RU2482198C1 - Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters - Google Patents
Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters Download PDFInfo
- Publication number
- RU2482198C1 RU2482198C1 RU2012101614/02A RU2012101614A RU2482198C1 RU 2482198 C1 RU2482198 C1 RU 2482198C1 RU 2012101614/02 A RU2012101614/02 A RU 2012101614/02A RU 2012101614 A RU2012101614 A RU 2012101614A RU 2482198 C1 RU2482198 C1 RU 2482198C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ampholyte
- zinc
- copper
- sludge
- iminodiacetate
- Prior art date
Links
- 239000010802 sludge Substances 0.000 title claims abstract description 55
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 34
- 239000002253 acid Substances 0.000 title claims abstract description 27
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 title abstract description 15
- 239000003643 water by type Substances 0.000 title abstract description 7
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 73
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 72
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 71
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 70
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 69
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 69
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 60
- 239000000872 buffer Substances 0.000 claims abstract description 51
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 45
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 25
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims abstract description 24
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 19
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 17
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 13
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000003795 desorption Methods 0.000 claims abstract description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 7
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 5
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 5
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 5
- NBZBKCUXIYYUSX-UHFFFAOYSA-N iminodiacetic acid Chemical compound OC(=O)CNCC(O)=O NBZBKCUXIYYUSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 37
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 16
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 12
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 11
- 239000008213 purified water Substances 0.000 claims description 6
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 3
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 11
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 10
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 abstract description 9
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 abstract description 4
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 abstract description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 abstract description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 2
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 abstract 3
- 239000004035 construction material Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 35
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 30
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 29
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 15
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 10
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 9
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 7
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 6
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 6
- 238000011160 research Methods 0.000 description 6
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 5
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 4
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 210000004907 gland Anatomy 0.000 description 3
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 3
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 3
- 239000002594 sorbent Substances 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 3
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 3
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011398 Portland cement Substances 0.000 description 2
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 2
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 2
- 239000003729 cation exchange resin Substances 0.000 description 2
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 2
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 2
- 229910001437 manganese ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 description 2
- 239000011268 mixed slurry Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000010819 recyclable waste Substances 0.000 description 2
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 2
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 2
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005749 Copper compound Substances 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000003277 amino group Chemical group 0.000 description 1
- 238000005452 bending Methods 0.000 description 1
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Inorganic materials [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 125000003178 carboxy group Chemical group [H]OC(*)=O 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000006835 compression Effects 0.000 description 1
- 238000007906 compression Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 150000001880 copper compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 125000000524 functional group Chemical group 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 125000002887 hydroxy group Chemical group [H]O* 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- 239000000320 mechanical mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 231100000252 nontoxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000003000 nontoxic effect Effects 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 1
- 238000006116 polymerization reaction Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 229920001059 synthetic polymer Polymers 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области гидрометаллургии тяжелых цветных металлов и может быть использовано для извлечения соединений металлов с получением их товарных продуктов при комплексной переработке отходов, содержащих медь и цинк, а именно шламов нейтрализации кислых шахтных вод.The invention relates to the field of hydrometallurgy of heavy non-ferrous metals and can be used to extract metal compounds to obtain their marketable products in the integrated processing of wastes containing copper and zinc, namely sludge neutralizing acid mine water.
Щелочная нейтрализация кислых шахтных вод полиметаллических рудников предполагает сброс образующейся пульпы в шламохранилища, в результате образуется значительное количество щелочного осадка (шлама), содержащего большое количество ценных компонентов.Alkaline neutralization of acidic mine water in polymetallic mines involves the discharge of the resulting pulp into the sludge storage, resulting in a significant amount of alkaline sludge (sludge) containing a large amount of valuable components.
Существующие технологии переработки кислых шахтных вод и пульп, включающие сорбционное кислотное выщелачивание или меди или цинка с их последующей десорбцией, не предусматривают их одновременное извлечение из отходов, в частности из шламов нейтрализации кислых шахтных вод, с получением меди и цинка в качестве товарных продуктов и полной утилизацией всех составляющих шлама.Existing technologies for processing acid mine water and pulps, including sorption acid leaching of either copper or zinc with their subsequent desorption, do not provide for their simultaneous recovery from waste, in particular from sludge neutralization of acid mine water, with the production of copper and zinc as commercial products and complete disposal of all components of the sludge.
Известен способ извлечения меди из сбросных шахтных вод и пульп, включающий корректировку кислотности шахтных вод и пульп до рН 3,0-3,5 с последующей сорбцией меди иминодиацетатным амфолитом АНКБ-35 при соотношении твердое:жидкое 1:5-7, времени сорбции 5-7 часов, соотношении твердое:ионит 5-6, после чего осуществляют десорбцию меди серной кислотой (см. патент РФ на изобретение №2213154, 7 МПК С22B 3/24, С22B 15/00, приоритет от 01.11.2001 г., опубликовано 27.09.2003 г. «Способ извлечения меди из шахтных вод и пульп»).A known method of extracting copper from waste mine water and pulp, including adjusting the acidity of mine water and pulp to a pH of 3.0-3.5, followed by sorption of copper with iminodiacetate ampholyte ANKB-35 with a ratio of solid: liquid 1: 5-7, sorption time 5 -7 hours, the ratio is solid: ion exchange resin 5-6, after which copper is desorbed with sulfuric acid (see RF patent for the invention No. 2213154, 7 IPC C22B 3/24, C22B 15/00, priority date 11/01/2001, published 09/27/2003, "Method for the extraction of copper from mine water and pulps").
Недостатком данного способа переработки кислых шахтных вод и пульп является то, что из всех соединений, содержащихся в отходах, извлекают только соединения меди, лишь частично решая проблему извлечения токсичных тяжелых цветных металлов из сбросных растворов, в то же время данный способ не решает проблему переработки осадка (шлама) и его полной утилизации.The disadvantage of this method of processing acid mine water and pulps is that only copper compounds are extracted from all compounds contained in the waste, only partially solving the problem of extracting toxic heavy non-ferrous metals from waste solutions, while this method does not solve the problem of processing sludge (sludge) and its full disposal.
