PL221596B1 - Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego - Google Patents
Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowegoInfo
- Publication number
- PL221596B1 PL221596B1 PL396508A PL39650811A PL221596B1 PL 221596 B1 PL221596 B1 PL 221596B1 PL 396508 A PL396508 A PL 396508A PL 39650811 A PL39650811 A PL 39650811A PL 221596 B1 PL221596 B1 PL 221596B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- solution
- filter
- stage
- filtration
- zinc
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 65
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 34
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 31
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 30
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 title claims description 22
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 23
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 23
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 claims description 22
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 21
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 19
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 15
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims description 15
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 12
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 10
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 claims description 10
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 10
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 8
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 8
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 6
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 claims description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 5
- 239000013049 sediment Substances 0.000 claims description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 5
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000006298 dechlorination reaction Methods 0.000 claims description 4
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims description 4
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 claims description 3
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 claims description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 2
- 238000010828 elution Methods 0.000 claims 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 23
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 20
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 18
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 11
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 description 3
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 3
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 3
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 2
- 238000005094 computer simulation Methods 0.000 description 2
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 2
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 2
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 239000008237 rinsing water Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 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 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000005056 compaction Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 150000002222 fluorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 239000010865 sewage Substances 0.000 description 1
- 238000000967 suction filtration Methods 0.000 description 1
- 238000004065 wastewater treatment Methods 0.000 description 1
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
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Opis wynalazku
Przedmiotem wynalazku jest sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego z surowego tlenku cynku (STC) z przerobu pyłów stalowniczych w procesie przewałowym, o niskiej zawartości chloru i fluoru umożliwiający bezpośrednie zastosowanie go w procesie produkcji cynku elektrolitycznego.
Światowa produkcja pyłów stalowniczych sięga 6,4 mln ton/rok (2008), z tego 59% jest składowane. W ich recyklingu przoduje Europa, w której ok. 98% tego materiału przetwarza się, z tego blisko 80% w procesie przewałowym. Produktem procesu przewałowego jest surowy tlenek cynku zawierający ok. 55% Zn; ok. 7% Pb oraz szereg zanieczyszczeń jak: Cl ok. 7%; F ok. 0,2%; Na ok. 3% i K ok. 4%, które to zanieczyszczenia muszą być w znacznej części usunięte, aby tlenek cynku mógł być zastosowany do otrzymania neutralnego elektrolitu cynkowego do produkcji cynku elektrolitycznego. Szczególnie szkodliwa jest nadmierna obecność halogenków (Cl, F), które wywołują korozję katod i anod oraz przywieranie osadu katodowego do podkładki.
Proces usuwania Cl i F z surowego tlenku cynku bywa prowadzony hydrometalurgicznie zarówno bezciśnieniowo, jak i ciśnieniowo. W metodzie bezciśnieniowej temperatura procesu jest różna i waha się od 60 do 90°C, natomiast w technologii ciśnieniowej przekracza 100°C. Różne parametry technologiczne stosowane w tych procesach powodują, że otrzymuje się różne poziomy eliminacji chloru i fluoru. Najczęściej końcowe stężenia Cl i F wynoszą ok. 0,1%; jedynie wysokotemperaturowy i ciśnieniowy proces pozwala wyraźnie obniżyć zawartość Cl i F do poziomu <0,03% każdego z nich.
W praktyce przemysłowej przyjmuje się, że jeśli łączna zawartość chloru i fluoru wynosi 0,03% -0,05%, to tak oczyszczony surowy tlenek cynku może być zastosowany w hydrometalurgicznym procesie otrzymywania cynku.
W polskim opisie patentowym 210033 przedstawiono sposób oczyszczania surowego tlenku cynku w procesie dwuetapowym z zastosowaniem sody kaustycznej (NaOH) i/lub kalcynowanej (Na2CO3), w temperaturze procesu nie mniejszej niż 95°C i z wykorzystaniem zdyspergowanej żywej pary wodnej. Ujawniony sposób umożliwia obniżenie zawartości halogenków do poziomu <0,02% Cl i <0,03% F. Sposób ten jest pośrednio połączeniem procesu ciśnieniowego (wprowadzana żywa para przez odpowiedniej konstrukcji mieszadło wywołuje zjawisko kawitacji) z procesem bezciśnieniowym.
