RU2346066C1 - Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides - Google Patents
Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides Download PDFInfo
- Publication number
- RU2346066C1 RU2346066C1 RU2007140223/02A RU2007140223A RU2346066C1 RU 2346066 C1 RU2346066 C1 RU 2346066C1 RU 2007140223/02 A RU2007140223/02 A RU 2007140223/02A RU 2007140223 A RU2007140223 A RU 2007140223A RU 2346066 C1 RU2346066 C1 RU 2346066C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- zinc
- electrolysis
- solution
- concentrates
- technogenic
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 52
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 42
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 42
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 21
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 title claims abstract description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 21
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- JRKICGRDRMAZLK-UHFFFAOYSA-L persulfate group Chemical group S(=O)(=O)([O-])OOS(=O)(=O)[O-] JRKICGRDRMAZLK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 4
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims abstract description 4
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 7
- ROOXNKNUYICQNP-UHFFFAOYSA-N ammonium persulfate Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S(=O)(=O)OOS([O-])(=O)=O ROOXNKNUYICQNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052936 alkali metal sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 claims description 2
- 229910001870 ammonium persulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000012070 reactive reagent Substances 0.000 claims 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 abstract description 14
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 2
- 238000010612 desalination reaction Methods 0.000 abstract 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000376 reactant Substances 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 19
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 12
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 11
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 11
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 7
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 6
- -1 halide compound Chemical class 0.000 description 5
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- SWXQKHHHCFXQJF-UHFFFAOYSA-N azane;hydrogen peroxide Chemical compound [NH4+].[O-]O SWXQKHHHCFXQJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052792 caesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 description 1
- MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N methamphetamine Chemical compound CN[C@@H](C)CC1=CC=CC=C1 MYWUZJCMWCOHBA-VIFPVBQESA-N 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 229910052701 rubidium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 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)
Abstract
Description
Изобретение относится к химической технологии неорганических веществ и материалов.The invention relates to the chemical technology of inorganic substances and materials.
Известны способы выделения цинка из руд и концентратов, основанные на предварительном окислительном обжиге рудного материала с последующим переводом цинка в раствор посредством реагентного (кислотного, или щелочного) воздействия и выделения цинка на электоролизере [1], или выделения цинка из обогащенных концентратов (концентрация цинка ≥20 мас.%) посредством восстановительного обжига («Вельц процесс») [2].Known methods for the separation of zinc from ores and concentrates, based on preliminary oxidative roasting of ore material with subsequent conversion of zinc to a solution by reagent (acid or alkaline) exposure and separation of zinc on an electrolyzer [1], or separation of zinc from enriched concentrates (zinc concentration ≥ 20 wt.%) By means of reduction firing (“Waelz process”) [2].
Однако их область применения ограничена составами природных руд и они не могут быть применены к техногенным концентратам с высоким содержанием сульфидной фазы.However, their scope is limited by the composition of natural ores and they cannot be applied to technogenic concentrates with a high content of sulfide phase.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению является способ извлечения цинка, основанный на выщелачивании цинкового минерала раствором, содержащим галогенидное соединение из двух или более разных галогенидов, электролиза полученного раствора для получения металлического цинка и регенерирования галогенидного соединения и возвращения электролизованного раствора, содержащего галогенидное соединение, на стадию выщелачивания [3].Closest to the proposed invention is a method of zinc extraction, based on the leaching of zinc mineral with a solution containing a halide compound from two or more different halides, electrolysis of the resulting solution to obtain metallic zinc and regeneration of the halide compound and return of the electrolyzed solution containing the halide compound to the leaching stage [3].
Однако область применения его ограничена лишь для цинковых руд и способ не может быть применен к цинковым концентратам техногенного происхождения, содержащим значительное количество сульфидной фазы.However, its scope is limited only to zinc ores and the method cannot be applied to zinc concentrates of technogenic origin containing a significant amount of sulfide phase.
Новая техническая задача - создание способа извлечения цинка из техногенных концентратов с высоким содержанием сульфидной фазы и повышение универсальности и простоты осуществления.A new technical task is to create a method for extracting zinc from technogenic concentrates with a high content of sulfide phase and increasing the versatility and ease of implementation.
