RU2482198C1 - Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод - Google Patents
Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод 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
Изобретение относится к области гидрометаллургии тяжелых цветных металлов. Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод включает его предварительное измельчение, после чего ведут сернокислотное выщелачивание при перемешивании путем обработки шлама кислыми шахтными водами и серной кислотой и добавление иминодиацетатного амфолита для одновременной сорбции меди и цинка. От полученной пульпы отделяют амфолит и осуществляют его десорбцию серной кислотой с образованием десорбированного иминодиацетатного амфолита и сернокислого раствора. Десорбированный амфолит возвращают на этап выщелачивания и одновременной сорбции. Из сернокислого раствора путем электролиза последовательно извлекают медь, а затем цинк. Отработанный сернокислый раствор возвращают на этап десорбции. Полученную пульпу после отделения от нее амфолита нейтрализуют известью, после чего разделяют на твердый осадок и жидкую часть. Оставшийся твердый осадок сушат и измельчают с получением гипсосодержащего товарного продукта. Технический результат заключается в обеспечении создания 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. 1 ил., 7 табл.
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.
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.
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.
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»).
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.
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»).
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.
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).
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.
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»).
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.
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»).
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.
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»).
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Технических решений, совпадающих с совокупностью существенных признаков заявляемого изобретения, не выявлено, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого изобретения такому условию патентоспособности как «новизна».
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».
Условие патентоспособности «промышленная применимость» подтверждается примерами конкретного выполнения, изложенными в разделе «Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения».
На чертеже представлена принципиальная технологическая схема заявляемого способа переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Пример 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.
Результаты исследований приведены в Таблице 1.
| Таблица 1 | |||
| Влияние pH на степень извлечения меди и цинка из пульпы шлама. | |||
| № п/п | рН | Степень извлечения меди, % | Степень извлечения цинка, % |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| 1 | 2,0 | 69,8 | 31,3 |
| 2 | 2,5 | 73,5 | 37,4 |
| 3 | 3,0 | 72,5 | 55,2 |
| 4 | 3,5 | 72,5 | 67,2 |
| 5 | 4,0 | 75,1 | 73,1 |
| 6 | 4,5 | 75,5 | 78,4 |
| 7 | 5,0 | 70,3 | 70,7 |
| 8 | 5,5 | 60,8 | 65,6 |
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.
Пример 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.
Результаты исследований приведены в Таблице 2.
| Таблица 2 | ||||
| Влияние соотношения Т:Ж на степень извлечения меди, цинка и железа | ||||
| № п/п | Соотношение твердое: жидкое (Т:Ж) | Степень извлечения, % | ||
| меди | цинка | железа | ||
| 1 | 1:3 | 73 | 71 | 2,8 |
| 2 | 1:4 | 74 | 72 | 1,4 |
| 3 | 1:5 | 74 | 73 | 1,5 |
| 4 | 1:6 | 75 | 70 | 1,2 |
| 5 | 1:7 | 73 | 69 | 1,0 |
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.
Пример 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.
| Таблица 3 | ||||
| Влияние времени контакта на степень извлечения меди и железа | ||||
| № п/п | Время контакта, час | Степень извлечения, % | ||
| меди | цинка | железа | ||
| 1 | 1 | 31,0 | 20,0 | 0,7 |
| 2 | 3 | 71,8 | 62,0 | 1,4 |
| 3 | 5 | 78,8 | 73,0 | 1,6 |
| 4 | 6 | 79,3 | 75,0 | 1,8 |
| 5 | 7 | 80,7 | 79,0 | 1,9 |
| 6 | 9 | 81,0 | 79,7 | 2,0 |
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.
Пример 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.
| Таблица 4 | ||||
| Влияние соотношения иминодиацетатный амфолит: полученная пульпа шлама на степень извлечения меди, цинка и железа | ||||
| № п/п | Соотношение иминодиацетатный амфолит:полученная пульпа шлама | Степень извлечения, % | ||
| меди | цинка | железа | ||
| 1 | 1:20 | 70,0 | 71,0 | 2,5 |
| 2 | 1:40 | 75,2 | 72,0 | 2,4 |
| 3 | 1:60 | 74,8 | 73,0 | 2,0 |
| 4 | 1:80 | 71,1 | 67,4 | 1,5 |
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.