Известен способ извлечения цинка из бедных сульфатных растворов, в частности из фильтратов шахтных вод, полученных после сорбции меди, включающий предварительную нейтрализацию раствора до рН 4,3-4,6 путем контактирования его с сильноосновным анионитом в гидроксильной форме при массовом соотношении анионита к раствору 1:(200-500), и последующую сорбцию цинка путем контактирования с карбоксильным катионитом КБ-2Э (см. патент РФ на изобретение №2034926, 6 МПК C22B 3/24, С22B 19/00, приоритет от 27.04.1993 г., опубликовано 10.05.1995 г. «Способ сорбционного извлечения цинка из сульфатных растворов»).A known method for the extraction of zinc from poor sulfate solutions, in particular from mine water filtrates obtained after sorption of copper, comprising pre-neutralizing the solution to a pH of 4.3-4.6 by contacting it with a strongly basic anion exchange resin in hydroxyl form at a mass ratio of anion exchange resin to solution 1 : (200-500), and subsequent sorption of zinc by contact with the carboxyl cation exchange resin KB-2E (see RF patent for invention No. 2034926, 6 IPC C22B 3/24, C22B 19/00, priority dated 04/27/1993, published 05/10/1995, the "Method of sorption extraction of zinc ka from sulfate solutions ").
Недостатком данного способа переработки шахтных вод является то, что данным способом извлекают только соединения цинка (при предварительном извлечении меди в рамках другого способа), что усложняет технологический процесс извлечения токсичных тяжелых цветных металлов из сбросных растворов, в то же время данный способ не решает проблему переработки осадка (шлама) и его полной утилизации.The disadvantage of this method of processing mine water is that this method extracts only zinc compounds (with preliminary extraction of copper in another way), which complicates the process of extracting toxic heavy non-ferrous metals from waste solutions, at the same time, this method does not solve the problem of processing sludge (sludge) and its full disposal.
Известен способ комплексного извлечения меди, цинка, кобальта и никеля из кислых растворов и гидратной пульпы с применением карбоксильных катионитов, имеющих функциональную группу - СООН в Na и Ca форме (КБ-4П2). Процесс одновременной сорбции всех металлов осуществляют при рН 6,0-6,5, при этом степень извлечения металлов на катионит составляет, %: Co 99, Zn 99, Ni 94, Cu 40 (см. книгу «Иониты в цветной металлургии», под ред. К.В.Лебедева и др. М., Металлургия, с.243-245).A known method for the integrated extraction of copper, zinc, cobalt and nickel from acidic solutions and hydrated pulp using carboxyl cation exchangers having a functional group — COOH in Na and Ca form (KB-4P2). The process of simultaneous sorption of all metals is carried out at pH 6.0-6.5, while the degree of extraction of metals on cation exchange resin is,%: Co 99, Zn 99, Ni 94, Cu 40 (see the book "Ionites in non-ferrous metallurgy", under Edited by K.V. Lebedev and others M., Metallurgy, p. 243-245).
Недостатком данного способа переработки кислых растворов и пульп является то, что хотя он и обеспечивает комплексное (одновременное) извлечение меди и цинка из кислых сред, однако степень извлечения меди очень низка, в то же время данный способ не решает проблему переработки осадка (шлама) и его полной утилизации.The disadvantage of this method of processing acidic solutions and pulps is that although it provides a comprehensive (simultaneous) extraction of copper and zinc from acidic media, however, the degree of extraction of copper is very low, at the same time, this method does not solve the problem of processing sludge (sludge) and its complete disposal.
Известен способ утилизации шлама гальванического производства, включающий смешение шлама из отвалов при измельчении методом механохимической активации с добавками в виде содержащих хлорид- или сульфат-ионы соединений в соотношении хлорид- или сульфат-ионов к сумме металлов, содержащихся в шламе, не менее 1:1, термическую обработку измельченной массы при температуре 550-600°C, выщелачивание полученного спека кислой сточной водой собственного гальванического производства при рН≤3 в несколько стадий, отделение раствора от осадка фильтрацией, суммарное извлечение тяжелых металлов из полученного раствора путем флотации при рН 8-12, при этом полученный пенный концентрат, содержащий ионы тяжелых металлов, используют для дальнейшего приготовления пигментов (см. патент РФ на изобретение №2404270, МПК С22B 7/00, С22B 1/00, С22B 3/06, C22B 15/00, приоритет от 11.03.2009 г., опубликовано 20.11.2010 г. «Способ переработки шламов гальванических производств»).A known method of utilization of sludge from galvanic production, including mixing sludge from dumps during grinding by mechanochemical activation with additives in the form of compounds containing chloride or sulfate ions, in the ratio of chloride or sulfate ions to the amount of metals contained in the sludge, is at least 1: 1 , heat treatment of the crushed mass at a temperature of 550-600 ° C, leaching the obtained cake with acidic wastewater of our own galvanic production at pH≤3 in several stages, separating the solution from the precipitate by filtration , the total recovery of heavy metals from the resulting solution by flotation at pH 8-12, while the resulting foam concentrate containing heavy metal ions is used for further preparation of pigments (see RF patent for the invention No. 2404270, IPC C22B 7/00, C22B 1 / 00, C22B 3/06, C22B 15/00, priority dated 11.03.2009, published on 11/20/2010, “Method for processing sludge from galvanic plants”).
Недостатком данного способа переработки шламов гальванических производств является то, что обеспечивая совместное извлечение ионов тяжелых металлов (в том числе цинка, меди, железа) для дальнейшего получения товарного продукта, данный способ не решает проблему полной утилизации перерабатываемых отходов, в частности отделяемого осадка, кроме того, данный способ характеризуется сложностью и большим количеством этапов переработки.The disadvantage of this method of processing sludge from galvanic plants is that by providing the joint extraction of heavy metal ions (including zinc, copper, iron) for the further production of a marketable product, this method does not solve the problem of the complete utilization of recyclable waste, in particular, separated sediment, in addition , this method is characterized by complexity and a large number of processing steps.
Известен способ извлечения ионов железа, цинка, меди и марганца из твердых отходов (в частности, клинкера), включающий сернокислотное выщелачивание и совместное гидролитическое осаждение из раствора ионов извлекаемых металлов с добавлением окислителя, причем при сернокислотном выщелачивании добавляют комплексоны, образующие в кислых средах с ионами извлекаемых металлов прочные хорошо растворимые комплексы. Выщелачивание ведут при рН меньше 3 (преимущественно 1-2), осадок после гидролитического осаждения подвергают солянокислому растворению с последующим селективным извлечением ионов металлов из полученного раствора (см. патент РФ на изобретение №2338801, МПК С22B 3/08, C22B 19/00, приоритет от 03.08.2006 г., опубликовано 20.11.2008 г. «Способ извлечения ионов железа, цинка, меди и марганца»).A known method for the extraction of ions of iron, zinc, copper and manganese from solid waste (in particular, clinker), including sulfuric acid leaching and co-hydrolytic precipitation of a solution of extracted metal ions with the addition of an oxidizing agent, and when sulfuric acid leaching is added complexones forming in acidic environments with ions recoverable metals are durable, highly soluble complexes. Leaching is carried out at a pH of less than 3 (mainly 1-2), the precipitate after hydrolytic precipitation is subjected to hydrochloric acid dissolution followed by selective extraction of metal ions from the resulting solution (see RF patent for invention No. 2338801, IPC C22B 3/08, C22B 19/00, priority of August 3, 2006, published November 20, 2008. “Method for the extraction of iron, zinc, copper and manganese ions”).
