец 2,2; хлор 8,1. Медно-хлорный кек в количестве 60 г растворяли в щелочном растворе при исходной концентрации NaOH 65 г/л и Ж:Т=6:1, температуре 60°С в течение 6 час. По окончании проведения операции пульпу фильтровали. Отмытый медный кек состава, %: медь 62,8; цинк 1,2; хлор 0,45 выщелачивали в отработанном электролите (цинк 45 г/л, серная кислота 160 г/л) при постоянном барботировании воздуха в течение 8 час при температуре 65°С. При этом было получено 0,750 л медьсодержащего раствора с концентрацией меди 25,0 г/л. Весь объем раствора подали на стадию медно-хлорной очистки, что позволило поднять концентрацию меди в растворе на этой стадии до 3,2 г/л. Для получения раствора с концентрацией меди 25 г/л затратили в известном способе 60 г текущего медного кека.To obtain a copper-containing solution was used copper-chlorine cake composition,%: copper 60.7; iron 0.28; zinc 1.35; lead 2.2; chlorine 8.1. Copper-chlorine cake in an amount of 60 g was dissolved in an alkaline solution at an initial NaOH concentration of 65 g / L and W: T = 6: 1, at a temperature of 60 ° C for 6 hours. At the end of the operation, the pulp was filtered. Washed copper cake composition,%: copper 62.8; zinc 1.2; chlorine 0.45 was leached in the spent electrolyte (zinc 45 g / l, sulfuric acid 160 g / l) with constant bubbling of air for 8 hours at a temperature of 65 ° C. In this case, 0.750 L of a copper-containing solution with a copper concentration of 25.0 g / L was obtained. The entire volume of the solution was fed to the stage of copper-chlorine purification, which allowed to increase the concentration of copper in the solution at this stage to 3.2 g / l. To obtain a solution with a copper concentration of 25 g / l spent in the known method 60 g of the current copper cake.
Операция медно-хлорной очистки проходили 50 мин. Содержание хлора в растворе было снижено до 150 мг/л.The operation of copper-chlorine purification took 50 minutes. The chlorine content in the solution was reduced to 150 mg / L.
В таблице приведены сравнительные данные проверки известного и предлагаемого способов очистки от хлора сульфатных цинковых растворов.The table shows the comparative verification data of the known and proposed methods of purification from chlorine sulfate zinc solutions.
Как видно из полученных данных, использование предлагаемого способа очистки от хлор-иона сульфатных цинковых растворов позволяет снизить расход текущего медного на операцию медно-хлорной очистки с 41 до 29 г/л. При дефиците на предприятии текущего медного кека по сравнению с объемами перерабатываемого хлорсодержащего цинкового сырья предлагаемый способ снижает затраты на приобретение товарного медного купороса.As can be seen from the data obtained, the use of the proposed method for purification from chlorine ion of sulfate zinc solutions can reduce the flow rate of the current copper for the operation of copper-chlorine purification from 41 to 29 g / l. With a shortage of current copper cake in the enterprise compared with the volumes of processed chlorine-containing zinc raw materials, the proposed method reduces the cost of purchasing marketable copper sulfate.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2008117789A RU2372413C1 (en) | 2008-05-04 | 2008-05-04 | Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2008117789A RU2372413C1 (en) | 2008-05-04 | 2008-05-04 | Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2372413C1 true RU2372413C1 (en) | 2009-11-10 |
Family
ID=41354735
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2008117789A RU2372413C1 (en) | 2008-05-04 | 2008-05-04 | Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2372413C1 (en) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2587449C1 (en) * | 2014-12-19 | 2016-06-20 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) | Method of cleaning sulphate or nitrate solutions from chloride-ion |
CN113025811A (en) * | 2021-03-05 | 2021-06-25 | 衢州华友钴新材料有限公司 | Deep elution method for chlorine in copper sulfide precipitation slag |