Пример 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.
| Таблица 5 | |||
| Влияние концентрации серной кислоты на степень извлечения меди и цинка | |||
| № п/п | Концентрация серной кислоты, г/дм3 | Концентрация в десорбирующем растворе, г/дм3 | |
| меди | цинка | ||
| 1 | 50 | 10,0 | 14,0 |
| 2 | 100 | 23,2 | 35,0 |
| 3 | 200 | 39,8 | 50,0 |
| 4 | 300 | 40,1 | 53,4 |
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.
Пример 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.
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.
| Таблица 6 | ||
| Влияние параметров электролиза на степень извлечения меди и цинка | ||
| № п/п | Содержание в катодном осадке, % | |
| меди | цинка | |
| 1 | 99,0 | 99,0 |
| 2 | 99,2 | 99,0 |
Пример 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%.
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).
Полученный гипсосодержащий товарный продукт исследуют в соответствии с требованиями ГОСТ 31108-2003 "Цементы общестроительные. Технические условия".
Результаты испытаний портландцементов - сульфатированного цемента на основе гипсосодержащего товарного продукта и сульфатированного цемента на основе гипса представлены в Таблице 7.
| Таблица 7 | ||||||||
| Результаты испытаний прочностных характеристик портландцементов | ||||||||
| Вещественный состав | Предел прочности, МПа, через, суток, при | |||||||
| изгибе | сжатии | |||||||
| 2 | 7 | 17 | 28 | 2 | 7 | 14 | 28 | |
| Гипсосодержащий товарный продукт | 0,7 | 1,78 | - | - | 1,64 | 4,4 | - | - |
| Гипс | 0 | 0,8 | - | - | 0 | 1,6 | - | - |
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».
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.
Claims (1)
- Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод, включающий их сернокислотное выщелачивание при перемешивании и извлечение меди и цинка, отличающийся тем, что шлам предварительно измельчают, 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 в полученную пульпу иминодиацетатный амфолит до массового соотношения иминодиацетатный амфолит:пульпа 1:(40-60) для одновременной сорбции меди и цинка, которую ведут в течение 3-7 ч, после чего от полученной пульпы просеиванием отделяют иминодиацетатный амфолит и осуществляют десорбцию серной кислотой с образованием десорбированного иминодиацетатного амфолита и сернокислого раствора, 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 возвращают на этап десорбции, полученную после отделения от нее иминодиацетатного амфолита пульпу нейтрализуют известью, 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.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (ru) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (ru) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2482198C1 true RU2482198C1 (ru) | 2013-05-20 |
Family
ID=48789864
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012101614/02A RU2482198C1 (ru) | 2012-01-17 | 2012-01-17 | Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2482198C1 (ru) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2565559A1 (es) * | 2014-10-02 | 2016-04-05 | Siderúrgica Sevillana, S.A. | Procedimiento hidrometalúrgico de recuperación de zinc en aguas de mina y residuos metalúrgicos sólidos |
| RU2690330C1 (ru) * | 2018-06-13 | 2019-05-31 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Челябинский государственный университет" | Способ переработки шламов кислых шахтных вод |
| 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 (zh) * | 2023-06-21 | 2023-10-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种蛇纹石浸出液提纯镁的方法 |
| RU2829145C1 (ru) * | 2023-12-18 | 2024-10-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ переработки шламов нейтрализации шахтных вод |
| 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 (ru) * | 1990-04-20 | 1992-07-23 | Институт Химии Ан Узсср | Способ извлечени цинка из кеков, содержащих феррит цинка |
| RU1836461C (ru) * | 1992-04-10 | 1993-08-23 | Товарищество с ограниченной ответственностью "ЭКЕ" | Способ переработки цинкового клинкера вельц-печей |