Недостатком данного способа извлечения ионов железа, цинка меди и марганца является то, что он обеспечивает как совместное извлечение меди и цинка из твердых отходов, так и соединений железа, что затрудняет дальнейшую переработку продуктивных растворов при селективным извлечении ионов металлов из полученного раствора, усложняя процесс и увеличивая количество этапов переработки, кроме того, данный способ при получении товарных продуктов в виде соединений металлов не решает проблему полной утилизации перерабатываемых отходов.The disadvantage of this method of extraction of iron, zinc, copper and manganese ions is that it provides both the combined extraction of copper and zinc from solid waste and iron compounds, which complicates the further processing of productive solutions during the selective extraction of metal ions from the resulting solution, complicating the process and increasing the number of stages of processing, in addition, this method upon receipt of marketable products in the form of metal compounds does not solve the problem of complete utilization of recyclable waste.
Наиболее близким по совокупности существенных признаков к заявляемому изобретению является способ переработки минерального сырья, а именно шламов нейтрализации кислых шахтных вод полиметаллических рудников, включающий их сернокислотное выщелачивание, причем медь и цинк извлекают из шламов в раствор, подавая концентрированную серную кислоту непрерывно, при перемешивании (см. заявку РФ на изобретение №93046268, 6 МПК C22B 15/00, C22B 19/00, C22B 3/08, приоритет от 29.09.1993 г., опубликовано 20.03.1997 г. «Способ сернокислотного выщелачивания минерального сырья»).The closest set of essential features to the claimed invention is a method of processing mineral raw materials, namely sludge neutralization of acidic mine water of polymetallic mines, including their sulfuric acid leaching, and copper and zinc are extracted from the sludge into the solution, feeding concentrated sulfuric acid continuously, with stirring (see RF application for invention No. 93046268, 6 IPC C22B 15/00, C22B 19/00, C22B 3/08, priority dated September 29, 1993, published March 20, 1997 “Method for sulfuric acid leaching of mineral raw materials”).
Недостатком данного способа переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод является то, что хотя он и обеспечивает совместное извлечение меди и цинка из шлама в раствор, однако использование концентрированной серной кислоты приводит к переходу в раствор, в частности, соединений железа, что затрудняет дальнейшую переработку продуктивных растворов, кроме того, данный способ не решает проблему полной утилизации шламов нейтрализации кислых шахтных вод.The disadvantage of this method of processing sludge neutralization of acid mine water is that although it provides for the joint extraction of copper and zinc from the sludge into the solution, the use of concentrated sulfuric acid leads to the transition into the solution, in particular, of iron compounds, which complicates the further processing of productive solutions , in addition, this method does not solve the problem of the complete utilization of sludge neutralization of acid mine water.
Техническим результатом заявляемого изобретения является создание безотходной технологии, предусматривающей извлечение из шламов нейтрализации кислых шахтных вод меди и цинка в товарные продукты и получение дополнительного товарного продукта - вяжущего для производства стройматериалов.The technical result of the claimed invention is the creation of a waste-free technology, involving the extraction of copper and zinc from commercial sludge from neutralizing acid mine waters and obtaining an additional commercial product - an astringent for the production of building materials.
Заявляемый технический результат достигается тем, что в способе переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод, включающем их сернокислотное выщелачивание при перемешивании, согласно изобретению шлам нейтрализации кислых шахтных вод предварительно измельчают, после чего сернокислотное выщелачивание ведут путем обработки шлама кислыми шахтными водами и серной кислотой до массового соотношения твердое:жидкое 1:(4-6) и рН 3,5-4, затем добавляют иминодиацетатный амфолит до массового соотношения иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама 1:(40-60) для одновременной сорбции меди и цинка, которую ведут в течение 3-7 часов, после чего от полученной пульпы шлама просеиванием отделяют иминодиацетатный амфолит и осуществляют его десорбцию серной кислотой с образованием десорбированного иминодиацетатного амфолита и сернокислого раствора, причем десорбированный иминодиацетатный амфолит возвращают на этап выщелачивания и одновременной сорбции, а из сернокислого раствора путем электролиза последовательно извлекают медь с получением товарного продукта в виде катодной меди, а затем цинк с получением товарного продукта в виде металлического цинка и отработанного сернокислого раствора, который затем возвращают на этап десорбции, полученную пульпу шлама после отделения от нее иминодиацетатного амфолита нейтрализуют известью, после чего разделяют на твердый осадок и жидкую часть, причем жидкую часть в виде очищенной воды подают на сброс, а оставшийся твердый осадок сушат и измельчают с получением гипсосодержащего товарного продукта.The claimed technical result is achieved by the fact that in the method of processing sludge neutralization of acid mine water, including their sulfuric acid leaching with stirring, according to the invention, the slurry of neutralizing acid mine water is pre-crushed, after which the sulfuric leach is carried out by treating the slurry with acid mine water and sulfuric acid to a mass ratio solid: liquid 1: (4-6) and pH 3.5-4, then iminodiacetate ampholyte is added to the mass ratio iminodiacetate ampholyte: obtained sludge 1: (40-60) for simultaneous sorption of copper and zinc, which is carried out for 3-7 hours, after which the iminodiacetate ampholyte is separated from the obtained slurry pulp and desorbed with sulfuric acid to form a desorbed iminodiacetate ampholyte and sulfuric acid solution, moreover, the desorbed iminodiacetate ampholyte is returned to the stage of leaching and simultaneous sorption, and copper is sequentially extracted from the sulfuric acid solution by electrolysis to obtain a marketable product in the form of a cathode m di and then zinc to obtain a marketable product in the form of metallic zinc and spent sulfuric acid solution, which is then returned to the desorption step, the slurry pulp obtained after separation of the iminodiacetate ampholyte is neutralized with lime, and then it is separated into a solid precipitate and a liquid part, and the liquid part in the form of purified water is fed to the discharge, and the remaining solid precipitate is dried and crushed to obtain a gypsum-containing commodity product.