W europejskim zgłoszeniu patentowym nr EP 0 834 583 przedstawiono sposób oczyszczania wstępnie przygotowanego surowego tlenku cynku (w oddzielnym procesie) poprzez ługowanie roztworem wodnym Na2CO3 w temperaturze 120-130°C, a więc pod zwiększonym ciśnieniem, otrzymując produkt o zawartości 0,01% Cl i 0,03% F.
Zgodnie z wynalazkiem sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego do produkcji cynku elektrolitycznego jest pełnym kompleksowym sposobem przerobu surowego tlenku cynku prowadzonym w trzech etapach przeciwprądowych.
Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego do produkcji cynku elektrolitycznego z surowego tlenku cynku z przerobu pyłów stalowniczych w procesie przewałowym w hydrometalurgicznym procesie z zastosowaniem oczyszczania tlenku roztworem węglanu sodu/wodorotlenku sodu przy ciśnieniu atmosferycznym i podwyższonym w autoklawie, prowadzony w trzech etapach przeciwprądowych gdzie w trzecim etapie roztwarza się otrzymany po drugim etapie osad w elektrolicie obiegowym, po czym zagęszczoną zawiesinę rozdziela się z wykorzystaniem procesu zagęszczania i rozdziału faz za pomocą filtracji z płukaniem osadu na filtrze, zaś roztwór posedymentacyjny stanowi elektrolit cynkowy do produkcji cynku elektrolitycznego charakteryzuje się tym, że w pierwszym etapie surowy tlenek cynku oczyszcza się wstępnie przy użyciu roztworu zawrotowego z etapu drugiego z dwustopniową fazą przeciwprądowego wymywania rozpuszczalnych składników w zagęszczaczach, a w drugim etapie prowadzi się głębokie oczyszczanie uprzednio wstępnie oczyszczonego surowego tlenku cynku w autoklawie z użyciem Na2CO3 i/lub roztworu Na2CO3, NaOH i/lub roztworu NaOH w temperaturze 120-130°C, po czym zawiesinę bez zagęszczania poddaje się procesowi rozdziału faz z zastosowaniem filtracji z płukaniem osadu na filtrze i poddaje trzeciemu etapowi. Korzystnie zawiesinę po odchlorowaniu wstępnym poddaje się dwustopniowemu przeciwprądowemu wymywaniu rozpuszcza lnych składników poprzez system dwóch zagęszczaczy zakończony filtracją zagęszczonej zawiesiny, korzystnie na filtrze taśmowym próżniowym z jednoczesnym płukaniem osadu na filtrze wodą, zaś roztwór po filtracji i popłuczyny kieruje się do zagęszczacza z dodatkiem flokulanta, a zdekantowany roztwór z zagęszczacza kieruje się do zagęszczacza z dodatkiem flokulanta, natomiast sklarowany roztwór stanowiący roztwór odpadowy usuwa się z procesu. Korzystnie zawiesinę uzyskaną po drugim etapie oczyszczania prowadzonym w autoklawie poddaje się rozdziałowi faz z zastosowaniem filtracji,
PL 221 596 B1 korzystnie próżniowej z jednoczesnym płukaniem osadu gorącą wodą na filtrze, z tym, że część ro ztworu kieruje się do etapu pierwszego, natomiast pozostałą część roztworu stanowiącą roztwór odpadowy usuwa się z procesu. Korzystnie zawiesinę otrzymaną po trzecim etapie rozdziela się przy wykorzystaniu procesu sedymentacji zakończonej filtracją, korzystnie próżniowego rozdzielania zawiesiny na filtrze z jednoczesnym płukaniem osadu na filtrze świeżą wodą, zaś roztwór po filtracji i płukaniu zawraca się do zagęszczacza z dodatkiem flokulanta, a tak sklarowany roztwór stanowi elektrolit cynkowy do produkcji cynku elektrolitycznego. Korzystnie w miejsce filtra próżniowego stosuje się filtr ciśnieniowy.
