CN108033589A - 一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法 - Google Patents

一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法 Download PDF

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Abstract

一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，包括以下步骤：A.萃取，使水相中的F、Cl大部分转入有机相；B.洗涤，使有机相中夹带的锌、铅、铜和镉等有价元素转入洗涤液；C.空白，进一步分离有机相中夹带的锌、铅、铜和镉等有价元素及水相；D.反萃，使有机相中的F、Cl转入水相中；E.再生，贫有机相与再生剂在混合槽混合进行再生和酸化。本发明保证了返锌***的萃余液满足锌电解的工艺技术要求，同时污酸中的重金属得到回收。

Description

一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法
技术领域
本发明涉及一种污酸的处理再利用方法，特别是涉及一种制酸***中污酸除杂再利用的方法。
背景技术
在铜、铅、锌等火法冶炼过程会产生大量的烟气，包含大量的SO2以及一些有害金属成分，经二转二吸制酸***，实现烟尘回收与SO2烟气制酸，在此过程中产生的大量含重金属的强酸性废水，简称污酸，污酸中含有体积分数在0.5g/L以下的锌、铅、铜、镉、汞、砷等重金属离子，含量高于普通的工业废水，同时污酸中含有体积分数分别为10-20g/L、0.8-2.0g/L和1.0-3.5g/L的H2SO4、Cl和F，对环境危害大。目前污酸的处理多采用石灰搅拌中和、铁盐曝气氧化、浓密机和沉降池沉淀、压滤机固液分离的传统工艺。这种处理工艺存在工艺流程长、运行成本高、固液分离不彻底、外排水控制不稳定、占地 面积大、***操作弹性差等缺陷。目前，常规的污酸处理流程包括污酸调节、石灰中和、加药、沉淀、压滤、过滤、外 排等工序，处理流程中所用设备相对庞大，需建二至三层楼房，这样不仅投资费用高，而且 存在反应中产生的CaSO4堵塞严重和过滤器寿命短等缺陷。运行中还需投入大量的人力、 电力和设备维护费用；此外，污酸中的稀硫酸被白白浪费掉，含有铅、砷、镉等重金属的有害废渣难以存放，易造成二次污染，若废渣回用将会使有害金属发生富集，影响生产。近年来，随着国家和地方政府对环境污染问题的日益重视，以及节能减排工作的深入开展，在污水排放方面有更严格的要求。因而，尽可能减少污水排放，避免对环境产生污染，争取实现零排放，从而达到清洁化生产和节水、节能、增效、治污的目的，是一个迫在眉睫的严重问题。关于污酸处理方面也有相关的专利文献报道，例如1、申请号200910065664. 5，发明名称为“污酸污水处理装置及处理工艺”，该发明专利涉及一种对制酸***净化工序的酸性污水进行处理的污酸污水处理装置及处理工艺，该发明将污酸泵入第一段一级中和反应槽，投加电石渣膏调整PH值在1-6，液体溢流至第一段二级中和反应槽，投加电石渣膏调整PH值为5-6，将液体进行固液分离后进入污水池；将污水池中的液体泵入第二段一级中和反应槽中，投加石灰乳调整PH值在6-7之间，液体自流入第二段二级中和反应槽，投加石灰乳调整PH值在7-8之间，液体自流入硫化、絮凝反应槽，向硫化、絮凝反应槽中投加重 量百分比为7%的硫化钠和15%的硫酸亚铁，液体经过压滤机、膜过滤器进行细微颗粒固液分离，液体外排，很容易实现外排水连续达标排放，该发明与传统方法一样存在有大量的中和渣产生，中和渣堆放过程中污染环境，同时生产成本高，液体外排等问题。2、申请号200710193018. 