Щелочные шламы станций нейтрализации кислых шахтных вод содержат большое количество меди и цинка в виде труднорастворимых гидратированных оксидов меди и цинка, находящихся в механической смеси с основными компонентами шлама - сульфатом кальция и гидрооксидом железа. Обработка шлама кислыми шахтными водами и серной кислотой, обеспечивающая его разбавление до соотношения шлам (в пересчете на абсолютно сухой вес):кислые воды 1:(4-6) и подкисление полученной в результате обработки шлама кислыми шахтными водами и серной кислотой пульпы шлама до рН 3,5-4, позволяет избирательно перевести и медь и цинк в пульпу и затем извлечь их на амфолите. Введение иминодиацетатного амфолита в получаемую пульпу шлама способствует интенсификации растворения и соответственно переходу меди и цинка в жидкую часть пульпы, при этом одновременно происходит избирательное извлечение меди и цинка из жидкой части полученной пульпы шлама (сорбция) на амфолите. При сорбционном сернокислотном выщелачивании с заявляемыми параметрами и использовании селективного иминодиацетатного амфолита содержащееся в шламе железо не переходит в жидкую часть полученной пульпы шлама, а в составе отделенной от амфолита пульпы шлама направляется на дальнейшую безотходную переработку для получения стройматериалов, в результате которой получают не содержащий токсичных тяжелых цветных металлов гипсосодержащий товарный продукт (вяжущее вещество) и полностью очищенную сбросную воду. При этом в отсутствии железа дальнейшая переработка сернокислого продуктивного содержащего медь и цинк раствора осуществляется путем электролиза без дополнительных этапов отделения железа.Alkaline sludge from acidic mine water neutralization stations contain a large amount of copper and zinc in the form of sparingly soluble hydrated oxides of copper and zinc, which are in a mechanical mixture with the main components of the sludge - calcium sulfate and iron hydroxide. Treatment of sludge with acid mine water and sulfuric acid, ensuring its dilution to the ratio of sludge (in terms of absolutely dry weight): acid water 1: (4-6) and acidification of the slurry pulp resulting from the treatment of acid sludge with mine water and sulfuric acid to pH 3,5-4, allows you to selectively transfer both copper and zinc to the pulp and then remove them on the ampholyte. The introduction of iminodiacetate ampholyte into the resulting slurry pulp facilitates the dissolution and, accordingly, the transfer of copper and zinc to the liquid part of the pulp, while copper and zinc are selectively extracted from the liquid part of the obtained slurry pulp (sorption) on the ampholyte. During sorption sulfuric acid leaching with the claimed parameters and the use of selective iminodiacetate ampholyte, the iron contained in the sludge does not go into the liquid part of the obtained sludge pulp, and in the composition of the sludge pulp separated from the ampholyte, it is sent to further waste-free processing to obtain building materials that result in non-toxic heavy materials non-ferrous metals gypsum-containing commercial product (astringent) and fully purified waste water. Moreover, in the absence of iron, further processing of the sulfate productive containing copper and zinc solution is carried out by electrolysis without additional stages of separation of iron.
При рН менее 3,5 резко уменьшается растворение и сорбируемость цинка, а следовательно, и степень его извлечения из полученной пульпы шлама. При рН более 4,5 происходит уменьшение сорбции меди и цинка за счет соосаждения их с гидроксидом железа.At a pH of less than 3.5, the dissolution and sorbability of zinc, and therefore the degree of its extraction from the resulting slurry pulp, sharply decreases. At pH above 4.5, there is a decrease in the sorption of copper and zinc due to their coprecipitation with iron hydroxide.
При соотношении твердое: жидкое (Т:Ж) меньше 1:4 степень извлечения меди и цинка из полученной пульпы шлама падает из-за образования плотной плохо промешиваемой пульпы шлама, что осложняет процесс сорбции меди и цинка. Кроме этого, увеличивается сорбция железа. При соотношении твердое: жидкое (Т:Ж) более 1:6 резко увеличиваются объемы растворов, что ведет к увеличению количества оборудования. В то же время положительных эффектов по извлечению и очистке меди и цинка не наблюдается.When the ratio solid: liquid (T: G) is less than 1: 4, the degree of extraction of copper and zinc from the resulting slurry pulp decreases due to the formation of a dense poorly mixed slurry pulp, which complicates the process of sorption of copper and zinc. In addition, iron sorption increases. With a solid: liquid ratio (T: G) of more than 1: 6, the volumes of solutions sharply increase, which leads to an increase in the amount of equipment. At the same time, there are no positive effects on the extraction and purification of copper and zinc.
При соотношении иминодиацетатный амфолит: полученная пульпа шлама меньше 1:40 степень извлечения меди и цинка из полученной пульпы шлама практически не изменяется, а степень извлечения железа растет. При увеличении этого соотношения сверх 1:60 степень извлечения меди и цинка уменьшается.When the ratio of iminodiacetate ampholyte: the resulting slurry pulp is less than 1:40, the degree of extraction of copper and zinc from the obtained slurry pulp remains practically unchanged, and the degree of iron extraction increases. With an increase in this ratio over 1:60, the degree of extraction of copper and zinc decreases.
Таким образом, использование заявляемого способа переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод позволяет создать безотходную технологию, предусматривающую извлечение из шламов нейтрализации кислых шахтных вод меди и цинка в товарные продукты и получение дополнительного товарного продукта - вяжущего для производства стройматериалов требуемого качества, при этом на сброс направляется полностью очищенная вода.Thus, the use of the proposed method for processing sludge neutralization of acid mine water allows you to create a waste-free technology that involves removing copper and zinc from the slurry of neutralization of acid mine water into commercial products and obtain an additional commercial product - an astringent for the production of building materials of the required quality, while it is completely sent for discharge purified water.
Технических решений, совпадающих с совокупностью существенных признаков заявляемого изобретения, не выявлено, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого изобретения такому условию патентоспособности как «новизна».Technical solutions that coincide with the totality of the essential features of the claimed invention have not been identified, which allows us to conclude that the claimed invention meets such a patentability condition as “novelty”.
Заявляемые существенные признаки, предопределяющие получение указанного технического результата, явным образом не следует из уровня техники, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого изобретения такому условию патентоспособности как «изобретательский уровень».The claimed essential features that predetermine the receipt of the specified technical result, does not explicitly follow from the prior art, which allows us to conclude that the claimed invention meets such a patentability condition as "inventive step".
