RU2441930C1 - Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery - Google Patents

Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery Download PDF

Info

Publication number
RU2441930C1
RU2441930C1 RU2010137607/02A RU2010137607A RU2441930C1 RU 2441930 C1 RU2441930 C1 RU 2441930C1 RU 2010137607/02 A RU2010137607/02 A RU 2010137607/02A RU 2010137607 A RU2010137607 A RU 2010137607A RU 2441930 C1 RU2441930 C1 RU 2441930C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
stage
zinc
leaching
solution
iron
Prior art date
Application number
RU2010137607/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Хушвахт Маматкулов (UZ)
Хушвахт Маматкулов
Юрий Николаевич Цой (UZ)
Юрий Николаевич Цой
Лев Дмитриевич Ким (UZ)
Лев Дмитриевич Ким
Парвиз Хушвахтович Маматкулов (UZ)
Парвиз Хушвахтович Маматкулов
Алексей Анатольевич Вежливцев (RU)
Алексей Анатольевич Вежливцев
Шухрат Рахимович Туляганов (UZ)
Шухрат Рахимович Туляганов
Рустам Кадиркулович Мавланкулов (RU)
Рустам Кадиркулович Мавланкулов
Original Assignee
Хушвахт Маматкулов
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Хушвахт Маматкулов filed Critical Хушвахт Маматкулов
Priority to RU2010137607/02A priority Critical patent/RU2441930C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2441930C1 publication Critical patent/RU2441930C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy. ^ SUBSTANCE: invention relates to a method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery. The method comprises crushing, fine crushing, lixiviating, settling-down of the above components from solutions, wherein the lixiviating shall be performed in stages: during the first and the second stage - lixiviation by sulphuric acid solution over the reducing substance, the oxidation-reduction potential å (ORP): at the first stage å=380-420 mV, at the second stage å=420-460 mV. At the third stage lixiviation is performed by an ammonium carbonate solution with the composition (g/dm3): 60-110 NH3 general 30-65 C02 general while at the fourth stage it is performed by nitric acid NHO3. At the fifth stage sulphating roasting with H2SO4 term with further water leaching is performed, the sixth stage being lixiviation with ammonium fluoride aqueous solution of acid NH4HF2. The obtained soutions shall be puriied and used for zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium, silicon dioxide and sodium sulfate, ammonium nitrate recovery. EFFECT: enhanced zinc recovery and rational utilization of the stock. ^ 16 cl, 1 dwg, 3 ex

Description

Настоящее изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов и железа и может быть использовано для извлечения цинка, марганца, железа, свинца, серебра и двуокиси серебра из окисленных бедных цинковых руд и концентратов, в частности из руд примерного состава, %: 6,69 Zn; 28,54 Fe; 13,34 Mn; 1,04 Pb; 0,54 Ca; 9,89 SiO2; 3,6 г/т Аg.The present invention relates to hydrometallurgy of non-ferrous metals and iron and can be used to extract zinc, manganese, iron, lead, silver and silver dioxide from oxidized poor zinc ores and concentrates, in particular from ores of approximate composition,%: 6.69 Zn; 28.54 Fe; 13.34 Mn; 1.04 Pb; 0.54 Ca; 9.89 SiO 2 ; 3.6 g / t Ag.

Окисленную бедную цинковую руду традиционно перерабатывают с предварительным обогащением. Переработка бедных окисленных цинковых руд с предварительным его сульфидизированием и флотационным обогащением мало эффективна и практически бедные окисленные цинковые руды не перерабатывают.Oxidized poor zinc ore is traditionally processed with preliminary enrichment. The processing of poor oxidized zinc ores with preliminary sulfidization and flotation concentration is not very effective and practically poor oxidized zinc ores are not processed.

Способ1,2 извлечения цинка и свинца из окисленных свинцово-цинковых руд с получением сульфидных концентратов цинка и свинца и их переработка известными обжигово-гидрометаллургическими способами позволяет количественное извлечение цинка и свинца из руды и материалов [О.Б.Клебанов, Л.Я.Шубов, Н.К.Щеглова, кн.: "Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов". Издательство "НЕДРА". М., 1974, с.319-323; Шифрин Г.Н. кн.: "Металлургия свинца и цинка". Москва. Изд. "Металлургия", 1982].The method of 1.2 extraction of zinc and lead from oxidized lead-zinc ores to produce sulfide concentrates of zinc and lead and their processing by known calcination-hydrometallurgical methods allows the quantitative extraction of zinc and lead from ore and materials [O. B. Klebanov, L.Ya. Shubov, NK Shcheglova, book: "Handbook of a technologist for the enrichment of non-ferrous metals." Publishing house "NEDRA". M., 1974, p. 319-323; Shifrin G.N. book: "Metallurgy of lead and zinc." Moscow. Ed. "Metallurgy", 1982].

Недостатком способа является низкая степень сквозного извлечения цинка (70%), общая степень извлечения цинка из руды составляет 80-85%.The disadvantage of this method is the low degree of through extraction of zinc (70%), the total degree of extraction of zinc from ore is 80-85%.

