SU759607A1 - Method of leaching oxidized zinc-containing material - Google Patents
Method of leaching oxidized zinc-containing material Download PDFInfo
- Publication number
- SU759607A1 SU759607A1 SU782628784A SU2628784A SU759607A1 SU 759607 A1 SU759607 A1 SU 759607A1 SU 782628784 A SU782628784 A SU 782628784A SU 2628784 A SU2628784 A SU 2628784A SU 759607 A1 SU759607 A1 SU 759607A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- zinc
- leaching
- lead
- solution
- oxidizing agent
- Prior art date
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 37
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 37
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims description 30
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 15
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims description 7
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 13
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 10
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 10
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 claims description 8
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 claims description 8
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 claims description 5
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims description 4
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 4
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N dioxolead Chemical compound O=[Pb]=O YADSGOSSYOOKMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 7
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 5
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 4
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 3
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 3
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 229910000376 lead(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011702 manganese sulphate Substances 0.000 description 2
- 235000007079 manganese sulphate Nutrition 0.000 description 2
- SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L manganese(II) sulfate Chemical compound [Mn+2].[O-]S([O-])(=O)=O SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000006056 electrooxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000036571 hydration Effects 0.000 description 1
- 238000006703 hydration reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940099596 manganese sulfate Drugs 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
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004383 yellowing Methods 0.000 description 1
- KQRKKERJNPOLHS-UHFFFAOYSA-J zinc lead(2+) disulfate Chemical compound S(=O)(=O)([O-])[O-].[Pb+2].[Zn+2].S(=O)(=O)([O-])[O-] KQRKKERJNPOLHS-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 1
- 238000009858 zinc metallurgy Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии, преимущественно к металлургии цинка, и может быть использовано для гидрометаллур- 5 гической переработки обожженных цинковых концентратов и подобных ему материалов - вельцокисей, шлаковозгонов, содержащих цинк в основном в виде окиси. |0The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, mainly to zinc metallurgy, and can be used for hydrometallurgy processing of calcined zinc concentrates and similar materials - gelcoats, slags containing zinc mainly in the form of oxide. | 0
Известен способ выщелачивания окисленного цинксодержащего материала в присутствии окислителя с нейтрализацией раствора от выщелачивания до значения рН меньше рН гидра- .г тообразования сульфата цинка .There is a method of leaching oxidized zinc-containing material in the presence of an oxidizing agent with neutralizing the solution from leaching to a pH below pH of hydration of zinc sulphate.
По известному способу в качест- ве окислителя используют окись Марганца (IV). Способ позволяет одно- 20 временно с выщелачиванием обожженного цинкового концентрата очистить раствор от железа до его остаточной концентрации 30-50 мг/л в результате окисления железа (II) в растворе 25 с последующим гидролитическим осаждением железа (III). При этом одновременно с железом из раствора осаждаются примеси мышьяка, сурьмы, двуокиси кремния и частично медь. .30By a known method, Manganese (IV) oxide is used as an oxidizing agent. The method allows, simultaneously with leaching of calcined zinc concentrate, to purify the solution from iron to its residual concentration of 30-50 mg / l as a result of oxidation of iron (II) in solution 25 followed by hydrolytic precipitation of iron (III). At the same time impurities of arsenic, antimony, silicon dioxide and partially copper are precipitated simultaneously with iron from the solution. .thirty
22
Однако использование известного способа для выщелачивания окисленных цинксодержащих материалов, особенно вельцокисей, приводит к загрязнению раствора сульфата цинка сульфатом марганца (I Г) , который накапливается в растворах от выщелачивания до концентрации 20 г/л и более. Произвол ство цинкового купороса из таких растворов требует специальной очистки растворов от марганца, а электролитическое получение цинка из растворов, содержащих сульфат марганца в таких количествах, характеризуется· повышенным, по сравнению с современными результатами работы цинкэлектролитных заводов, расходом элект „роэнергии.However, the use of a known method for leaching oxidized zinc-containing materials, especially velcroxides, leads to contamination of zinc sulfate solution with manganese sulfate (IG), which accumulates in solutions from leaching to a concentration of 20 g / l and more. The production of zinc vitriol from such solutions requires special purification of solutions from manganese, and the electrolytic production of zinc from solutions containing manganese sulphate in such quantities is characterized by an increased consumption of electrical energy compared to current results of the operation of zinc electrolyte plants.