| CA2104736A1 (en) * | 1993-08-24 | 1995-02-25 | Lucy Rosato | Process for high extraction of zinc from zinc ferrites |
| RU93046268A (ru) * | 1993-09-29 | 1997-03-20 | Д.С. Новгородов | Способ сернокислотного выщелачивания минерального сырья |
| EP0851034A1 (en) * | 1996-12-27 | 1998-07-01 | Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd. | Method for processing zinc silicate-containing zinc crude material |
| JP2001214224A (ja) * | 2000-01-31 | 2001-08-07 | Dowa Mining Co Ltd | 亜鉛精鉱の浸出法 |
| 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/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1749277A1 (ru) * | 1990-04-20 | 1992-07-23 | Институт Химии Ан Узсср | Способ извлечени цинка из кеков, содержащих феррит цинка |
| RU1836461C (ru) * | 1992-04-10 | 1993-08-23 | Товарищество с ограниченной ответственностью "ЭКЕ" | Способ переработки цинкового клинкера вельц-печей |
| CA2104736A1 (en) * | 1993-08-24 | 1995-02-25 | Lucy Rosato | Process for high extraction of zinc from zinc ferrites |
| RU93046268A (ru) * | 1993-09-29 | 1997-03-20 | Д.С. Новгородов | Способ сернокислотного выщелачивания минерального сырья |
| 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 (ja) * | 2000-01-31 | 2001-08-07 | Dowa Mining Co Ltd | 亜鉛精鉱の浸出法 |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2565559A1 (es) * | 2014-10-02 | 2016-04-05 | Siderúrgica Sevillana, S.A. | Procedimiento hidrometalúrgico de recuperación de zinc en aguas de mina y residuos metalúrgicos sólidos |
| 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 (ru) * | 2018-06-13 | 2019-05-31 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Челябинский государственный университет" | Способ переработки шламов кислых шахтных вод |
| CN116970809A (zh) * | 2023-06-21 | 2023-10-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种蛇纹石浸出液提纯镁的方法 |
| RU2829145C1 (ru) * | 2023-12-18 | 2024-10-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ переработки шламов нейтрализации шахтных вод |
| WO2025175347A1 (en) * | 2024-02-22 | 2025-08-28 | Technological Resources Pty. Limited | Leaching copper-containing material |
| RU2845074C1 (ru) * | 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) | Способ переработки медь-содержащего гальванического шлама для получения наночастиц оксида меди(ii) |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101186375B (zh) | 处理含重金属离子水的材料及方法 | |
| RU2482198C1 (ru) | Способ переработки шламов нейтрализации кислых шахтных вод | |
| Hassas et al. | Effect of various ligands on the selective precipitation of critical and rare earth elements from acid mine drainage | |
| CN115210390A (zh) | 金属混合溶液的制造方法以及混合金属盐的制造方法 | |
| CN105039713A (zh) | 一种硫化砷渣一步浸出固砷富集有价金属的方法 | |
| CN102286661A (zh) | 一种红土镍矿硫酸浸出直接电解的方法 | |
| CN104471088B (zh) | 在常压下以赤铁矿形式去除三价铁 | |
| CN115087622A (zh) | 混合金属盐的制造方法 | |
| US8920655B2 (en) | Method for organics removal from mineral processing water using a zeolite | |
| Kefeni et al. | Charcoal ash leachate and its sparingly soluble residue for acid mine drainage treatment: Waste for pollution remediation and dual resource recovery | |
| DE102006004953A1 (de) | Chelatharze in der Metallgewinnung | |
| 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 | |
| Wang et al. | Selective precipitation of copper and zinc over iron from acid mine drainage by neutralization and sulfidization for recovery | |
| CN112626337B (zh) | 一种含钴的铜萃余液处理工艺 | |
| CN115385473A (zh) | 一种回收酸性矿山废水中有价金属的方法 | |
| CN110036123A (zh) | 在湿法冶金工艺中经由磁铁矿的形成来控制铁的方法 | |
| Kurama et al. | Recovery of zinc from waste material using hydro metallurgical processes | |
| CN105543494B (zh) | 一种冶选联合分步回收渣中有价金属的方法 | |
| CN102145945A (zh) | 一种高分子螯合和吸附组合去除高盐废水中微量镉的方法 | |
| US20240140845A1 (en) | Removal of arsenic, antimony and toxic metals from contaminated substrate | |
| JP2010075805A (ja) | 水質浄化材料およびそれを用いた水質浄化方法 | |
| Balintova et al. | Study of metal ion sorption from acidic solutions | |
| RU2003708C1 (ru) | Способ ионообменного извлечени цветных металлов из кислых сред | |
| CN112499919B (zh) | 一种铜冶炼污泥的处理方法 |
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 |