W pierwszym etapie oczyszcza się wstępnie pyły (ługowanie wstępne pyłów) z wykorzystaniem roztworów z etapu drugiego, z zastosowaniem dwustopniowego przeciwprądowego sposobu zagęszczania; w tym etapie do rozdziału faz wykorzystuje się sedymentację oraz filtrację w urządzeniu o dwadniającym, którym jest filtr próżniowy, z płukaniem wodą osadu na filtrze. Filtrat i wody popłuczne zawraca się do operacji przeciwprądowego zagęszczania. W etapie drugim prowadzi się głębokie oczyszczanie uprzednio wstępnie oczyszczonych pyłów z etapu pierwszego (ługowanie ciśnieniowe), które prowadzi się w autoklawie w temperaturze 120-130°C z dodatkiem węglanu sodu w ilości 8-16% w stosunku do masy pyłów, zakończone rozdziałem faz za pomocą urządzenia odwadniającego z płukaniem na filtrze wodą gorącą; część roztworów po filtracji kieruje się do oczyszczania w etapie poprzednim. Z kolei w etapie trzecim osad otrzymany w etapie drugim rozpuszcza się w elektrolicie obiegowym wykorzystując proces zagęszczania i sedymentacji oraz rozdział faz za pomocą urządzenia odwadniającego z płukaniem wodą na filtrze, skutkiem czego otrzymuje się produkt finalny to jest neutralny elektrolit cynkowy do produkcji cynku elektrolitycznego o niskiej zawartości chloru <25 mg/dm i fluoru < 20 mg/dm oraz pozostałość po ługowaniu - koncentrat ołowiu.
W sytuacji dokonywania pierwszego rozruchu instalacji, kiedy brak jest roztworu zawrotnego z etapu drugiego, pierwszy rozruch można dokonywać na dwa znane sposoby. Pierwszy sposób prowadzi się wg procedury - rozpoczyna się od operacji „oczyszczania wstępnego” tj. ługowanie pierwsze gdzie materiałem wsadowym jest tlenek Waelza i woda procesowa (woda technologiczna istniejąca w zakładzie) i taki proces powtarza się dwukrotnie, aby przygotować roztwory obiegowe zawrotowe poprzez rozcieńczenie roztworu z „oczyszczania wstępnego” do parametrów stężeń odpowiadających symulacji komputerowej całego procesu technologicznego np. analizując stężenia chloru w roztworze i stan równowagi całego procesu osiąga się po kilkukrotnym obiegu. Drugi sposób prowadzi się wg procedury - proces rozpoczyna się od operacji „oczyszczania wstępnego” tj. ługownie pierwsze gdzie materiałem wsadowym jest tlenek Waelza i woda procesowa (woda technologiczna istniejąca w zakładzie) zaś do kolejnych operacji zawrotowych używa się ponownie wody procesowej (woda technologiczna istniejąca w zakładzie) w objętościach wynikających z symulacji komputerowej, a startowe stężenie chloru jest zerowe i stan równowagi całego procesu osiąga się po kilkukrotnym obiegu.
Skuteczność tak opisanego procesu zależy nie tylko od efektywności usunięcia zanieczyszczeń w procesie oczyszczania głębokiego w autoklawie przy użyciu Na2CO3. Niezbędne jest właściwie zaprojektowane wieloetapowe przeciwprądowe zagęszczanie otrzymywanych w poszczególnych etapach osadów, zakończone końcową filtracją z płukaniem na filtrze.
Wynalazek jest przedstawiony w przykładzie wykonania na rysunku ilustrującym schematycznie przepływ roztworów w procesie otrzymywania elektrolitu cynkowego do produkcji cynku elektrolitycz3 nego. Podane w przykładzie natężenia przepływu (m /h) dotyczą strumienia roztworu.
3
Etap 1. Do reaktora odchlorowania wstępnego o objętości roboczej 3 m i działaniu ciągłym, wyposażonego w mieszadło, wprowadzono 1000 kg/h pyłów o składzie: Zn 56%; Cl 6%; F 0,2%; K 3,23%; Na 3,1%; Pb 6% oraz 2,31 m3/h filtratu 39 z drugiej części filtracji na filtrze próżniowym 2 rozpoczynając etap 1.
3
Po czasie zatrzymania wynoszącym 1 godzinę zawiesinę o średnim zagęszczeniu 430 kg/m 3 podano do zagęszczacza - mieszalnika 1 o objętości roboczej 3 m i działaniu ciągłym, do którego wprowadzano również sklarowany roztwór 6 z zagęszczacza 2 w ilości 1,69 m /h, oraz 0,05 m /h flokulanta uzyskując zagęszczenie w dolnej części 5 zagęszczacza 2 na poziomie 1015 kg/m w ilości
3 3
0,99 m /h oraz sklarowany roztwór 7 o średniej zawartości chloru 19,26 kg/m i fluoru 0,41 kg/m w ilości 3,06 m /h, który następnie został usunięty z procesu, (skierowany na oczyszczalnię ścieków).