Целью изобретения является уменьшение содержания железа и марганца в растворе сульфата цинка.The aim of the invention is to reduce the content of iron and manganese in the zinc sulphate solution.
Поставленная цель достигается тем, что в качестве окислителя используют окись свинца (IV).This goal is achieved by the use of lead (IV) oxide as an oxidizing agent.
Окись свинца (IV) является более сильным окислителем в кислой среде, чем окись марганца (IV). Поэтому в процессе сернокислотного выщелачивания окисленных цинксодержащих ма^^Ияоаисажг .-1Lead (IV) oxide is a stronger oxidizing agent in an acidic environment than manganese (IV) oxide. Therefore, in the process of sulfuric acid leaching of oxidized zinc containing ma ^^ Iyaoisazhg.-1
759607759607
термалов окись свинца (IV) более интенсивно окисляет ферро-ионЫ:Thermal lead oxide (IV) oxidizes ferro-ions more intensively:
+ 2Гё504 ё 2Н2504 - РЬ504 ++ 2Гё50 4 ё 2Н 2 50 4 - РЬ50 4 +
+ Ге4 (504)а + 2Н20.+ 4 (50 4 ) a + 2H 2 0.
Продукт взаимодействия окислающего агента с загрязненным раствором _The product of the interaction of the oxidizing agent with a dirty solution _
сульфата цинка - сульфат свинца (II)— ’zinc sulfate - lead (II) sulfate - ’
я'вляетея 'йёлора'створййым сдедине" нием: его растворимость в 100 г воды при 20°С составляет 4,1·Ί0“® г,I’m doing yellowing with a blend: its solubility in 100 g of water at 20 ° C is 4.1 · Ί0 "® g,
‘а в сульфатных растворах она сущест'' венно уменьшается. Поэтому окись свинца (IV) при выщелачивании окисЖй'ЙЙХ' цйнкс^^р1кг^й‘х'1иа^‘е'риа^в Ίβ1' растворе серной кислоты практически не переходит в раствор и в отличие от окиси марганца (IV) обеспечивает 15'and in sulphate solutions, it is significantly reduced. Therefore, the lead oxide (IV) in the leaching of oxide-GHYYH 'centers, ^^ p1kg ^ th'x'1аа ^'e'riа ^ in the Ίβ 1 'sulfuric acid solution practically does not go into solution and unlike 15
(получение менеезагряэненных примесями растворов сульфата цинка.(preparation of zinc sulphate solutions containing less impurities.
Другое отличие состоит в том, что в качестве окислителя использу-ют свинецсодержащиеэлектроды, пред- 20 :варительно подвергнутые анодному окислению в сульфатном растворе.Another difference is that, in using an oxidant-dissolved svinetssoderzhaschieelektrody, pre- 20: preliminarily subjected to anodic oxidation in the sulphate solution.
Электрохимическое окисление свинцэявляется одним из способов получения окиси свинца (IV) 7 В' ЭТдй С'лу- 25 чае окись свинца (IV) образует плёнку на поверхности свинецсодержащих электродов. В процессе сернокислотного выщелачивания в присутствии таких электродов окись свинца (IV) пр'евращается в сульфат свинца (II), который выделяетсяна поверхности электродов и Практически не переходит в бсТаГт'ОН ОТ ВбадёЛачиВанйя окисленных цинксодержащихматериалов. Таким об- .Electrochemical oxidation of lead is one of the methods for producing lead (IV) oxide. In 5 ETdi S 25, lead oxide (IV) forms a film on the surface of lead-containing electrodes. In the process of sulfuric acid leaching in the presence of such electrodes, lead (IV) oxide is converted to lead (II) sulfate, which is released on the surface of the electrodes and practically does not convert to oxidized zinc-containing materials. So about-
разом,' использование свинецсодержащих электродов для осуществления выщелачивания сводит к минимуму безвозвратные потери окисляющего агента. 'At once, the use of lead-containing electrodes for leaching minimizes the irretrievable loss of the oxidizing agent. '
При повторном анодном окислении электродов, покрытых слоем сульфата свинца (II), происходит превращение последнего в окись свинца (IV) (активация электродов). Такой процесс многократно осуществляют при эксплуатации свинцовых аккумуляторов.With repeated anodic oxidation of electrodes coated with a layer of lead (II) sulfate, the latter is converted into lead (IV) oxide (activation of electrodes). This process is repeatedly carried out during the operation of lead-acid batteries.
