[go: up one dir, main page]

SU479811A1 - The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds - Google Patents

The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds

Info

Publication number
SU479811A1
SU479811A1 SU1952565A SU1952565A SU479811A1 SU 479811 A1 SU479811 A1 SU 479811A1 SU 1952565 A SU1952565 A SU 1952565A SU 1952565 A SU1952565 A SU 1952565A SU 479811 A1 SU479811 A1 SU 479811A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
leaching
zinc
raw materials
containing raw
high chlorine
Prior art date
Application number
SU1952565A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Соломон Матвеевич Флакс
Анатолий Афанасьевич Флягин
Original Assignee
Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов
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 Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов filed Critical Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов
Priority to SU1952565A priority Critical patent/SU479811A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU479811A1 publication Critical patent/SU479811A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

предыдущей партии, вторую репульпацию - третьей промывной водой предыдущей партии , третью репульпацию - конденсатом от упарки фильтрата. Вода от первой репульпации поступает на выщелачивание исходного сырь . Полученный продукт практически не содержит хлора. Пример 1. 600 г нащатырных спадов измельчают на лабораторной щаровой мельнице , производ т отсев корольков металлического цинка, которые переплавл ют в тигле муфельной печи. Мелкую фракцию весом 25 г, содержащую, %; 52,3 цинка; 20,5 хлора; 4,812 аммиака, загружают в реактор. Туда же заливают 100 мл воды от первой репульпации предыдущей партии и 10 мл водного раствора аммиака 25%-ной концентрации, и общий объем жидкой фазы довод т до 125 мл водой. Реакционную массу нагревают до 124° С под давлением 2 атм в течение 1,5 час. Пульпу отфильтровывают на воронке Бюхнера . Фильтрат упаривают, полученную соль сущат при температуре 130+ 5° С. Осадок подвергают репульпации второй промывной водой предыдущей партии, затем - вторичной репульпации третьей промывной водой предыдущей партии и третьей репульпации конденсатом от упаривани  фильтрата. Данные испытани  полученного продукта приведены в таблице. Пример 2. В услови х примера 1 выщелачивают под давлением 1,5 оглг при температуре 118° С. Результаты приведены в таблице. Пример 3. В услови х примера 1 выщелачивают при концентрации аммиака 18 . Результаты приведены в таблице. Пример 4. В услови х примера 1 выщелачивают при концентрации аммиака 10 г/л. Результаты приведены в таблице.the previous batch, the second repulpation - the third wash water of the previous batch, the third repulpation - condensation from the evaporation of the filtrate. The water from the first repulp is fed to the leaching of the feedstock. The resulting product contains almost no chlorine. Example 1. 600 g of batches are crushed in a laboratory ball mill, and zinc metal beads are sifted out, which are melted in a crucible of a muffle furnace. Fine fraction weighing 25 g, containing,%; 52.3 zinc; 20.5 chlorine; 4,812 ammonia, loaded into the reactor. 100 ml of water from the first repulp of the previous batch and 10 ml of an aqueous solution of ammonia of 25% concentration are poured there, and the total volume of the liquid phase is made up to 125 ml with water. The reaction mass is heated to 124 ° C under a pressure of 2 atm for 1.5 hours. The pulp is filtered on a Buchner funnel. The filtrate is evaporated, the resulting salt is obtained at a temperature of 130 + 5 ° C. The precipitate is subjected to repulping with the second washing water of the previous batch, then secondary repulping with the third washing water of the previous batch and third repulping with condensate from evaporation of the filtrate. Test data of the obtained product are given in the table. Example 2. Under the conditions of example 1, leached under a pressure of 1.5 ° C at a temperature of 118 ° C. The results are shown in the table. Example 3. Under the conditions of Example 1, leaching is carried out at an ammonia concentration of 18. The results are shown in the table. Example 4. Under the conditions of Example 1, the leaching is carried out at an ammonia concentration of 10 g / l. The results are shown in the table.