3
Następnie zawiesinę 5 z zagęszczacza 1 w ilości 0,99 m /h podano do drugiego zagęszczacza - mieszalnika 2 o objętości roboczej 3 m i ciągłym działaniu, do którego wprowadzono również fil3 3 trat 15 z filtracji na filtrze bębnowym próżniowym 1 w ilości 1,63 m /h oraz flokulant w ilości 0,06 m /h
PL 221 596 B1
3 uzyskując 0,99 m /h zawiesiny 12 o zagęszczeniu na poziomie 1015 kg/m oraz sklarowany roztwor 6 w ilości 1,69 m /h, który zawrócono do zagęszczacza 1.
Zagęszczoną zawiesinę 12 skierowano na filtr próżniowy bębnowy o działaniu ciągłym na którym prowadzono również płukanie wodą tak odfiltrowanego osadu. Ilość wody płuczącej wynosiła m /h, a filtrat jak i powstałe popłuczyny 15 w łącznej ilości 1,63 m /h skierowano do zagęszczacza - mieszalnika 2.
Produkt po filtracji o wilgotności 35% H2O i zawartości chloru średnio 0,05% Cl i fluoru średnio 3
0,15% F poddano w mieszalniku 2 repulpacji z wodą procesową 16 w ilości 2,8 m /h uzyskując zawiesinę o zagęszczeniu średnim 318 kg/m w ilości 3,15 m /h kierowaną od podgrzania w reaktorze żywą 3 parą. Do takiego reaktora wprowadzono również żywą parę wodną w ilości 0,17 m /h aby uzyskać 3 temperaturę zawiesiny o temperaturze 90°C oraz wprowadzano roztwór sody 54 w ilości 0,43 m /h o stężeniu 232 kg/m , to jest 10% węglanu sodu masowo w stosunku do masy pyłów, i taką zawiesinę 3 w ilości 3,75 m /h wprowadzano następnie do autoklawu 1 czterokomorowego o objętości roboczej
3 m , oraz podawano parę wodną w ilości 0,54 m /h aby uzyskać temperaturę na poziomie 125°C.
3
Gęstość zawiesiny w reaktorze wynosi ok. 200 kg/m ; zapewnia to właściwy przebieg głębokiego roztwarzania chlorków i fluorków. Czas zatrzymania zawiesiny w autoklawie wynosił 1 godzinę. Po redukcji ciśnienia powstałą zawiesinę podano na filtr próżniowy 2 o działaniu ciągłym. Objętość zawiesiny 22 skierowanej na filtr wynosiła 4,29 m /h.
Tak otrzymany placek filtracyjny płukano na filtrze gorącą wodą w ilości 2,14 m /h otrzymując dwa roztworowe produkty filtracji:
- pierwszy filtrat 38 w ilości 3,64 m /h o średniej zawartości w nim chloru 0,203 kg/m i fluoru
0,304 kg/m , który usunięto z procesu, kierując go do oczyszczalni ścieków,
- drugi filtrat 39 w ilości 2,31 m /h o średniej zawartości w nim chloru 0,086 kg/m i fluoru 0,058 kg/m , który skierowano do odchlorowania wstępnego oraz osad, to jest odchlorowany surowy tlenek cynku w postaci placka filtracyjnego o wilgotności 35% H2O, przy całkowitej zawartości chloru <0,02% i fluoru <0,015%, chloru i fluoru rozpuszczalnego odpowiednio <0,0047% i <0,0031%, który to osad skierowano do kolejnego, trzeciego etapu to jest roztwarzania w elektrolicie obiegowym. Roztwarzanie było realizowane w reaktorze ługowania kwaśnego o działaniu ciągłym zaopatrzonym w mieszadło.
3
Do reaktora ługowania kwaśnego wprowadzano zawiesinę 26 w ilości 0,74 m /h powstałej
3 3 z produktu po filtracji na filtrze 2 w ilości 0,49 m /h i wody procesowej w ilości 0,25 m /h oraz 5,75 m /h
3 elektrolitu zwrotnego 27 o stężeniu cynku 50,5 kg/m i podgrzano żywą parą 42 w ilości 0,32 m /h uzyskując 6,81 m /h zawiesiny 28, którą skierowano do zagęszczacza 3. W technologii hydrometalurgicznego otrzymywania elektrolitu cynkowego z którego otrzymywany jest cynk na drodze elektrolizy, elektrolit zwrotny jest obiegowym roztworem w którym rozpuszcza się tlenk i cynku. Elektrolit ten zwa33 ny jest elektrolitem zwrotnym o przeciętnym składzie: H2SO4 - 150 g/dm ; Zn - 50 g/dm .