В цинкэлектролитном производстве активация свинёцсодержащих электродов может быть произведена одновременно с электролитическим выделением цинка из сульфатных растворов, в ЭТОМ случае свинцовые аноды ванн электролиза цинка следует периодически помещать в реакторы выщелачива ния цинкового огарка, после чего, в дезактивированном состоянии, вновь возвращать на электролиз цинка.In zinc electrolyte production, lead-containing electrodes can be activated simultaneously with electrolytic release of zinc from sulphate solutions. In this case, lead anodes of zinc electrolysis baths should be periodically placed in zinc cinder leaching reactors, and then, in a deactivated state, returned to zinc electrolysis.
П р и м е р 1. Обожженный цинковый концентрат состава, %: цинк 55,8 медь 1,71, кадмий 0,14, железо 12,1, выщелачивают в 800 мл раствора соста ва, г/л: цинк “41,4 , серная кислота 150, при 80° С и перемешивании механической мешалкой со скоростью ·PRI me R 1. Calcined zinc concentrate of the composition,%: zinc 55.8 copper 1.71, cadmium 0.14, iron 12.1, leached into 800 ml of solution of composition, g / l: zinc “41, 4, sulfuric acid 150, at 80 ° C and stirring with a mechanical stirrer at a rate of ·
50б об/мин. Перед началом выщелачивания в пульпу добавляют различные окисляющие агенты. Расход огарка сос Фавляет 180 г, продолжительность выщелачивания - 90 мин. Прочие условия выщелачивания и его результаты Приведены в табл. 1.50b rpm Before starting leaching, various oxidizing agents are added to the pulp. The consumption of cinder coc. Favlyayet 180 g, the duration of leaching - 90 minutes Other leaching conditions and its results are given in Table. one.
Таблица 1Table 1
Влияние окисляющих агентов на выщелачивание цинкового огарка .Effect of oxidizing agents on leaching zinc calcine.
Примечание: а) электрод изготовлен из сплава свинца с 1% серебра, его рабочая поверхность равна 2,0 дм2, ; Note: a) an electrode made of lead alloy with 1% silver, its working surface is equal to 2.0 dm 2;
б) электрсГд предварительно подвер- ------ гают анодному окислению в раст.....:воре сульфата цинка с концентрацией цинка 140 г/л в течение 40 мин при величине аноднойb) electrcGd is preliminarily subjected to anodic oxidation in a plant ..... : a zinc sulphate thief with a zinc concentration of 140 g / l for 40 min at an anodic value
..........плотности тока 350 А/м2........... current density 350 A / m 2 .
5five
759607759607
66
Пример’ 2. Обожженный цинковый концентрат состава, %: цинк 55,8, медь 1,71, кадмий 0,14, железо 12,1, выщелачивают в 800 мл раствора состава, г/л: цинк 39,3, серная кислота 151, при 80°С и перемешивании механической мешалкой со скоростью 500. об/мин в течение 60 мин в присутствии электрода, изготовленного из сплава свинца с 1% серебра. Рабочая поверхность электрода равна 2,0 дм.Example '2. Calcined zinc concentrate composition,%: zinc 55.8, copper 1.71, cadmium 0.14, iron 12.1, leached in 800 ml of the composition solution, g / l: zinc 39.3, sulfuric acid 151 , at 80 ° C and stirring with a mechanical stirrer at a speed of 500. rpm for 60 minutes in the presence of an electrode made of lead alloy with 1% silver. The working surface of the electrode is 2.0 dm.