Для решения поставленной задачи в способе извлечения цинка из техногенных концентратов с высоким содержанием сульфидов, включающем выщелачивание сырья, электролиз полученного раствора и последующую регенерацию электролизного раствора, дополнительно проводят предварительную активационно-окислительную реагентную обработку, для чего вводят в концентрат стехиометрическое количество персульфата щелочного металла или аммония, после чего проводят активацию 40% перекисью водорода в количестве 1-3% от массы персульфата, и, далее, кислотное извлечение цинка осуществляют выщелачиванием серной кислотой, либо отработанным электролизным раствором при соотношении твердое : жидкость от 1:3 до 1:10.To solve the problem in a method for extracting zinc from technogenic concentrates with a high sulfide content, including leaching of raw materials, electrolysis of the resulting solution and subsequent regeneration of the electrolysis solution, an additional preliminary oxidation-reactive treatment is carried out, for which a stoichiometric amount of alkali metal or ammonium persulfate is introduced into the concentrate then activation is carried out with 40% hydrogen peroxide in an amount of 1-3% by weight of persulfate, and, further, acid and zinc extraction is carried out by leaching with sulfuric acid, or spent electrolysis solution with a ratio of solid: liquid from 1: 3 to 1:10.
Способ осуществляют следующим образом.The method is as follows.
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают определенное количество исходного концентрата, содержащего цинк, и стехиометрическое для окисления сульфидной серы количество персульфата щелочного металла R2S2O8 (где R=Li, Na, K, Rb, Cs) или аммония, воздействуют перикисью водорода H2O2 в количестве 1-3 мас.% от массы персульфата для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси, с последующим добавлением серной кислоты или отработанного электролизного раствора при соотношении твердое: жидкость от 1:3 до 1:10, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора.A certain amount of the starting concentrate containing zinc and a stoichiometric amount of alkali metal persulfate R 2 S 2 O 8 (where R = Li, Na, K, Rb, Cs) or ammonium hydrogen peroxide H 2 O 2 in an amount of 1-3 wt.% from the mass of persulfate to activate the process of oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the increase in temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of sulfuric acid or spent electrolysis solution at solid: liquid, from 1: 3 to 1:10, after which the resulting pulp was subjected to stirring for 30 minutes and filtration, followed by electrolysis of metallic zinc from the filtered solution.
Результаты экспериментов, проведенных для отработки технических параметров способа, представлены в таблице 1.The results of experiments conducted to refine the technical parameters of the method are presented in table 1.
Пример 1.Example 1
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают 231 г исходного концентрата, содержащего цинк (шлам: влажность 35%, содержание цинка 10%) и 17,5 г K2S2O8 для окисления сульфидной серы, время 15 минут, далее, воздействуют 40% Н2О2 в количестве 5 мл для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси с последующим добавлением 25 мл 92% серной кислоты, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора. Состав фильтрата: 24,5 г Zn, извлечение составило 95,6% от общего количества.231 g of initial concentrate containing zinc (sludge: moisture content 35%, zinc content 10%) and 17.5 g K 2 S 2 O 8 for oxidation of sulfide sulfur are placed in a working cell — an agitator-type apparatus, the time is 15 minutes, then they are exposed 40% H 2 O 2 in an amount of 5 ml to activate the process of oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the increased temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of 25 ml of 92% sulfuric acid, after which the resulting pulp is subjected to stirring for 30 minutes and filtration, followed by electrolysis highlighting meth allic zinc from the filtered solution. The composition of the filtrate: 24.5 g of Zn, the recovery amounted to 95.6% of the total.