Осадок после обесхлориваип  и сушкиSediment after dechlorination and drying

Claims (2)

1. Способ гидрометаллургической переработки цинксодержащего сырь  с высоким содержанием хлора, например шлаков гор чего цинковани , включающий измельчение щлака, классификацию измельченного продукта , выщелачивание в реакторе, фильтрацию пульпы выщелачивани , сушку осадка и переплавку корольков металлического цинка, отличающийс  тем, что, с целью полного обесхлоривани  обрабатываемого сырь , сниСоль , полученна  из фильтра1. A method for hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with a high chlorine content, such as hot-dip galvanizing slags, including chopping slag, classifying the crushed product, leaching in the reactor, filtering the leaching slurry, drying the sediment and re-melting the zinc metal beads, so as to completely dechlorination of the processed raw material, salt is obtained from the filter жени  расхода реагеитов и исключени  образовани  сточных вод, выщелачивание ведут водным раствором аммиака под давлением 1,5-2,5 атж и 118-(135° С, образовавшийс  осадок подвергают многократной репульпации конденсатом, получаемым при упаривании фильтрата выщелачивани .In order to eliminate the consumption of reagents and eliminate the formation of wastewater, leaching is carried out with an aqueous solution of ammonia under a pressure of 1.5-2.5 bar and 118- (135 ° C. The resulting precipitate is repeatedly repulped with condensate obtained by evaporation of the leach filtrate. 2. Способ по п. 1, отличающийс  тем, что выщелачивание ведут в разбавленном водном растворе аммиака концентрации не менее 10 г1л, преимущественно 18 г/л, при соотношении Т : Ж 1 : 10, преимущественно 1 : 5.2. A method according to claim 1, characterized in that the leaching is carried out in a dilute aqueous ammonia solution with a concentration of at least 10 g1 l, preferably 18 g / l, at a ratio of T: F 1: 10, preferably 1: 5.
SU1952565A 1973-07-26 1973-07-26 The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds SU479811A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU1952565A SU479811A1 (en) 1973-07-26 1973-07-26 The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU1952565A SU479811A1 (en) 1973-07-26 1973-07-26 The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU479811A1 true SU479811A1 (en) 1975-08-05

Family

ID=20562525

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU1952565A SU479811A1 (en) 1973-07-26 1973-07-26 The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU479811A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3159452A (en) Process for recovering thorium and rare earth values
Dutrizac et al. The behaviour of cadmium during jarosite precipitation
US3218131A (en) Process for recovery of titania values
CH646197A5 (en) METHOD FOR RECOVERING GOLD.
SU479811A1 (en) The method of hydrometallurgical processing of zinc-containing raw materials with high chlorine compounds
CN106435224B (en) Method for preparing ammonium paratungstate from waste containing tungsten
CN110205500B (en) Method for removing impurities in reduced gold powder
US4857107A (en) Gold inquartation process
US3781405A (en) Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions
RU2071978C1 (en) Method of copper-electrolyte slime processing
CN85104036B (en) Production method for directly preparing sodium stannate from tin concentrate
SE446627B (en) METHOD OF PREPARING HEXANITROSTILBEN
US3003867A (en) Process for recovery of niobium
NO153062B (en) PROCEDURE FOR CLEANING ANIMATED ZINC ELECTROLYT CONTAINING COPPER, CADMIUM AND COBAL POLLUTIONS
RU2089635C1 (en) Method of recovering silver, gold, platinum, and palladium from secondary material containing precious metals
US2809105A (en) Method of treating mayaritype iron ore
US2924507A (en) Process for recovering lithium values
SU393341A1 (en) METHOD OF PROCESSING OF MANGANESE RAW
Zachariasen et al. The isolation of platinum metals from partially refined concentrates
CN107827149A (en) A kind of production method of the sodium stannate of low leaded antimony arsenic iron tramp
SU899476A1 (en) Method for removing chlorine from oxidized zinc products
US715771A (en) Treatment of zinc ores.
US1876088A (en) Manufacture of titanium oxide
RU2332473C1 (en) Method of gold-silver alloy processing
SU576039A3 (en) Method of separating terephthalic acid