Do zagęszczacza 3 o objętości 7,5 m dodawano flokulant w ilości 0,01 m /h oraz filtrat 31 w ilości 0,72 m /h z filtracji, otrzymując po czasie zatrzymania 1 godziny sklarowany elektrolit w ilości
3 3 3
7,09 m /h, o średniej zawartości Zn 120 kg/m oraz Cl 24,5 mg/dm , F 18,4 mg/dm i zagęszczoną 3 zawiesinę 30 PbSO4 w ilości 0,45 m /h kierowaną na filtr 3, na którym następuje rozdział faz oraz płukanie osadu wodą 33 w ilości 0,31 m /h. Filtrat z filtracji i popłuczyny 31 w ilości 0,72 m /h zawracano do zagęszczacza 3.
Produktem procesu był:
3
a) roztwór podstawowy 34 do produkcji cynku elektrolitycznego w ilości 7,09 m /h o stężeniu cynku 120 kg/m3,
b) osad siarczanu ołowiu 32 (m.s) w ilości 0,147 t/h o wilgotność 25%,
c) roztwór odpadowy 7 oraz 38 usuwany z procesu w ilości 6,69 m /h o średniej zawartości chloru 8,96 kg/m3, fluoru 0,3 kg/m3, potasu 3,83 kg/m3 oraz sodu 11,12 kg/m3.
Claims (7)
- Zastrzeżenia patentowe1. Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego do produkcji cynku elektrolitycznego z surowego tlenku cynku z przerobu pyłów stalowniczych w procesie przewałowym w hydrometalurgicznym procesie z zastosowaniem oczyszczania tlenku roztworem węglanu sodu/wodorotlenku sodu przy ciśnieniu atmosferycznym i podwyższonym w autoklawie, prowadzony w trzech etapach przeciwprądowychPL 221 596 B1 gdzie w trzecim etapie roztwarza się otrzymany po drugim etapie osad w elektrolicie obiegowym, po czym zagęszczoną zawiesinę rozdziela się z wykorzystaniem procesu zagęszczania i rozdziału faz za pomocą filtracji z płukaniem osadu na filtrze, zaś roztwór posedymentacyjny stanowi elektrolit cynkowy do produkcji cynku elektrolitycznego, znamienny tym, że w pierwszym etapie surowy tlenek cynku oczyszcza się wstępnie przy użyciu roztworu zawrotowego z etapu drugiego z dwustopniową fazą przeciwprądowego wymywania rozpuszczalnych składników w zagęszczaczach, a w drugim etapie prowadzi się głębokie oczyszczanie uprzednio wstępnie oczyszczonego surowego tlenku cynku w autoklawie z użyciem Na2CO3 i/lub roztworu Na2CO3, NaOH i/lub roztworu NaOH w temperaturze 120-130°C, po czym zawiesinę bez zagęszczania poddaje się procesowi rozdziału faz z zastosowaniem filtracji z płukaniem osadu na filtrze i poddaje trzeciemu etapowi.
- 2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że zawiesinę po odchlorowaniu wstępnym poddaje się dwustopniowemu przeciwprądowemu wymywaniu rozpuszczalnych składników poprzez system dwóch zagęszczaczy zakończony filtracją zagęszczonej zawiesiny, korzystnie na filtrze taśmowym próżniowym z jednoczesnym płukaniem osadu na filtrze wodą, zaś roztwór po filtracji i popłuczyny kieruje się do zagęszczacza (2) z dodatkiem flokulanta, a zdekantowany roztwór z zagęszczacza (2) kieruje się do zagęszczacza (1) z dodatkiem flokulanta, natomiast sklarowany roztwór stanowiący roztwór odpadowy usuwa się z procesu.
- 3. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że zawiesinę uzyskaną po drugim etapie oczyszczania prowadzonym w autoklawie poddaje się rozdziałowi faz z zastosowaniem filtracji, korzystnie próżniowej z jednoczesnym płukaniem osadu gorącą wodą na filtrze, z tym, że część roztworu kieruje się do etapu pierwszego, natomiast pozostałą część roztworu stanowiącą roztwór odpadowy usuwa się z procesu.