8，发明名称为“湿法冶炼制酸***中废硫酸的回收利用方法”，该发明专利是对湿法冶炼制酸***中的净化工段产生的废硫酸进行提浓，将废硫酸浓度提高到10-18%，将提浓后的废硫酸加入盛有磷矿粉的调浆槽中，搅拌对磷矿粉进行调浆，调浆后重新作为原料利用，该方法存在问题是废硫酸中含有较高浓度的F、Cl，严重影响产品的质量，如生产磷酸氢钙过程中加入脱F工序，导致生产成本增加，同时废硫酸提浓过程中，需要大量的热能，浓缩成本过高等问题。3、申请号：201010608190.7，发明名称为“制酸***中污酸的处理方法”，该发明专利首先将制酸***产生的污酸送入PM膜过滤器中进行过滤，经过PM膜过滤器过滤后除去污酸中大部分尘及重金属杂质离子砷、铜、镉、铅和铁，得到滤液和酸性污泥；然后将经PM膜过滤器过滤后的滤液进一步导入PL膜过滤器中进行过滤，经过PL膜过滤器过滤后得到滤液和酸性污泥，所得滤液进入干吸***代替补水或进入净化***重新回用；将经PM膜、PL膜过滤器过滤后得到的酸性污泥导入压滤机中进行压滤，压滤后所得滤液回到PM膜过滤器重新进行过滤，所得滤渣输送到料场回用。采用本发明处理方法可以完全摆脱传统污酸处理工艺中存在的高耗能问题，达到了节能减排、增效治污的目的，但该方法使用PM和PL膜过滤，因此存在投资成本和实际运行成本高的问题，同时产生的酸性污泥含有砷、铜、镉、铅和铁等金属，且含量不高，难于回收利用，有二次污染等问题。
污酸中含有体积分数在0.5g/L以下的锌、铅、铜、镉、汞、砷等重金属离子和体积分数分别为10-20g/L、0.8-2.0g/L和1.0-3.5g/L的H2SO4、Cl和F，在常规湿法炼锌过程中，有价金属锌、铅、铜、镉和硫酸在浸出和净化过程中都得到利用和回收，砷、汞在中性浸出过程中进入浸出渣而得到脱除，但在湿法炼锌的电解生产中，氯离子会腐蚀铅合金阳极，使铅以二氯化铅形式进入电解液并在阴极锌中析出，从而使阴极锌含铅高，严重时，会导致铅阳极寿命短，阴极锌质量不合格，另外，氯离子含量过高还会对不锈钢搅拌桨和加热器造成腐蚀；氟离子除了腐蚀铝阴极板，造成剥锌困难外，其含量过高时与氯离子共同作用，加速铅阳极的腐蚀，同时还会损坏浸出罐的瓷砖防腐层。氟氯离子在生产溶液中还不断富集，不易除去，严重造成电解锌生产危害，因此锌湿法冶炼工艺要求F、Cl体积分数含量分别在100mg/L和600mg/L以内。
关于F、Cl处理方面相关的专利文献报道，1、《有色金属(冶炼部分)》杂志，1977年第02期，《用萃取法脱除锌溶液中的氯离子》，52页。公开了用N235从含锌158g/L、氯离子4.43g/L、硫酸13g/L的溶液中萃取脱氯，用质量分数为2%-3%的碳酸钠溶液反萃，再从碱反萃液中以碱式碳酸锌沉淀锌的实验室研究。该方法虽然取得了较好的脱氯效果，但存在如下问题未涉及脱氟问题，N235是一种阴离子萃取剂，在酸性溶液中氟离子主要以H2F+正离子存在，而N235不能在此情况下萃取氟离子；工业生产是连续不断进行的，有机相萃取锌及其机械夹带锌不断进入反萃液中累积，使反萃液含锌高，质量分数仅为2%-3%的碳酸钠溶液由于碱度不够，不能将反萃液中的高含量的锌都转化为可溶的锌酸钠，而大量的锌以氢氧化锌水解状态存在，从而带来了有机相的乳化问题，使反萃工序难以正常进行；碱反萃不进行多次循环使用，造成反萃液量大、含氯低，不利于废水处理和综合回收氯化钠。2、“一种从硫酸锌溶液中脱除氯的方法”，公开于2010年9月I日的CN101818262A号专利文献。公开了采用三正丁胺做萃取剂、煤油或仲辛醇做稀释剂萃取氯离子，用氨水或氢氧化钠溶液作反萃剂进行反萃，用氢氧化钠溶液再生有机相的方法来脱除硫酸锌溶液中的氯离子，该专利申请文献只提出对PH =5的含氯硫酸锌溶液的萃取，同样未涉及脱氟问题；而且对杂质影响，特别是Fe3+、SiO2的含量没有涉及，胺类萃取剂进行萃取时最惧怕的杂质之一是SiO2，其在300mg/L以上将造成萃取剂乳化，严重时使萃取不能进行；另一个杂质Fe3+，应尽可能降低，因为胺类萃取剂要优先萃取Fe3+，而降低对氯的萃取，严重时将不萃氯而只萃Fe3+。