RU2759591C1 (en) * | 2021-04-30 | 2021-11-15 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии твердого тела и механохимии Сибирского отделения Российской академии наук (Ru) | Method for purifying zinc sulphate solutions from chlorine |
CN115401060A (en) * | 2022-08-24 | 2022-11-29 | 浙江红狮环保股份有限公司 | Method for removing chlorine content in organic hazardous waste |
-
2008
- 2008-05-04 RU RU2008117789A patent/RU2372413C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
СЫРОЕШКИН М.Е., ЮМАКАЕВ Ш.И. Переработка вельц-окислов, шлаковозгонов и свинцовых пылей на свинцово-цинковых заводах. - М.: Металлургия, 1972, с.48-57. * |
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2587449C1 (en) * | 2014-12-19 | 2016-06-20 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) | Method of cleaning sulphate or nitrate solutions from chloride-ion |
CN113025811A (en) * | 2021-03-05 | 2021-06-25 | 衢州华友钴新材料有限公司 | Deep elution method for chlorine in copper sulfide precipitation slag |
CN113025811B (en) * | 2021-03-05 | 2023-08-08 | 衢州华友钴新材料有限公司 | Deep elution method for chlorine in copper sulfide precipitation slag |
RU2759591C1 (en) * | 2021-04-30 | 2021-11-15 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии твердого тела и механохимии Сибирского отделения Российской академии наук (Ru) | Method for purifying zinc sulphate solutions from chlorine |
CN115401060A (en) * | 2022-08-24 | 2022-11-29 | 浙江红狮环保股份有限公司 | Method for removing chlorine content in organic hazardous waste |
CN115401060B (en) * | 2022-08-24 | 2023-11-14 | 浙江红狮环保股份有限公司 | Method for removing chlorine content from organic hazardous waste |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US7972413B2 (en) | Precious metal recovery from solution | |
CN102851707B (en) | The technique of a kind of alkaline leaching remanufacture electrolytic zinc powder and lead powder from smelting ash | |
CN1028768C (en) | Zinc oxide preparing process by ammonia method | |
KR20080029733A (en) | Method for recovering pb | |
CN103781923A (en) | Process for purifying zinc oxide | |
CN110484730A (en) | A method of recycling feed grade basic zinc chloride from zinc-containing sludge | |
JP2013139595A (en) | Method for recovering valuables from impurity lump containing copper derived from lead smelting | |
RU2372413C1 (en) | Cleaning method against chlorine of sulfate zinc solutions | |
CN105274352B (en) | A kind of method that copper cobalt manganese is separated in the manganese cobalt calcium zinc mixture from copper carbonate | |
JP4597169B2 (en) | Wastewater treatment method containing heavy metals | |
CN109439916A (en) | A kind of method of the wet-treating containing cadmium fumes | |
CN104694751A (en) | Method for removing chloride ion from lixivium of zinc hydrometallurgy | |
CN102002597B (en) | Method for comprehensively recovering valuable metals from low-grade tellurium slag | |
JP2010196140A (en) | Method for recovering bismuth | |
JP2010202457A (en) | Method for removing chlorine in acidic liquid | |
BE897582Q (en) | PROCESS FOR THE SOLUTION OF NON-FERROUS METALS CONTAINED IN OXYGENIC COMPOUNDS | |
JP2012246197A (en) | Method for purifying selenium by wet process | |
JP2011161386A (en) | Method for treating thioarsenite | |
JPS5952696B2 (en) | Method for recovering copper and selenium from copper electrolysis anode slime | |
CN110668550B (en) | Gold concentrate non-cyanide beneficiation tailing liquid recycling treatment method | |
CN113881857A (en) | Method for treating cobalt-containing solution produced in wet zinc smelting cadmium recovery process | |
JP3407600B2 (en) | Silver extraction and recovery method | |
TW391986B (en) | Method of recovering lead from waste battery containing lead acid | |
RU2214462C1 (en) | Method of extraction of noble metals, mainly gold from solutions | |
RU2759591C1 (en) | Method for purifying zinc sulphate solutions from chlorine |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20120505 |