- 4. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że zawiesinę otrzymaną po trzecim etapie rozdziela się przy wykorzystaniu procesu sedymentacji zakończonej filtracją, korzystnie próżniowego rozdzielania zawiesiny na filtrze z jednoczesnym płukaniem osadu na filtrze świeżą wodą, zaś roztwór po filtracji i płukaniu zawraca się do zagęszczacza z dodatkiem flokulanta, a tak sklarowany roztwór stanowi elektrolit cynkowy do produkcji cynku elektrolitycznego.
- 5. Sposób według zastrz. 2, znamienny tym, że w miejsce filtra próżniowego stosuje się filtr ciśnieniowy.
- 6. Sposób według zastrz. 3, znamienny tym, że w miejsce filtra próżniowego stosuje się filtr ciśnieniowy.
- 7. Sposób według zastrz. 4, znamienny tym, że w miejsce filtra próżniowego stosuje się filtr ciśnieniowy.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL396508A PL221596B1 (pl) | 2011-10-03 | 2011-10-03 | Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL396508A PL221596B1 (pl) | 2011-10-03 | 2011-10-03 | Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL396508A1 PL396508A1 (pl) | 2012-05-21 |
| PL221596B1 true PL221596B1 (pl) | 2016-05-31 |
Family
ID=46061047
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL396508A PL221596B1 (pl) | 2011-10-03 | 2011-10-03 | Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL221596B1 (pl) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2869859T3 (es) | 2012-11-28 | 2021-10-26 | Zakl Gorniczo Hutnicze Boleslaw S A | Método de obtención de una solución de sulfato de cinc para la extracción electrolítica de cinc a partir de óxido de waelz seleccionado de propiedades hidrometalúrgicas |
-
2011
- 2011-10-03 PL PL396508A patent/PL221596B1/pl unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL396508A1 (pl) | 2012-05-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103194615B (zh) | 一种硫酸铅湿法炼铅工艺 | |
| CN108862328B (zh) | 一种利用光卤石矿生产氯化钾的工艺 | |
| CN106044799B (zh) | 氯化法钛白粉工艺中氯化钛渣及其滤液的综合利用方法 | |
| CN105948174B (zh) | 氯化法钛白粉后处理废水综合利用方法 | |
| CN103866125B (zh) | 锌灰物料碱洗萃取联合工艺脱除氟氯的方法 | |
| JP6481542B2 (ja) | 高純度硫酸ニッケル水溶液の製造方法 | |
| CN105668888B (zh) | 低品位混合稀土精矿化选及化选废水资源综合回收的方法 | |
| CN102689999A (zh) | 一种硅胶废水资源化处理方法 | |
| CN104478140A (zh) | 一种有色金属冶炼污酸净化处理方法 | |
| CN114634189A (zh) | 一种铝电解大修渣的回收方法及系统 | |
| CN106186437A (zh) | 一种生产粘胶纤维中制造除盐水产生的废水的处理工艺 | |
| JP2012082458A (ja) | 亜鉛めっき廃液からの亜鉛の分離回収方法 | |
| JP4597169B2 (ja) | 重金属を含有する排水の処理方法 | |
| RU2742864C2 (ru) | Способ обработки твердого углеродсодержащего материала, содержащего алюминий, фториды и ионы натрия | |
| CN110498433B (zh) | 一种制备含有锂离子的溶液的方法、设备及应用 | |
| CN102732725B (zh) | 一种亚铜盐循环脱除硫酸锌液杂质氯的方法 | |
| CN105002366B (zh) | 一种从钕铁硼废料回收稀土过程产生的中和渣中回收稀土的方法 | |
| PL221596B1 (pl) | Sposób otrzymywania elektrolitu cynkowego | |
| CN104046796B (zh) | 一种从铅阳极泥综合处理后的锑渣中回收锑的方法 | |
| JP6475403B2 (ja) | テルルの回収方法 | |
| CN215887184U (zh) | 一种回收锡冶炼烟尘中锌的设备 | |
| CN116535056A (zh) | 一种铜冶炼污酸的处理方法 | |
| CN209368011U (zh) | 沉钒母液与洗水资源化处理装置 | |
| CN100385026C (zh) | 从硅酸锌浓缩物中去除有机和无机总炭的方法,同时具有净化生产锌工艺中水和镁的附加效应 | |
| CN119219255B (zh) | 一种铅电解阳极泥洗水的杂质净化方法 |