3、“一种有效脱除中性或酸性溶液中氯离子的方法”，公开于2007年2月28日的CN1920070A专利文献。公开了采用煤油做稀释剂配制叔胺溶液作萃取剂萃取氯离子，用氨水或碳酸钠水溶液作反萃剂进行反萃的方法来脱除中性或酸性溶液中的氯离子，脱氯率为80%以上，该方法也同样未涉及脱除氟和杂质影响萃取的问题。4、申请号为CN201210159097.1 的发明名称为“一种萃取脱除氟、氯的湿法炼锌方法”，该专利公开了萃取剂为N235，稀释剂为煤油，使萃取有机相经稀硫酸酸化后，从PH5. 2-5. 4的含氟、氯锌液中同时萃取氟、氯，水相与有机相的流速比为3-5，含氟、氯溶液在萃取前，经过中和氧化除铁和/或锌粉净化除金属杂质预处理，处理后含氟、氯溶液中的Fe3+控制在30mg/L以下，SiO2控制在300mg/L以下，该方法虽然涉及除F，但要求为锌液、PH 5. 2-5. 4和Fe3+ SiO2分别控制在30mg/L和 300mg/L以下的严格要求，增加了生产成本。
因此，如何找到一种有效且无“三废”产生同时回收污酸中的有价金属铅、锌、铜和镉及硫酸的方法，是有待进一步探索的难题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法。它可使制酸***中的污酸通过萃取实现F、Cl的脱除，降低其它污酸处理方法中的原辅材料消耗；实现污酸中有害元素锌、铅、铜、镉、氟、氯及硫酸的回收利用；补充锌***中水消耗，达到锌***中的体积平衡；实现有机相循环使用。本发明使污酸中有害元素锌、铅、铜、镉、氟、氯及硫酸通过锌的湿法冶炼都得到了回收，无“三废”产生，并具有工艺可靠、运行成本低和连续生产的优点。
本发明的技术方案是：
一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，包括以下步骤：
步骤A：萃取，萃取剂为三辛癸烷基叔胺，简称P235，稀释剂为200#溶剂煤油(或经磺化的普通煤油)，协萃剂为磷酸三丁酯，简称TBP，将萃取剂、稀释剂及协萃剂混合制得萃取有机相，将制酸***中的污酸与有机相在混合槽混合进行萃取，使水相中的F、Cl转入有机相中，并在澄清槽分相，使富有机相和萃余液分离；
步骤B：洗涤，洗涤剂为锌电解产生的废电解液的稀释液，将步骤A所得的富有机相与废电解液在混合槽混合、洗涤，使有机相中夹带的铜、铅、锌等重金属转入洗涤液，并在澄清槽分相，使洗涤后有机相与洗涤液分离。
步骤C：空白，将步骤B所得的洗涤有机相在空白级经混合槽流至澄清槽澄清分相，使萃F、Cl有机相夹带的水相及铜、铅、锌等重金属与有机相进一步分离；
步骤D：反萃，反萃剂为碳酸钠和氢氧化钠混合液，将步骤C所得的萃F、Cl有机相与配置好的碳酸钠和氢氧化钠混合液在反萃级中混合进行反萃，使有机相中的F、Cl转入反萃液中，并在澄清槽分相，使贫有机相与反萃液分离；
步骤E：再生，再生剂为锌电解产生的废电解液的稀释液，将步骤D所得的贫有机相与再生剂在混合槽混合进行再生，并在澄清槽分相，使再生后有机相与再生液分离，有机相得到了再生和酸化；
作为对本发明的进一步改进，所述步骤萃取为3～5级萃取，萃取有机相为体积分数15～37％的P204、体积分数60～80％的200#煤油(或经磺化的普通煤油)和体积分数3～5%的TBP组成的混合液；所述步骤A的萃取是在有机相与水相体积比为1:4～1:8，萃取时间为4～8分钟，温度为室温，澄清时间大于7分钟的条件下进行，萃余液进入锌***回收其中的锌、铅、铜、镉和硫酸。
作为对本发明的进一步改进，所述步骤洗涤为2级洗涤，洗涤剂为硫酸的质量百分浓度30～50g/L的锌废电解液的稀释液；所述步骤B的萃取后有机相洗涤是在有机相与水相体积比为20:1～10:1，洗涤时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
作为对本发明的进一步改进，所述步骤C的空白为1级空白，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
