[go: up one dir, main page]

SU759607A1 - Method of leaching oxidized zinc-containing material - Google Patents

Method of leaching oxidized zinc-containing material Download PDF

Info

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
Application number
SU782628784A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Evgenij Eliseev
Original Assignee
Uralsky Politekhn Inst
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 Uralsky Politekhn Inst filed Critical Uralsky Politekhn Inst
Priority to SU782628784A priority Critical patent/SU759607A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU759607A1 publication Critical patent/SU759607A1/en

Links

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.

Окисляющий агент Oxidizing agent рн ph Концентрация, г/л Concentration, g / l Си | Si | Ре | Мп Re | Mp Окись свинца (IV) . (электрод) Lead Oxide (IV) . (electrode) 5,23 5.23 0,71 0.71 0,02 0.02 0,10 0.10 Окись марганца (IV) (расход 3,0 г). Manganese (IV) oxide (consumption 3.0 g). 4,98 4.98 1,57 1.57 0,05 0.05 2,28 2.28 Без агента Without agent 5,10 5.10 1,27 1.27 0,3 г 0.3 g 0,11 0.11

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

Продолжительность анодного окисления электрода, мин Duration of anodic oxidation electrode, min Концентрация железа (II), мг/л, при продолжительности выщелачивания, мин The concentration of iron (II), mg / l, with the duration of leaching, min рн конечного раствора ph of the final solution 10 ten —ω о —Ω about | 40 | 40 [ 60 [60 0 0 519 519 787 787 982 982 988 988 2,27 2.27 10 ten 415 415 537 537 677 677 671 671 2,14 2.14 20 20 378 378 433 433 561 561 549 549 2,15 2.15 30 thirty 372 372 354 354 445 445 421 421 2,15 2.15 40 40 354 354 329 329 409 409 336 336 2,13 2.13

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

----_ — --- ----_ - --- - — — — — — — - - - - - - - —— —----- — —— —----- - -----— — -----— - ——7-г- ——7-g- Условия Conditions выщелачивания leaching Результаты results выщелачивания leaching Наличие Availability С. WITH. ь s Концентрация железа (П), мг/л, The concentration of iron (P), mg / l, РН PH электрода electrode Г R мин min в момент времени, мин at time, min конеч- of course ------------- ------------- НОГО HIS Τ Ι Т+ Τ Ι T + т+ t + Т+ T + т+ t + раст- growing +10 +10 + 20 + 20 + 30 + 30 + 40 + 40 вора the thief __„„„ __ „„ „ __-1_______— __-one_______-

Без электрода Without electrode 170 170 90 90 403 403 366 366 329 329 305 305 287 287 4,85 4.85 С электродом With electrode 170 170 90 90 31 31 24 24 24 24 12 12 12 12 4,85 4.85

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)

Формула изобретенияClaim 1. Способ выщелачивания окислен- ного цинксодержащего материала в присутствии окислителя с нейтрализацией раствора от выщелачивания до значения рН меньше рН гидратообраэования сульфата цинка, отлича ющ и й с я тем, что, с целью уменьшения содержания железа и марганца1. The method of leaching an oxidized zinc-containing material in the presence of an oxidizing agent with neutralizing the solution from leaching to a pH less than the pH of hydrate formation of zinc sulfate, in order to reduce iron and manganese в растворе сульфата цинка, в качестве окислителя используют окись свинца ( I V )in zinc sulphate solution, lead oxide (I V) is used as an oxidizing agent 2. Способ поп. 1, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют свинецсодержащие электроды, предварительно подвергнутые анодному окислению в сульфатном растворе.2. The way pop. 1, characterized in that lead-containing electrodes, previously subjected to anodic oxidation in sulphate solution, are used as an oxidizing agent.
SU782628784A 1978-06-15 1978-06-15 Method of leaching oxidized zinc-containing material SU759607A1 (en)

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)

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