10ten
Расход обожженного цинкового концентрата равен 160 г, его загружают в реактор порциями: сначала 80 р, через 10 мин от начала опыта 40 г, ( через 30 мин от начала опыта еще .40 г.The consumption of calcined zinc concentrate is 160 g, it is loaded into the reactor in portions: first 80 r, after 10 min from the start of the experiment 40 g, ( 30 min from the start of the experiment, another .40 g
Электрод предварительно подвергают анодному окислению в растворе сульфата цинка с концентрацией цинка 140 г/л при величине анодной плотности тока 350 А/м2.The electrode is preliminarily subjected to anodic oxidation in a zinc sulphate solution with a zinc concentration of 140 g / l with an anodic current density of 350 A / m 2 .
Условия выщелачивания и его результаты представлены в табл. 2.Conditions leaching and its results are presented in table. 2
Таблица 2 Влияние предварительного анодного окисленияTable 2 The effect of pre-anodic oxidation
свинецсодержащего электрода на результаты выщелачиванияLead Electrode Leaching Results
ная кислота 150 при 80°С и перемешивании механической мешалкой со скоростью 200 об/мин. Условия выщелачивания и его результаты привелоны в табл. 3.naaya acid 150 at 80 ° С and stirring with a mechanical stirrer at a speed of 200 rpm. The leaching conditions and its results are given in table. 3
Таблица 3Table 3
Сравнение результатов выщелачивания цинкового огаркаComparison of leaching of zinc cinder
Пример 3. Обожженный цинковый концентрат состава, %: цинк .55,8, медь 1,71, кадмий 0,14, железо 12,1, выщелачивают в 800 мл раствора состава, г/л: цинк 41,4, сер-Example 3. Calcined zinc concentrate composition,%: zinc .55.8, copper 1.71, cadmium 0.14, iron 12.1, leached in 800 ml of the composition solution, g / l: zinc 41.4, sulfur
60 933 44560 933 445
317 220 171317 220 171
5,185.18
Беэ электрода 180Bee Electrode 180
С электродом 180With electrode 180
60 244 67 67 5560 244 67 67 55
49 5,3649 5.36
Примечание: а) условные обозначения: С - расход обожженного цинкового концентрата, Т - продолжительность выщелачивания,Note: a) legend: C is the consumption of calcined zinc concentrate, T is the duration of leaching,
б) электрод изготовлен из сплава свинца с 1% серебра, рабочая поверхность электрода равна 2,0 дм2,b) the electrode is made of lead alloy with 1% silver, the working surface of the electrode is 2.0 dm 2 ,
в) электрод предварительно подвергают анодному окислению в растворе сульфата цинка с концентрацией цинка 140 г/л в течение 40 ми^ при величине анодной плотности тока 350 А/м .c) the electrode is preliminarily subjected to anodic oxidation in a solution of zinc sulphate with a zinc concentration of 140 g / l for 40 m ^ at an anodic current density of 350 A / m.