作为对本发明的进一步改进，所述步骤反萃为4～6级反萃，反萃剂为质量百分浓度分别为50～100g/L碳酸钠溶液与40～80g/L氢氧化钠溶液的混合液；所述步骤D的反萃是在有机相与水相体积比为6:1～3:1，反萃时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
作为对本发明的进一步改进，所述步骤D分离的水相循环使用，当反萃剂中氯富集到35～48g/L时，用石灰脱氟后再结晶回收NaCl；当反萃剂中的碳酸钠或氢氧化钠的质量百分浓度较低时，应适当补充相应的物质。
作为对本发明的进一步改进，所述步骤再生为1～3级再生，再生剂为硫酸的质量百分浓度50～100g/L的锌废电解液的稀释液；所述步骤E的反萃后有机相再生是在有机相与水相体积比为1:1～3:1，洗涤时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
本发明的有益效果在于：
本发明制酸***中的污酸除杂再利用是利用锌湿法冶炼工艺而设计，完全克服了污酸的传统处理方法，整个过程无“三废”产生，萃余液、洗涤液、空白液及再生液都可返锌***，既可回收其中的有价金属和硫酸，同时可补充锌***中的水，达到***体积平衡，节约了锌冶炼的生产成本；氯化钠等渣可做产品外卖，降低了生产成本，整个除杂工艺在萃取箱内连续进行，萃余液含F、Cl的质量百分浓度分别小于100mg/L、和300mg/L，保证了返锌***的萃余液中的F、Cl含量满足锌电解对电解液中F、Cl的工艺技术要求，同时污酸中的重金属锌、铅、铜和镉及硫酸通过锌湿法冶炼得到了回收；有机相中协萃剂TBP的加入，消除了污酸中硅、铁对有机相乳化的影响，并解决了F的高效萃取，F的萃取率超过92%。本发明使污酸中有害元素锌、铅、铜、镉、氟、氯及硫酸都得到了回收，无“三废”产生，并具有工艺可靠、运行成本低和连续生产的优点。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
本发明采用的制酸***中的污酸成份为下述质量浓度(单位mg/L)： As 58.5、Fe12.4、Cu 9.5、Cd 137.3、Pb 115.7、Zn 62.8、Hg 21.6、SiO2 481.2、H2SO4 18.53、F 2167、Cl1845。按以下步骤进行：
步骤A：萃取为3级萃取，萃取有机相为体积分数15％的P204、体积分数80％的200#煤油和体积分数5%的TBP组成的混合有机相；有机相与水相体积比为1:4，萃取时间为8分钟，温度为室温，澄清时间7分钟，萃余液中F、Cl含量分别为86.5mg/L和251.8mg/L。
步骤B：洗涤为2级洗涤，洗涤剂为硫酸的质量百分浓度30g/L的锌废电解液的稀释液；有机相与水相体积比为10:1，洗涤时间为8分钟，澄清时间7分钟。
步骤C：空白为1级空白，澄清时间7分钟。
步骤D：反萃为4级反萃，反萃剂为质量百分浓度分别为100g/L碳酸钠溶液与40g/L氢氧化钠溶液的混合液，有机相与水相体积比为6:1，反萃时间为8分钟，澄清时间7分钟，反萃液中As 0.045mg/L、Fe 0.072 mg/L、Cu 0.061 mg/L、Cd 0.038 mg/L、Pb 0.027 mg/L、Zn0.034mg/L、Hg 0.014 mg/L、SiO2 15.2 mg/L、F 49.17 g/L、Cl 42.81 g/L；反萃剂用石灰脱氟，结晶得到合格的工业NaCl产品。
步骤E：再生为3级再生，再生剂为硫酸的质量百分浓度50g/L的锌废电解液的稀释液，有机相与水相体积比为1:1，洗涤时间为8分钟，澄清时间7分钟。
制酸***中的污酸经萃取、洗涤、空白、反萃、再生处理，F、Cl的脱除率分别达96.01%和86.35%，萃余液中F、Cl含量达到锌电解的工艺技术要求，反萃液中砷、铁、铜、镉、铅、锌、汞的含量在0.1mg/L以下，并得到合格的工业氯化钠产品，同时，有机相实现了循环使用。
