本发明专利技术涉及一种高效分离锌湿法冶炼电解废水中有价金属离子的工艺，该工艺是将电解废水经石灰乳调节pH至3～5预处理后，电解废水液用P507萃取剂进行连续2级萃取，有机相P507进行反萃得到富锌液，萃余液再用P204萃取剂进行连续3级萃取后进行反萃分别得到富镉液和富锰液。该工艺是传统石灰中和工艺的补充和改进，渣中重金属含量极低，易于处理成为商品石膏，且废水可全部分质回用，在为企业创造可观经济收入的同时达到废水零排放的目的。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及一种高效分离锌湿法冶炼电解废水中有价金属离子锌、镉、锰的工艺。
技术介绍
锌湿法冶炼电解工序生产过程中产生大量含锌含酸废水，一个年产10万t电解锌的生产厂，其电解废水产生量约3?5万t/a，一般受湿法冶炼系统锌离子浓度、杂质浓度要求及体积的限制，只有30%?50%的电解废水可直接回收进入系统利用，其余50%?70%的电解废水一般采用石灰中和法进行处理，废渣中仅锌的损失可达200t左右。目前，还没有一种更为经济有效的工艺，可充分回收电解废水中的有价金属，实现电解废水分质回用，达到零排放。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种高效分离锌湿法冶炼电解废水中有价金属离子的工艺，用于得到富含锌离子、镉离子、锰离子的溶液，实现锌湿法冶炼电解工段的废水零排放。为达到上述专利技术的目的，本专利技术采用以下技术方案:一种高效分离锌湿法冶炼电解废水中有价金属离子的工艺，其特征在于:该工艺包括以下步骤:(I)锌电解废水首先经过滤、沉淀预处理，用石灰乳调节pH至3?5，沉淀为石膏渣；(2)预处理后的电解废水用P507连续2级萃取，pH控制在约3.0，两次萃取后的有机相合并用50?10g硫酸/L水溶液进行反萃取,反萃所得为富锌液返回电解工序；反萃后的有机相返回P507连续2级萃取工序；(3)第2级P507萃余液用P204连续3级萃取，pH控制在约2.0 ；(4) P204第I级萃取后的有机相进行反萃取,反萃液为富镉液；(5)P204第2、3级萃取后，最终萃余液为富锰液，有机相合并后用50?10g硫酸/L水溶液进行反萃取；反萃所得有机相返回P204第1、2级萃取；反萃后水相经调节池通过石灰乳调节pH值至3?5后，上清液返回P204第I级萃取，沉淀为石膏渣。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(2)中两次萃取条件为:温度40?50°C，相比1:1?1:2,萃取时间5?15min,加入氨水调节pH,维持萃取平衡pH约3.0。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(2)中反萃条件为:温度40?50°C，相比2:1?3:1,反萃时间15?30min,反萃酸度50?10g硫酸/L。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(4)萃取条件为:温度40?50°C，相比1:1?1:2，萃取时间5?15min ;反萃条件为:温度40?50°C，相比2:1?3:1，反萃时间15?30min,反萃酸度50?10g硫酸/L。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(5)中P204第2级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比1:2?1:3，萃取时间10?20min。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(5)中P204第3级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比1:3?1:4，萃取时间20?30min。如上所述的工艺，优选地，所述步骤(5)中反萃条件为:温度40?50°C，相比2:1?4:1,反萃时间15?30min,反萃酸度50?10g硫酸/L。如上所述的工艺，优选地，所述工艺包括以下步骤:工序1，将锌电解废水进行过滤、沉淀预处理，去除其中的大颗粒不溶物及固体悬浮物，并加入石灰乳调节pH至3?5，沉淀即为石膏渣；工序2，将工序I预处理上清液进行P507第I级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比为1:1?1:2，萃取时间5?15min，加入氨水调节pH，维持萃取平衡pH约3.0 ；萃取结束萃余液进入工序3，有机相进入工序4 ；工序3，将工序2萃余液继续进行P507第2级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比为1:1?1:2，萃取时间5?15min，加入氨水调节pH，使萃取平衡pH约3.0 ;萃取结束萃余液进入工序5，有机相进入工序4 ；工序4，将工序2、3的有机相进行反萃，反萃条件为:温度40?50°C，相比为2:1?3:1,反萃时间15?30min,反萃酸度50?10g硫酸/L ;反萃所得反萃液为富锌液,可返回电解工序；反萃有机相返回工序2或3继续参与萃取；工序5，将工序3的萃余液进行P204第I级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比为1:1?1:2，萃取时间5?15min，加入氨水调节pH，使萃取平衡pH约2.0，萃取结束，萃余液进入工序7，有机相进入工序6 ；工序6，将工序5有机相进行反萃，反萃条件为:温度40?50°C，相比为2:1?3:1，反萃时间15?30min，反萃酸度50?10g硫酸/L ;反萃所得即为富镉液，可返回净化工序；反萃有机相返回工序5继续参与萃取；工序7，将工序5萃余液进行P204第2级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比为1:2?1:3，萃取时间10?20min，加入氨水调节pH，使萃取平衡pH约2.0，萃取终了后，萃余液进入工序8,有机相进入工序9 ；工序8，将工序7萃余液进行P204第3级萃取，萃取条件为:温度40?50°C，相比为1:3?1:4，萃取时间20?30min，加入氨水调节pH，使萃取平衡pH约2.0，萃取终了后，有机相进入工序9，萃余液即为富锰液，可返回电解工序；工序9，将工序7、8的有机相进行反萃，反萃条件为:温度40?50°C，相比2:1?4:1，反萃时间15?30min，反萃酸度50?10g硫酸/L ;反萃有机相返回工序7或8继续参与萃取，反萃后液进入工序10 ；工序10，将工序9反萃后液在调节池内通过石灰乳调节pH值至3?5，上清液返回工序5，沉淀即为石膏渣。如上所述的工艺，优选地，所述的锌湿法冶炼电解废水中锌的含量为10?30g/L，硫酸的含量为10?20g/L，镉的含量为0.05?0.2g/L，锰的含量为0.5?2.0g/L。除特别说明外，本申请中相比均为有机相与水相的体积比。本专利技术的有益效果在于:本专利技术的工艺利用膦酸类萃取剂2-乙基己基磷酸(P204)、2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯(P507)不同pH值条件下的的萃取特性差异，通过控制萃取条件，分离并回收锌冶炼废水中的锌、镉、锰。首先采用P507萃取锌离子，再采用P204分离镉、锰，实现电解废水中有价金属的分质回收。该工艺实施后废渣中重金属含量极低，简单处理即可成为商品石膏；且该工艺无废水产生，最终得到的分别富含锌离子、镉离子、锰离子的溶液，可直接全部回用到锌冶炼系统的不同工序段，实现锌湿法冶炼电解工段的废水零排放。该工艺运行稳定，见效迅速，是对当前常规石灰中和工艺的改进和补充。【附图说明】图1为本专利技术工艺流程图。【具体实施方式】以下结合优选实施实例对本专利技术作进一步说明。实施例1高效分离锌湿法冶炼电解废水湖南某锌冶炼厂电解废水，含锌约17g/L，含硫酸约llg/L，含镉约0.lg/L，含锰约0.8g/L。采用本专利技术工艺处理，流程如图1所示，具体工序如下:( I)将电解废水采用格栅、斜板沉淀池预处理，去除大颗粒物和固体悬浮物，并加入石灰乳调节pH至5.0左右，沉淀即为石膏渣；(2)将沉淀池上清液用P507进行第I级萃取，萃取条件为:温度40°C，相比为1:2，萃取时间1min,加入氨水调节pH值,使萃取平衡pH约3.0。萃取后有机相备用,萃余液进行下一级萃取；(3)将P507第I级萃取萃余液进行第2级萃取,萃取条件为:温度40°C,相比为1:2,萃取时间1min,加入氨水调节pH,使萃取平衡pH约3.0。萃取后有机相备用本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种高效分离锌湿法冶炼电解废水中有价金属离子的工艺，其特征在于，该工艺包括以下步骤：（1）锌电解废水首先经过滤、沉淀预处理，用石灰乳调节pH至3～5，沉淀为石膏渣；（2）预处理后的电解废水用P507连续2级萃取，pH控制在约3.0，两次萃取后的有机相合并用50～100g硫酸/L水溶液进行反萃取，反萃所得为富锌液返回电解工序；反萃后的有机相返回P507连续2级萃取工序；（3）第2级P507萃余液用P204连续3级萃取，pH控制在约2.0；（4）P204第1级萃取后的有机相进行反萃取，反萃液为富镉液；（5）P204第2、3级萃取后，最终萃余液为富锰液，有机相合并后用50～100g硫酸/L水溶液进行反萃取；反萃所得有机相返回P204第1、2级萃取；反萃后水相经调节池通过石灰乳调节pH值至3～5后，上清液返回P204第1级萃取，沉淀为石膏渣。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：黄松涛，杨丽梅，李岩，徐政，王巍，
申请(专利权)人：北京有色金属研究总院，
类型：发明
国别省市：北京;11
还没有人留言评论。发表了对其他浏览者有用的留言会获得科技券。