Условие патентоспособности «промышленная применимость» подтверждается примерами конкретного выполнения, изложенными в разделе «Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения».The patentability condition “industrial applicability” is confirmed by examples of specific performance set forth in the section “Information confirming the possibility of carrying out the invention”.
На чертеже представлена принципиальная технологическая схема заявляемого способа переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод.The drawing shows a schematic flow chart of the proposed method for processing sludge neutralization of acid mine water.
Осуществлялась переработка шламов нейтрализации кислых шахтных вод по заявляемому способу, для чего был использован шлам, отобранный непосредственно на шламохранилище Левихинского медно-добывающего рудника (Левихинское месторождение медно-колчеданных руд, Свердловская область) и представляющий из себя отходы обработки кислых шахтных вод Левихинского медно-добывающего рудника в виде влажного слежавшегося щелочного осадка с рН~9, с содержанием основных значимых элементов (масс.%) в пересчете на медь 0,88-1,52, цинк 1,8-2,35, железо 6,83-9,1, кальций 10,4-20,92, магний 1,6-2,3, алюминий 0,84-0,94 и пр.The sludge was neutralized for acidic mine water neutralization according to the claimed method, for which sludge was taken directly from the sludge storage facility of the Levikhinsky copper mining mine (Levikhinsky copper-pyrite ore deposit, Sverdlovsk region) and was a waste from the treatment of acidic mine waters of the Levikhinsky copper-mining mine in the form of a moist caked alkaline precipitate with a pH of ~ 9, with the content of the main significant elements (wt.%) in terms of copper, 0.88-1.52, zinc 1.8-2.35, iron 6.83-9, 1, calcium 10.4-20.92, magnesium 1.6-2.3, aluminum 0.84-0.94, etc.
Шлам нейтрализации кислых шахтных вод, тщательно измельченный в шаровой мельнице с загрузкой керамическими шарами до размера частиц менее 0,1 мм, помещают в реактор с крышкой и электромеханической мешалкой, где при интенсивном перемешивании осуществляют его выщелачивание с одновременной сорбцией меди и цинка при рН 3,5-4 путем обработки кислыми шахтными водами Левихинского медно-добывающего рудника (слабый сернокислый раствор, имеющий рН~2,5-2,75) и 96% серной кислотой, при добавлении иминодиацетатного амфолита, в течение 3-7 часов.The sludge to neutralize acid mine water, carefully ground in a ball mill with ceramic balls loaded to a particle size of less than 0.1 mm, is placed in a reactor with a lid and an electromechanical stirrer, where it is leached with vigorous stirring while sorbing copper and zinc at pH 3, 5-4 by treatment with acidic mine waters of the Levikhinsky copper mining mine (weak sulfate solution having a pH of ~ 2.5-2.75) and 96% sulfuric acid, with the addition of iminodiacetate ampholyte, for 3-7 hours.
В качестве иминодиацетатного амфолита используют синтетический полимерный органический ионит АНКБ-35 производства ОАО «Азот» г.Черкассы (Украина), относящийся к аминокарбоксильным амфолитам полимеризационного типа, содержащий в своей структуре преимущественно иминодиацетатные группы (75%), при этом емкость по карбоксильным группировкам составляет 0,73 мг-экв/см3, по аминогруппам - 0,25 мг-экв/см3, полная обменная емкость по НСl 0,98 мг-экв/см3.As the iminodiacetate ampholyte, ANKB-35 synthetic polymer organic ion exchanger manufactured by Azot OJSC, Cherkassy (Ukraine), belonging to the aminocarboxylic ampholytes of the polymerization type, containing mainly iminodiacetate groups (75%) in its structure, is used, while the carboxyl group capacity is 0.73 mEq / cm 3 , for amino groups - 0.25 mEq / cm 3 , the total exchange capacity for Hcl is 0.98 mEq / cm 3 .
От полученной в результате обработки пульпы шлама просеиванием отделяют насыщенный медью и цинком амфолит, который далее направляют на десорбцию металлов раствором серной кислоты с концентрацией 100-200 г/дм3 с оборотом фракций десорбирующего сернокислого раствора до достижения концентрации меди и цинка в нем 20-60 г/дм3 (то есть до вымывания меди и цинка из фазы сорбента), причем десорбированный иминодиацетатный амфолит возвращают на этап сорбционного сернокислотного выщелачивания.Ampholyte saturated with copper and zinc is separated from the sludge obtained by sieving by sieving, which is then sent to the desorption of metals with a solution of sulfuric acid with a concentration of 100-200 g / dm 3 with a turnover of fractions of the desorbing sulphate solution to achieve a copper and zinc concentration in it of 20-60 g / dm 3 (that is, before leaching of copper and zinc from the sorbent phase), moreover, the desorbed iminodiacetate ampholyte is returned to the stage of sorption sulfuric acid leaching.
Из полученного десорбирующего раствора выделяют сначала медь на катоде из нержавеющей стали при поддержании плотности тока 500 А/м2, а затем из этого же электролита выделяют цинк на свинцовом электроде при поддержании плотности тока 200 А/м2, полученные катодные осадки промывают, в результате получают товарные продукты в виде катодной меди и в виде металлического цинка.First, copper is extracted from the obtained stripping solution on a stainless steel cathode while maintaining a current density of 500 A / m 2 , and then zinc is extracted from the same electrolyte on a lead electrode while maintaining a current density of 200 A / m 2 , the resulting cathode deposits are washed, resulting receive marketable products in the form of cathode copper and in the form of metallic zinc.
Полученную в результате обработки пульпу шлама после отделения от нее иминодиацетатного амфолита нейтрализуют известью до рН 9,5-10, после чего фильтрованием разделяют на твердый осадок и жидкую часть, причем жидкую часть в виде очищенной воды подают на сброс, а оставшийся не содержащий токсичных тяжелых цветных металлов твердый осадок сушат и измельчают с получением гипсосодержащего товарного продукта.After processing the slurry pulp after separation of the iminodiacetate ampholyte from it, it is neutralized with lime to a pH of 9.5-10, after which it is separated by filtration into a solid precipitate and a liquid part, and the liquid part in the form of purified water is sent for discharge, and the remaining one containing no toxic heavy non-ferrous metals, the solid precipitate is dried and ground to obtain a gypsum-containing commodity product.