实施例2
本发明采用的制酸***中的污酸成份为下述质量浓度(单位mg/L)： As 58.5、Fe12.4、Cu 9.5、Cd 137.3、Pb 115.7、Zn 62.8、Hg 21.6、SiO2 481.2、H2SO4 18.53、F 2167、Cl1845。按以下步骤进行：
步骤A：萃取为5级萃取，萃取有机相为体积分数37％的P204、体积分数60％的200#煤油和体积分数3%的TBP组成的混合有机相；有机相与水相体积比为1:8，萃取时间为4分钟，温度为室温，澄清时间10分钟，萃余液中F、Cl含量分别为95.8mg/L和341.6mg/L。
步骤B：洗涤为2级洗涤，洗涤剂为硫酸的质量百分浓度50g/L的锌废电解液的稀释液；有机相与水相体积比为20:1，洗涤时间为4分钟，澄清时间10分钟。
步骤C：空白为1级空白，澄清时间10分钟。
步骤D：反萃为6级反萃，反萃剂为质量百分浓度分别为50g/L碳酸钠溶液与80g/L氢氧化钠溶液的混合液，有机相与水相体积比为3:1，反萃时间为4分钟，澄清时间10分钟，反萃液中As 0.028mg/L、Fe 0.051 mg/L、Cu 0.047 mg/L、Cd 0.023mg/L、Pb 0.024 mg/L、Zn 0.029mg/L、Hg 0.011mg/L、SiO2 30.48 mg/L、F 50.24 g/L、Cl 43.08 g/L；反萃剂用石灰脱氟，结晶得到合格的工业NaCl产品。
步骤E：再生为1级再生，再生剂为硫酸的质量百分浓度100g/L的锌废电解液的稀释液，有机相与水相体积比为3:1，洗涤时间为4分钟，澄清时间10分钟。
制酸***中的污酸经萃取、洗涤、空白、反萃、再生处理，F、Cl的脱除率分别达95.58%和81.48%，萃余液中F、Cl含量达到锌电解的工艺技术要求，反萃液中砷、铁、铜、镉、铅、锌、汞的含量在0.1mg/L以下，并得到合格的工业氯化钠产品，同时，有机相实现了循环使用。
实施例3
本发明采用的制酸***中的污酸成份为下述质量浓度(单位mg/L)： As 58.5、Fe12.4、Cu 9.5、Cd 137.3、Pb 115.7、Zn 62.8、Hg 21.6、SiO2 481.2、H2SO4 18.53、F 2167、Cl1845。按以下步骤进行：
步骤A：萃取为4级萃取，萃取有机相为体积分数30％的P204、体积分数66％的200#煤油和体积分数4%的TBP组成的混合有机相；有机相与水相体积比为1:6，萃取时间为6分钟，温度为室温，澄清时间15分钟，萃余液中F、Cl含量分别为87.26mg/L和282.17mg/L。
步骤B：洗涤为2级洗涤，洗涤剂为硫酸的质量百分浓度40g/L的锌废电解液的稀释液；有机相与水相体积比为15:1，洗涤时间为6分钟，澄清时间15分钟。
步骤C：空白为1级空白，澄清时间15分钟。
步骤D：反萃为5级反萃，反萃剂为质量百分浓度分别为80g/L碳酸钠溶液与60g/L氢氧化钠溶液的混合液，有机相与水相体积比为4:1，反萃时间为6分钟，澄清时间15分钟，反萃液中As 0.067mg/L、Fe 0.081mg/L、Cu 0.066 mg/L、Cd 0.035 mg/L、Pb 0.031 mg/L、Zn 0.040mg/L、Hg 0.018 mg/L、SiO2 31.57 mg/L、F 50.54 g/L、Cl 42.47 g/L；反萃剂用石灰脱氟，结晶得到合格的工业NaCl产品。
步骤E：再生为2级再生，再生剂为硫酸的质量百分浓度80g/L的锌废电解液的稀释液，有机相与水相体积比为2:1，洗涤时间为6分钟，澄清时间15分钟。
制酸***中的污酸经萃取、洗涤、空白、反萃、再生处理，F、Cl的脱除率分别达95.97%和84.71%，萃余液中F、Cl含量达到锌电解的工艺技术要求，反萃液中砷、铁、铜、镉、铅、锌、汞的含量在0.1mg/L以下，并得到合格的工业氯化钠产品，同时，有机相实现了循环使用。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (7)