Пример 2.Example 2
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают 208 г исходного концентрата, содержащего цинк (шлам: влажность 28%, содержание цинка 18,3%) и 17,5 г K2S2O8 для окисления сульфидной серы, время 20 минут, воздействуют 40% Н2О2 в количестве 10 мл для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси с последующим добавлением 25 мл 92% серной кислоты, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора. Состав фильтрата: 37,3 г Zn, извлечение составило 92%.208 g of initial concentrate containing zinc (sludge: moisture content 28%, zinc content 18.3%) and 17.5 g K 2 S 2 O 8 for oxidation of sulfide sulfur are placed in a working cell — an agitator-type apparatus, the time is 20 minutes, 40% H 2 O 2 in an amount of 10 ml to activate the process of oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the increased temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of 25 ml of 92% sulfuric acid, after which the resulting pulp is subjected to stirring for 30 minutes and filtration, followed by electrolysis metal precipitation eskogo zinc from the filtered solution. The composition of the filtrate: 37.3 g of Zn, the recovery was 92%.
Пример 3Example 3
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают 208 г исходного концентрата, содержащего цинк (шлам: влажность 28%, содержание цинка 18,3) и 17,5 г K2S2O8 для окисления сульфидной серы, время 15 минут воздействуют 40% Н2О2 в количестве 5 мл для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси с последующим добавлением 25 мл 92% серной кислоты, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора. Состав фильтрата: 38,1 г Zn, извлечение составило 94%.208 g of initial concentrate containing zinc (sludge: moisture content 28%, zinc content 18.3) and 17.5 g K 2 S 2 O 8 for oxidation of sulfide sulfur are placed in a working cell — an agitator-type apparatus, the time is 15 minutes 40% H 2 O 2 in an amount of 5 ml to activate the process of oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of 25 ml of 92% sulfuric acid, after which the resulting pulp is subjected to stirring for 30 minutes and filtration, followed by electrolysis of metal zinc from the filtered solution. The composition of the filtrate: 38.1 g of Zn, the recovery was 94%.
Пример 4Example 4
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают 208 г исходного концентрата, содержащего цинк (шлам: влажность 28%, содержание цинка 18,3%) и 17,5 г K2S2O8 для окисления сульфидной серы, время 20 минут, воздействуют 40% Н2О2 в количестве 10 мл для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси с последующим добавлением 25 мл 92% серной кислоты, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора. Состав фильтрата: 37,8 г Zn, извлечение составило 93,3%.208 g of initial concentrate containing zinc (sludge: moisture content 28%, zinc content 18.3%) and 17.5 g K 2 S 2 O 8 for oxidation of sulfide sulfur are placed in a working cell — an agitator-type apparatus, the time is 20 minutes, 40% H 2 O 2 in an amount of 10 ml to activate the process of oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the increased temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of 25 ml of 92% sulfuric acid, after which the resulting pulp is subjected to stirring for 30 minutes and filtration, followed by electrolysis metal precipitation eskogo zinc from the filtered solution. The composition of the filtrate: 37.8 g of Zn, the recovery was 93.3%.
Пример 5Example 5
В рабочую ячейку - аппарат агитаторного типа помещают 208 г исходного концентрата, содержащего цинк (шлам: влажность 28%, содержание цинка 18,3%) и 17,5 г K2S2O8 для окисления сульфидной серы, время 20 минут, воздействуют 40% Н2O2 в количестве 10 мл для активации процесса окисления сульфидной серы и проводят перемешивание до начала уменьшения возросшей температуры смеси с последующим добавлением 300 мл электролизного раствора с концентрацией серной кислоты 150 г/л, после чего полученную пульпу подвергают перемешиванию в течение 30 минут и фильтрации с последующим электролизным выделением металлического цинка из отфильтрованного раствора. Состав фильтрата: 35,39 г Zn, извлечение составило 93%.208 g of initial concentrate containing zinc (sludge: moisture content 28%, zinc content 18.3%) and 17.5 g K 2 S 2 O 8 for oxidation of sulfide sulfur are placed in a working cell — an agitator-type apparatus, the time is 20 minutes, 40% H 2 O 2 in an amount of 10 ml to activate the oxidation of sulfide sulfur and stirring is carried out until the increased temperature of the mixture begins to decrease, followed by the addition of 300 ml of an electrolysis solution with a sulfuric acid concentration of 150 g / l, after which the resulting pulp is mixed for 30 minutes and filtering from to the next electrolysis of metallic zinc from the filtered solution. The composition of the filtrate: 35.39 g of Zn, the recovery was 93%.