Пример 1Example 1
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес) помещают в реактор и заливают ее полученной пульпой шлама, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес) при соотношении твердое: жидкое (Т:Ж)=1:5, соотношении иминодиацетатный амфолит: полученная пульпа шлама=1:60 и выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при различных рН при комнатной температуре.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in the reactor and filled with the resulting slurry pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight) with a ratio of solid: liquid (T: W) = 1: 5, the ratio of iminodiacetate ampholyte: the resulting slurry pulp = 1: 60 and kept under stirring for 5 hours at different pH at room temperature.
Результаты исследований приведены в Таблице 1.The research results are shown in Table 1.
Из данных Таблицы 1 видно, что уменьшение и увеличение рН сверх заявляемого нецелесообразно. При рН менее 3,5 резко уменьшается сорбируемость цинка, а следовательно, и степень извлечения. При рН более 4,5 происходит уменьшение сорбции меди и цинка за счет соосаждения их с гидроксидом железа.From the data of Table 1 shows that a decrease and increase in pH in excess of the claimed impractical. At a pH of less than 3.5, the sorbability of zinc decreases sharply, and therefore the degree of extraction. At pH above 4.5, there is a decrease in the sorption of copper and zinc due to their coprecipitation with iron hydroxide.
Пример 2Example 2
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес) помещают в реактор и заливают ее полученной пульпой шлама, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес), с рН 4,0, и выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при различных соотношениях твердое: жидкое (Т:Ж), соотношении иминодиацетатный амфолит: полученная пульпа шлама=1:60 при комнатной температуре.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in a reactor and poured with the resulting slurry pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight), with a pH of 4.0, and maintained with stirring for 5 hours at various ratios solid: liquid (T: G), ratio iminodiacetic ampholyte: obtained slurry pulp = 1: 60 at room temperature.
Результаты исследований приведены в Таблице 2.The research results are shown in Table 2.
Из данных Таблицы 2 видно, что при Т:Ж меньше 1:4 степень извлечения меди и цинка падает из-за образования плотной плохо промешиваемой пульпы шлама, что осложняет процесс сорбции меди и цинка. Кроме этого увеличивается сорбция железа. При отношении Т:Ж более 1:6 резко увеличиваются объемы растворов, что ведет к увеличению количества оборудования. В то же время положительных эффектов по извлечению и очистке меди и цинка не наблюдается.From the data of Table 2 it is seen that at T: W less than 1: 4, the degree of extraction of copper and zinc decreases due to the formation of a dense poorly mixed slurry pulp, which complicates the process of sorption of copper and zinc. In addition, iron sorption increases. When the ratio T: W is more than 1: 6, the volumes of solutions sharply increase, which leads to an increase in the number of equipment. At the same time, there are no positive effects on the extraction and purification of copper and zinc.
Пример 3Example 3
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес) помещают в реактор и заливают ее полученной пульпой шлама, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес), при соотношении Т:Ж=1:5, соотношении иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама=1:60, и рН 4,0 выдерживают при перемешивании в течение 1, 3, 5, 7, 9 часов при комнатной температуре. Результаты исследований приведены в Таблице 3.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in the reactor and poured with the resulting slurry pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight), with a ratio of T: W = 1: 5, an iminodiacetate ratio ampholyte: the obtained slurry pulp = 1: 60, and a pH of 4.0 is kept under stirring for 1, 3, 5, 7, 9 hours at room temperature. The research results are shown in Table 3.
Из данных Таблицы 3 видно, что максимальная сорбируемость меди и цинка достигается за время сорбции 3-7 часов. При времени контакта меньше 3 часов степень извлечения меди и цинка падает, при времени контакта более 7 часов увеличения степени извлечения не происходит.From the data of Table 3 it is seen that the maximum adsorption of copper and zinc is achieved during the sorption of 3-7 hours. When the contact time is less than 3 hours, the degree of extraction of copper and zinc decreases; when the contact time is more than 7 hours, an increase in the degree of extraction does not occur.
Пример 4Example 4
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 6, 3, 2, 1,5 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес), при соотношении иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама 1:20, 1:40, 1:60, 1:80 соответственно помещают в реактор и заливают ее пульпой, содержащей 20 грамм шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес) при соотношении Т:Ж=1:5 и рН 4,0 выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при комнатной температуре. Результаты исследований приведены в Таблице 4.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 6, 3, 2, 1.5 grams (in terms of absolutely dry weight), with a ratio of iminodiacetate ampholyte: the resulting slurry pulp 1:20, 1:40, 1:60, 1:80 respectively placed in the reactor and fill it with pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight) at a ratio of T: W = 1: 5 and a pH of 4.0 is kept under stirring for 5 hours at room temperature. The research results are shown in Table 4.
Из данных Таблицы 4 видно, что при соотношении иминодиацетатный амфолит: полученная пульпа шлама меньше 1:40 степень извлечения меди и цинка практически не изменяется, а степень извлечения железа растет. При увеличении этого соотношения сверх 1:60 степень извлечения меди и цинка уменьшается.From the data of Table 4 it can be seen that when the ratio of iminodiacetate ampholyte: the obtained slurry pulp is less than 1:40, the degree of extraction of copper and zinc remains practically unchanged, and the degree of extraction of iron increases. With an increase in this ratio over 1:60, the degree of extraction of copper and zinc decreases.
Пример 5Example 5
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес), помещают в реактор и заливают ее пульпой, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес) при соотношении Т:Ж=1:5, соотношении иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама=1:60 и рН 4,0 выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при комнатной температуре. Насыщенный амфолит десорбируют раствором серной кислоты с концентрацией 50, 100, 200, 300 г/дм3 до полного вымывания меди и цинка из фазы сорбента. Полученный десорбирующий раствор анализируют на содержание ценных компонентов. Результаты исследований приведены в Таблице 5.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in a reactor and filled with pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight) at a ratio of T: W = 1: 5, a ratio of iminodiacetate ampholyte: the obtained slurry pulp = 1: 60 and a pH of 4.0 is kept under stirring for 5 hours at room temperature. Saturated ampholyte is desorbed with a solution of sulfuric acid with a concentration of 50, 100, 200, 300 g / dm 3 until copper and zinc are completely washed out from the sorbent phase. The resulting stripping solution is analyzed for the content of valuable components. The research results are shown in Table 5.