77
759607759607
8eight
Использование предложенного способа выщелачивания окисленных цинксОдержащих материалов в цинкэлектролитном производстве обеспечивает по сравнению с существующими способами" следующие преимущества: 5Using the proposed method for leaching zinc-containing materials in the oxidised tsinkelektrolitnom production provides over existing methods "following advantages: 5
устранение расхода марганцевой руды (пиролюзита), применяемого на современных цинкэлектролитных заводах для окисления примесей (главным образом железа) в процессе выщелачиваиия;elimination of the consumption of manganese ore (pyrolusite) used in modern zinc electrolyte plants for the oxidation of impurities (mainly iron) in the leaching process;
получение более чистых растворов сульфата цинка по примесям марганца (0,1 г/л и менее вместо 5 г/л . и более по известному способу) и железа (10-12 мг/л вместо 30-50 мг/л ’5 по известному способу)ίobtaining more pure solutions of zinc sulphate by impurities of manganese (0.1 g / l and less instead of 5 g / l. and more by a known method) and iron (10-12 mg / l instead of 30-50 mg / l ' 5 by the known way) ί
ОТСуТствие загрязнения получаемого раствора сульфата цинка продуктами взаимодействия окисляющего агента с сернокислым раствором; 20 OTS in the effect of contamination of the resulting solution of zinc sulfate by the products of the interaction of the oxidizing agent with the sulfate solution; 20
увеличение извлечения цинка на 3-5% и сопутствующих ему ценных компонентов (в первую очередь - кадмия на 5-6%) из огарка при его сернокислотном выщелачивании , поскольку при 25 использовании способа появляется возможность проводить выщелачивания в более жестком режиме (например, при исходной кислотности раствора 140-150 г/л вместо 50-60 г/л, как, 30 это принято на современных цинковых заводах) без опасности увеличитьan increase in extraction of zinc by 3-5% and its accompanying valuable components (first of all, cadmium by 5-6%) from the calcine during its sulfuric acid leaching, since using the method in 25 it becomes possible to conduct leaching in a more rigid mode (for example, with the initial the acidity of the solution is 140-150 g / l instead of 50-60 g / l, like, 30 it is accepted in modern zinc plants) without danger of increasing
загрязнение получаемого в результате выщелачивания раствора сульфата цинка указанными примесями.contamination resulting from the leaching of a solution of zinc sulfate specified impurities.
Все перечисленное в конечном счете обеспечивает получение более качественной продукции и повышение комплексности использования минерального сырья. .All of the above ultimately provides for obtaining higher quality products and increasing the complexity of the use of mineral raw materials. .
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU782628784A SU759607A1 (en) | 1978-06-15 | 1978-06-15 | Method of leaching oxidized zinc-containing material |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU782628784A SU759607A1 (en) | 1978-06-15 | 1978-06-15 | Method of leaching oxidized zinc-containing material |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU759607A1 true SU759607A1 (en) | 1980-08-30 |
Family
ID=20770185
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU782628784A SU759607A1 (en) | 1978-06-15 | 1978-06-15 | Method of leaching oxidized zinc-containing material |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU759607A1 (en) |
-
1978
- 1978-06-15 SU SU782628784A patent/SU759607A1/en active
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2634878C (en) | Process for producing scorodite and recycling the post-scorodite-synthesis solution | |
| JP5567680B2 (en) | Method for cleaning anode slime from electrolytic lead-bismuth alloy | |
| DE2336764A1 (en) | PROCESS FOR EXTRACTION OF COPPER FROM ITS MINERALS | |
| US4030990A (en) | Process for recovering electrolytic copper of high purity by means of reduction electrolysis | |
| US8398740B2 (en) | Method for the production of metal powder | |
| CA1083826A (en) | Process for extracting silver from residues containing silver and lead | |
| JPS5810995B2 (en) | Method for selectively removing antimony and bismuth from electrolyte | |
| US2981595A (en) | Recovery of tellurium | |
| SU759607A1 (en) | Method of leaching oxidized zinc-containing material | |
| US1336386A (en) | Purification of zinc solutions | |
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| JP3294181B2 (en) | Method for producing calcium arsenate | |
| US4439288A (en) | Process for reducing Zn consumption in zinc electrolyte purification | |
| US4374098A (en) | Method of concentrating silver from anode slime | |
| US1167700A (en) | Process of extracting zinc from its ores. | |
| JP2007016259A (en) | System for collecting gold while recycling iodine ion in gold-removing liquid | |
| CN107868875A (en) | A kind of method that lead and tellurium are reclaimed from lead anode slurry | |
| CN1188548C (en) | Process for directly producing metal zinc by suspension electrolysing high-iron sphalerite | |
| JPS6119718B2 (en) | ||
| CN119040961B (en) | A method for preparing electrowinning nickel using crude nickel sulfate, a byproduct of copper electrolysis. | |
| US1569137A (en) | Refining of copper-nickel matte | |
| RU2187580C1 (en) | Technology of extraction of gold from golden coat on substrate of copper or its alloy | |
| US1370646A (en) | Treatment of leach liquor | |
| US1167701A (en) | Process of recovering zinc from its ores. | |
| EP0039837A1 (en) | Process for the oxidation of ferrous ions to the ferric state in sulfate leach solutions |