Предлагаемый способ основан на следующем. Процесс извлечения цинка из шлама осуществляют следующим образом: исходный шлам подвергается активационно-окислительной реагентной обработке, кислотному извлечению цинка в раствор, фильтрации и последующему извлечению металлического цинка в процессе электролиза.The proposed method is based on the following. The process of extracting zinc from the sludge is carried out as follows: the initial sludge is subjected to an activation-oxidative reagent treatment, acid extraction of zinc into a solution, filtration and subsequent extraction of zinc metal during electrolysis.
При этом на стадии активационно-окислительной обработки температура обрабатываемой смеси повышается до 60-90°С за счет теплоты реакции окисления сульфидной серы, что позволяет эффективно избавиться от присутствия в смеси сульфид -ионов и перевести цинк в растворимое - несульфидное состояние. Дальнейшая обработка смеси производится серной кислотой или элетролизованным раствором без перегрузки смеси в другой аппарат, при этом количество выделяемого сероводорода не превышает уровня допустимой ПДК. Обработка кислотой продолжается в течение 30-40 минут независимо от объема смеси для наиболее полного перевода цинка в раствор, после чего полученная смесь подвергается фильтрации. Твердый остаток промывается небольшими порциями электролизного раствора и водой для доизвлечения цинка, после чего отправляется на нейтрализацию и захоронение, а осветленный раствор на стадию электролизного извлечения цинка.At the same time, at the stage of activation-oxidation treatment, the temperature of the treated mixture rises to 60-90 ° C due to the heat of the oxidation reaction of sulfide sulfur, which allows you to effectively get rid of the presence of sulfide ions in the mixture and transfer zinc to a soluble - non-sulfide state. Further processing of the mixture is carried out with sulfuric acid or an electrolyzed solution without overloading the mixture into another apparatus, while the amount of hydrogen sulfide emitted does not exceed the permissible MAC level. The acid treatment continues for 30-40 minutes, regardless of the volume of the mixture, for the most complete transfer of zinc into the solution, after which the resulting mixture is filtered. The solid residue is washed with small portions of the electrolysis solution and water to further extract zinc, after which it is sent for neutralization and disposal, and the clarified solution is sent to the zinc electrolysis extraction stage.
Таким образом, предлагаемый способ обеспечивает извлечение цинка из техногенных концентратов с высоким содержанием сульфидов.Thus, the proposed method provides the extraction of zinc from technogenic concentrates with a high content of sulfides.
Источники информацииInformation sources
1. А.С.Медведев. Выщелачивание и способы его интенсификации. - М.: Металлургия, 2005, 240 с.1. A.S. Medvedev. Leaching and methods of intensification. - M.: Metallurgy, 2005, 240 p.
2. В.Я.Зайцев, Е.В.Маргулис. Металлургия свинца и цинка. - М., Металлургия, 1985, 263 с.2. V.Ya. Zaitsev, E.V. Margulis. Metallurgy of lead and zinc. - M., Metallurgy, 1985, 263 p.
3. Д.Мойз, Ф.Хоуллис. Способ извлечения цинка. Патент РФ №2298585 от 12.09.2002 г.3. D. Moyz, F. Howlis. The method of extraction of zinc. RF patent No. 2298585 dated September 12, 2002.