1.一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于，包括以下步骤：
A、萃取：萃取剂为三辛癸烷基叔胺，简称P235，稀释剂为200#溶剂煤油(或经磺化的普通煤油)，协萃剂为磷酸三丁酯，简称TBP，将萃取剂、稀释剂及协萃剂混合制得萃取有机相，将制酸***中的污酸与有机相在混合槽混合进行萃取，使水相中的F、Cl转入有机相中，并在澄清槽分相，使富有机相和萃余液分离；
B、洗涤：洗涤剂为锌电解产生的废电解液的稀释液，将步骤A所得的富有机相与废电解液在混合槽混合、洗涤，使有机相中夹带的铜、铅、锌等重金属转入洗涤液，并在澄清槽分相，使洗涤后有机相与洗涤液分离。
2.C、空白：将步骤B所得的洗涤有机相在空白级经混合槽流至澄清槽澄清分相，使萃F、Cl有机相夹带的水相及铜、铅、锌等重金属与有机相进一步分离；
D、反萃：反萃剂为碳酸钠和氢氧化钠混合液，将步骤C所得的萃F、Cl有机相与配置好的碳酸钠和氢氧化钠混合液在反萃级中混合进行反萃，使有机相中的F、Cl转入反萃液中，并在澄清槽分相，使贫有机相与反萃液分离；
E、再生：再生剂为锌电解产生的废电解液的稀释液，将步骤D所得的贫有机相与再生剂在混合槽混合进行再生，并在澄清槽分相，使再生后有机相与再生液分离，有机相得到了再生和酸化；
根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：所述的萃取为3～5级萃取，萃取有机相为体积分数15～37％的P204、体积分数60～80％的200#煤油(或经磺化的普通煤油)和体积分数3～5%的TBP组成的混合液；所述步骤A的萃取是在有机相与水相体积比为1:4～1:8，萃取时间为4～8分钟，温度为室温，澄清时间大于7分钟的条件下进行，萃余液进入锌***回收其中的锌、铅、铜、镉和硫酸。
3.根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：所述的洗涤为2级洗涤，洗涤剂为硫酸的质量百分浓度30～50g/L的锌废电解液的稀释液；所述步骤B的萃取后有机相洗涤是在有机相与水相体积比为20:1～10:1，洗涤时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
4.根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：所述步骤C的空白为1级空白，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
5.根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：所述的反萃为4～6级反萃，反萃剂为质量百分浓度分别为50～100g/L碳酸钠溶液与40～80g/L氢氧化钠溶液的混合液；所述步骤D的反萃是在有机相与水相体积比为6:1～3:1，反萃时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
6.根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：当反萃剂中氯富集到35～48g/L时，用石灰脱氟后再结晶回收NaCl。
7.根据权利要求1所述的一种制酸***中的污酸除杂再利用的方法，其特征在于：所述的再生为1～3级再生，再生剂为硫酸的质量百分浓度50～100g/L的锌废电解液的稀释液；所述步骤E的反萃后有机相再生是在有机相与水相体积比为1:1～3:1，洗涤时间为4～8分钟，澄清时间大于7分钟的条件下进行。
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