Из данных Таблицы 5 следует, что при концентрации серной кислоты в десорбирующем растворе меньше 100 г/дм3 содержание меди и цинка в десорбирующем растворе не соответствует требованиям их промышленного электролитического выделения. Увеличение концентрации серной кислоты в десорбирующем растворе больше 200 г/дм3 не приводит к заметному увеличению концентрации меди и цинка.From the data of Table 5 it follows that when the concentration of sulfuric acid in the stripping solution is less than 100 g / dm 3, the copper and zinc content in the stripping solution does not meet the requirements of their industrial electrolytic separation. An increase in the concentration of sulfuric acid in the stripping solution of more than 200 g / dm 3 does not lead to a noticeable increase in the concentration of copper and zinc.
Пример 6Example 6
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес) помещают в реактор и заливают ее пульпой, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес), при соотношении Т:Ж=1:5, соотношении иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама=1:60 и рН 4,0 выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при комнатной температуре.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in the reactor and poured with a pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight), with a ratio of T: W = 1: 5, a ratio of iminodiacetate ampholyte: the obtained slurry pulp = 1: 60 and a pH of 4.0 is kept under stirring for 5 hours at room temperature.
Насыщенный амфолит десорбируют раствором серной кислоты с концентрацией 200 г/дм3 до полного вымывания меди и цинка из фазы сорбента. Из полученного десорбирующего раствора выделяют сначала медь на катоде из нержавеющей стали при поддержании плотности тока 500 А/м2, а затем из этого же электролита выделяют цинк на свинцовом электроде при поддержании плотности тока 200 А/м2. Полученные катодные осадки промывают и анализируют на содержание меди и цинка. Исследование повторяют два раза. Результаты исследований приведены в Таблице 6.Saturated ampholyte is desorbed with a solution of sulfuric acid with a concentration of 200 g / dm 3 until copper and zinc are completely washed out from the sorbent phase. First, copper is extracted from the obtained stripping solution on a stainless steel cathode while maintaining a current density of 500 A / m 2 , and then zinc is extracted from the same electrolyte on a lead electrode while maintaining a current density of 200 A / m 2 . The resulting cathodic precipitates are washed and analyzed for copper and zinc. The study is repeated two times. The research results are shown in Table 6.
Пример 7Example 7
Навеску иминодиацетатного амфолита в количестве 2 граммов (в пересчете на абсолютно сухой вес) помещают в реактор и заливают ее пульпой, содержащей 20 граммов шлама (в пересчете на абсолютно сухой вес), при соотношении Т:Ж=1:5, соотношении иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама=1:60 и рН 4,0 выдерживают при перемешивании в течение 5 часов при комнатной температуре. После разделения полученной пульпы шлама и амфолита в пульпу добавляют новую порцию свежего амфолита и повторяют опыт. Степень извлечения меди и цинка после повторной сорбции составляет больше 97%.A portion of iminodiacetate ampholyte in an amount of 2 grams (in terms of absolutely dry weight) is placed in the reactor and poured with a pulp containing 20 grams of sludge (in terms of absolutely dry weight), with a ratio of T: W = 1: 5, a ratio of iminodiacetate ampholyte: the obtained slurry pulp = 1: 60 and a pH of 4.0 is kept under stirring for 5 hours at room temperature. After separation of the obtained slurry pulp and ampholyte, a new portion of fresh ampholyte is added to the pulp and the experiment is repeated. The degree of extraction of copper and zinc after repeated sorption is more than 97%.
Полученную отработанную пульпу шлама нейтрализуют известью до рН 9,5-10, и далее фильтруют с разделением на осадок и жидкую часть в виде очищенной воды. Осадок сушат и измельчают с получением гипсосодержащего товарного продукта (минерального вяжущего вещества).The resulting spent slurry pulp is neutralized with lime to a pH of 9.5-10, and then filtered to separate the precipitate and the liquid part in the form of purified water. The precipitate is dried and crushed to obtain a gypsum-containing marketable product (mineral binder).
Полученный гипсосодержащий товарный продукт исследуют в соответствии с требованиями ГОСТ 31108-2003 "Цементы общестроительные. Технические условия".The obtained gypsum-containing commercial product is examined in accordance with the requirements of GOST 31108-2003 "Cement for general construction. Technical conditions".
Результаты испытаний портландцементов - сульфатированного цемента на основе гипсосодержащего товарного продукта и сульфатированного цемента на основе гипса представлены в Таблице 7.The test results of Portland cement - sulfated cement based on gypsum-containing commercial product and sulfated cement based on gypsum are presented in Table 7.
Результаты испытаний свидетельствуют, что цемент на основе гипсосодержащего продукта из отработанного шлама нейтрализации кислых шахтных вод твердеет быстрее стандартного и его высокие физико-механические свойства отвечают требованиям ГОСТ 31108-2003 «Цементы общестроительные. Технические условия к марке 500».The test results show that cement based on a gypsum-containing product from the spent sludge neutralizing acid mine water hardens faster than the standard and its high physical and mechanical properties meet the requirements of GOST 31108-2003 “Cement for general construction. Specifications for the brand 500 ".
Таким образом, использование заявляемого способа переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод позволяет создать безотходную технологию, предусматривающую извлечение из шламов нейтрализации кислых шахтных вод меди и цинка в товарные продукты и получение дополнительного товарного продукта -вяжущего для производства стройматериалов, при этом на сброс направляется полностью очищенная вода.Thus, the use of the proposed method for processing sludge neutralization of acid mine water allows you to create a waste-free technology that involves removing copper and zinc from the slurry of neutralizing acid mine water into commercial products and obtain an additional commercial product-binder for the production of building materials, while completely purified water is sent to the discharge .