p
92%H 2 SO 4
p
92%
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007140223/02A RU2346066C1 (en) | 2007-10-30 | 2007-10-30 | Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007140223/02A RU2346066C1 (en) | 2007-10-30 | 2007-10-30 | Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2346066C1 true RU2346066C1 (en) | 2009-02-10 |
Family
ID=40546724
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007140223/02A RU2346066C1 (en) | 2007-10-30 | 2007-10-30 | Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2346066C1 (en) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1594851A (en) * | 1977-05-16 | 1981-08-05 | Interox Chemicals Ltd | Extraction of zinc |
| WO1995006140A1 (en) * | 1993-08-27 | 1995-03-02 | N.V. Union Miniere S.A. | Method for removing zinc from sulphured concentrates |
| EP0646185A1 (en) * | 1992-06-26 | 1995-04-05 | Intec Pty. Ltd. | Production of metals from minerals |
| AU749395B2 (en) * | 1997-06-20 | 2002-06-27 | Ar Zinc | Process for obtaining high purity electrolytic metal zinc, at high efficiencies, from high manganese blends through cold electrolytic demanganization prior to normal electrolysis |
| RU2193604C2 (en) * | 2001-01-09 | 2002-11-27 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method of processing sulfide copper-zinc raw material containing iron |
| RU2298585C9 (en) * | 2001-09-13 | 2007-08-10 | Интек Лтд | Method of extraction of zinc |
-
2007
- 2007-10-30 RU RU2007140223/02A patent/RU2346066C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1594851A (en) * | 1977-05-16 | 1981-08-05 | Interox Chemicals Ltd | Extraction of zinc |
| EP0646185A1 (en) * | 1992-06-26 | 1995-04-05 | Intec Pty. Ltd. | Production of metals from minerals |
| WO1995006140A1 (en) * | 1993-08-27 | 1995-03-02 | N.V. Union Miniere S.A. | Method for removing zinc from sulphured concentrates |
| AU749395B2 (en) * | 1997-06-20 | 2002-06-27 | Ar Zinc | Process for obtaining high purity electrolytic metal zinc, at high efficiencies, from high manganese blends through cold electrolytic demanganization prior to normal electrolysis |
| RU2193604C2 (en) * | 2001-01-09 | 2002-11-27 | ОАО "Институт Гипроникель" | Method of processing sulfide copper-zinc raw material containing iron |
| RU2298585C9 (en) * | 2001-09-13 | 2007-08-10 | Интек Лтд | Method of extraction of zinc |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| NO822958L (en) | PROCEDURE FOR THE RECOVERY OF METAL COMPONENTS FROM LEAD CUMULATORS. | |
| RU2210608C2 (en) | Method of extraction of noble metals from sulfide materials | |
| Wionczyk et al. | Solvent extraction of chromium (III) from spent tanning liquors with Aliquat 336 | |
| RU2514900C2 (en) | Processing of gold-bearing concentrates of two-fold hardness | |
| RU2346066C1 (en) | Method of extracting zinc from technogenic concentrates with high contents of sulfides | |
| KR20140100603A (en) | Refining method of Tin sludge | |
| JP7031207B2 (en) | Treatment method of waste acid generated in copper smelting | |
| RU2361937C1 (en) | Preparation method of resistant sulphide ore and concentrates to leaching | |
| RU2618050C1 (en) | Processing method of copper anode slime | |
| RU2627431C1 (en) | Method for producing calcium fluoride from fluorocarbon-containing waste of aluminium production | |
| RU2778335C1 (en) | Method for processing zinc cakes | |
| CS268673B2 (en) | Method of zinc production from ores and concentrates | |
| RU2517507C2 (en) | Method of treating cyanide-containing pulp with "active" chlorine | |
| RU2370448C2 (en) | Method of selective extraction of osmium and ruthenium | |
| RU2802924C1 (en) | Method for processing gold-containing concentrates | |
| SU343568A1 (en) | Method of purifing mercury-containing waste water | |
| US714502A (en) | Process of extracting zinc from zinc-skimmings. | |
| RU2580356C1 (en) | Method for heap leaching of gold from refractory ores | |
| RU2806351C1 (en) | Method for hydrometallurgical processing of bacterial oxidation cake | |
| RU2728048C1 (en) | Processing method of refractory carbonaceous gold-containing concentrates | |
| RU2832286C1 (en) | Method for hydrometallurgical processing of bacterial oxidation cake (versions) | |
| RU2296710C1 (en) | Method of purification of the spent potassium fluoride | |
| RU2237092C1 (en) | Method of recovering silver from flotation sulfide concentrates | |
| RU2011149275A (en) | METHOD FOR LEACHING DISPERSED GOLD FROM RESISTANT ORES AND TECHNOGENIC MINERAL RAW MATERIALS | |
| RU2234548C2 (en) | Method of extraction of oxidized molybdenum at processing of mixed molybdenum ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20091031 |