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (en) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (en) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2482198C1 true RU2482198C1 (en) | 2013-05-20 |
Family
ID=48789864
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (en) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2482198C1 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2565559A1 (en) * | 2014-10-02 | 2016-04-05 | Siderúrgica Sevillana, S.A. | Hydrometallurgical procedure for recovery of zinc in mine waters and solid metallurgical waste (Machine-translation by Google Translate, not legally binding) |
| RU2690330C1 (en) * | 2018-06-13 | 2019-05-31 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Челябинский государственный университет" | Method for processing slurchen of acid mine water |
| US11421200B2 (en) | 2018-01-25 | 2022-08-23 | Cj Cheiljedang Corporation | Microorganism of the genus Corynebacterium producing purine nucleotide and a method for producing purine nucleotide by using the same |
| CN116970809A (en) * | 2023-06-21 | 2023-10-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for purifying magnesium from serpentine leaching solution |
| RU2829145C1 (en) * | 2023-12-18 | 2024-10-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Mine water neutralization slurry processing method |
| WO2025175347A1 (en) * | 2024-02-22 | 2025-08-28 | Technological Resources Pty. Limited | Leaching copper-containing material |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1749277A1 (en) * | 1990-04-20 | 1992-07-23 | Институт Химии Ан Узсср | Method of recovering zinc from cakes containing zinc ferrite |
| RU1836461C (en) * | 1992-04-10 | 1993-08-23 | Товарищество с ограниченной ответственностью "ЭКЕ" | Procedure of processing waelz-kilns zinc clinker |
| CA2104736A1 (en) * | 1993-08-24 | 1995-02-25 | Lucy Rosato | Process for high extraction of zinc from zinc ferrites |
| RU93046268A (en) * | 1993-09-29 | 1997-03-20 | Д.С. Новгородов | METHOD OF SULFURIC ACID LEACHING OF MINERAL RAW MATERIALS |
| EP0851034A1 (en) * | 1996-12-27 | 1998-07-01 | Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd. | Method for processing zinc silicate-containing zinc crude material |
| JP2001214224A (en) * | 2000-01-31 | 2001-08-07 | Dowa Mining Co Ltd | Leaching of zinc concentrate |
| US6340450B1 (en) * | 1996-08-12 | 2002-01-22 | Outokumpu Oyj | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions |
-
2012
- 2012-01-17 RU RU2012101614/02A patent/RU2482198C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1749277A1 (en) * | 1990-04-20 | 1992-07-23 | Институт Химии Ан Узсср | Method of recovering zinc from cakes containing zinc ferrite |
| RU1836461C (en) * | 1992-04-10 | 1993-08-23 | Товарищество с ограниченной ответственностью "ЭКЕ" | Procedure of processing waelz-kilns zinc clinker |
| CA2104736A1 (en) * | 1993-08-24 | 1995-02-25 | Lucy Rosato | Process for high extraction of zinc from zinc ferrites |
| RU93046268A (en) * | 1993-09-29 | 1997-03-20 | Д.С. Новгородов | METHOD OF SULFURIC ACID LEACHING OF MINERAL RAW MATERIALS |
| US6340450B1 (en) * | 1996-08-12 | 2002-01-22 | Outokumpu Oyj | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions |
| EP0851034A1 (en) * | 1996-12-27 | 1998-07-01 | Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd. | Method for processing zinc silicate-containing zinc crude material |
| JP2001214224A (en) * | 2000-01-31 | 2001-08-07 | Dowa Mining Co Ltd | Leaching of zinc concentrate |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2565559A1 (en) * | 2014-10-02 | 2016-04-05 | Siderúrgica Sevillana, S.A. | Hydrometallurgical procedure for recovery of zinc in mine waters and solid metallurgical waste (Machine-translation by Google Translate, not legally binding) |
| US11421200B2 (en) | 2018-01-25 | 2022-08-23 | Cj Cheiljedang Corporation | Microorganism of the genus Corynebacterium producing purine nucleotide and a method for producing purine nucleotide by using the same |
| RU2690330C1 (en) * | 2018-06-13 | 2019-05-31 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Челябинский государственный университет" | Method for processing slurchen of acid mine water |
| CN116970809A (en) * | 2023-06-21 | 2023-10-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for purifying magnesium from serpentine leaching solution |
| RU2829145C1 (en) * | 2023-12-18 | 2024-10-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Mine water neutralization slurry processing method |
| WO2025175347A1 (en) * | 2024-02-22 | 2025-08-28 | Technological Resources Pty. Limited | Leaching copper-containing material |
| RU2845074C1 (en) * | 2025-02-05 | 2025-08-13 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Российский химико-технологический университет имени Д.И. Менделеева" (РХТУ им. Д.И. Менделеева) | Method of processing copper-containing galvanic sludge to obtain copper (ii) oxide nanoparticles |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2482198C1 (en) | Method to process sludge of neutralisation of acid mine waters | |
| Hassas et al. | Effect of various ligands on the selective precipitation of critical and rare earth elements from acid mine drainage | |
| CN105039713A (en) | Method for leaching solid arsenic out of arsenic sulfide slag through one step and enriching valuable metal | |
| EP1727916B1 (en) | Recovery of metals from oxidised metalliferous materials | |
| CN102286661A (en) | Method for direct electrolysis of laterite nickel ore by sulfuric acid leaching | |
| KR102576690B1 (en) | Method for separating high-purity valuable metals from used batteries using solvent extraction | |
| EP2850217B1 (en) | Removal of ferric iron as hematite at atmospheric pressure | |
| JP6172099B2 (en) | Scandium recovery method | |
| US8920655B2 (en) | Method for organics removal from mineral processing water using a zeolite | |
| CN105110445B (en) | A kind of method for handling heavy metal wastewater thereby | |
| Kefeni et al. | Charcoal ash leachate and its sparingly soluble residue for acid mine drainage treatment: Waste for pollution remediation and dual resource recovery | |
| CN102388168B (en) | For precipitating cationic metal oxyhydroxide and the method and apparatus of reclaim(ed) sulfuric acid from acidic solution | |
| Park et al. | Selective removal of arsenic (V) from a molybdate plant liquor by precipitation of magnesium arsenate | |
| EP3395968B1 (en) | Method for removing sulfurizing agent | |
| CN115385473A (en) | Method for recovering valuable metals in acid mine wastewater | |
| CN103380088A (en) | Method for purifying waste water from a stainless steel slag treatment process | |
| CN110036123A (en) | The method for controlling iron via the formation of magnetic iron ore in hydrometallurgical processes | |
| CN105543494B (en) | A kind of method that smelting choosing joint substep reclaims valuable metal in slag | |
| JP2002052383A (en) | Method for removing and stabilizing liquid chromate ions and oxymetal ions | |
| CN102145945A (en) | Method for removing trace cadmium in high salt wastewater by combining polymer chelation with adsorption | |
| CN112626337B (en) | Cobalt-containing copper raffinate treatment process | |
| US20240140845A1 (en) | Removal of arsenic, antimony and toxic metals from contaminated substrate | |
| JP2010075805A (en) | Water purification material and water purification method | |
| Balintova et al. | Study of metal ion sorption from acidic solutions | |
| RU2003708C1 (en) | Method for ion-exchange recovery of nonferrous metals from acid media |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PC41 | Official registration of the transfer of exclusive right |
Effective date: 20140910 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150118 |