Недостатком способа также является образование промпродуктов: цинковый кек, свинцовый кек, переработка которых требует дополнительных затрат и отдельных аппаратурных схем.The disadvantage of this method is the formation of intermediate products: zinc cake, lead cake, the processing of which requires additional costs and separate hardware circuits.

Недостатком способа является наличие большого количества переделов: дробление, измельчение, сульфидизация, флотация, окислительный обжиг на печах КС, выщелачивание, очистка растворов от примесей, электроэкстракция.The disadvantage of this method is the presence of a large number of redistributions: crushing, grinding, sulfidization, flotation, oxidative firing on KS furnaces, leaching, cleaning solutions of impurities, electroextraction.

Недостатком способа является также образование большого количества отходов в виде хвостов флотации.The disadvantage of this method is the formation of a large amount of waste in the form of flotation tailings.

Известен способ2 вельцевания окисленной цинковой руды, концентратов, которое позволяет перерабатывать с высокой степенью извлечения окисленное сырье цинка и свинца.There is a known method 2 of Waelz oxidized zinc ore, concentrates, which allows the oxidized raw materials of zinc and lead to be processed with a high degree of extraction.

Недостатком способа является то, что для бедных окисленных цинковых руд способ не экономичен.The disadvantage of this method is that for poor oxidized zinc ores the method is not economical.

Недостатком способа также является образование большого количества отходов в виде клинкера.The disadvantage of this method is the formation of a large amount of waste in the form of clinker.

Недостатком способа является высокая энергоемкость процесса вельцевания, 0,45 тонн коксика на 1 тонну сырья.The disadvantage of this method is the high energy intensity of the Waelz process, 0.45 tons of coke per 1 ton of raw material.

Настоящее изобретение направлено на решение задачи повышения степени извлечения цинка, комплексное использование сырья и энергосбережение.The present invention is directed to solving the problem of increasing the degree of zinc extraction, the integrated use of raw materials and energy conservation.

Поставленная задача решается тем, что в способе извлечения цинка из окисленных руд, включающем дробление, измельчение, извлечение цинка из измельченной окисленной руды, материала в раствор выщелачиванием раствором серной кислоты, гидролитическую очистку, осаждение из растворов гидролитической очистки цинка в виде гидроокиси, марганца сернокислого, количественное извлечение из кеков выщелачивания: железа для получения гематита FeOOH, сырья производства железоокисных пигментов, свинца, согласно изобретению выщелачивание окисленной цинковой руды осуществляют в три этапа: на 1-м этапе, при окислительно-восстановительном потенциале (ОВП) раствора а пределах 380-420 мВ, извлекают цинк (80%), марганец (90%), железо (10-12%), контролируют значения ОВП в заданном пределах расходом сернистого ангидрида SO2 или сульфит-иона SO3 2- и серной кислоты; на 2-м этапе, при значениях ОВП 380-420 мВ, количественно извлекают железо в виде гематита; на 3-м этапе кек 2-го этапа выщелачивания подвергают карбонизации аммиачно-карбонатным раствором с доизвлечением цинка в раствор, кек подвергают азотнокислому выщелачиванию свинца, остатка железа и кальция. Из азотнокислого раствора осаждают нейтрализацией аммиаком свинцовый концентрат, а из растворов нейтрализации путем выпарки и кристаллизации аммиачную селитру NH4NO3.The problem is solved in that in a method for extracting zinc from oxidized ores, including crushing, grinding, extracting zinc from crushed oxidized ore, material into a solution by leaching with a solution of sulfuric acid, hydrolytic purification, precipitation from solutions of hydrolytic purification of zinc in the form of hydroxide, manganese sulfate, quantitative extraction from leaching cakes: iron to obtain hematite FeOOH, raw materials for the production of iron oxide pigments, lead, according to the invention, leaching of oxidized zinc New ore is carried out in three stages: at the 1st stage, with the redox potential (ORP) of the solution within the range of 380-420 mV, zinc (80%), manganese (90%), iron (10-12%) are recovered the ORP values are controlled within a predetermined range by the flow rate of sulfur dioxide SO 2 or sulfite ion SO 3 2- and sulfuric acid; at the 2nd stage, at the ORP values of 380-420 mV, iron is quantitatively recovered in the form of hematite; at the 3rd stage, the cake of the 2nd stage of leaching is subjected to carbonization with an ammonia-carbonate solution with additional extraction of zinc into the solution, the cake is subjected to nitric acid leaching of lead, the remainder of iron and calcium. Lead concentrate is precipitated from the nitric acid solution by neutralization with ammonia, and ammonium nitrate NH 4 NO 3 from evaporation and crystallization solutions.

На решение задачи направлено и то, что выщелачивание окисленной руды, материала осуществляют при температуре 75-85°С, соотношении Т:Ж=1:3 и значении рН=0,8-1,2.The solution to the problem is also directed that the leaching of oxidized ore and material is carried out at a temperature of 75-85 ° C, a ratio of T: W = 1: 3 and a pH value of 0.8-1.2.

Кек 1-й стадии выщелачивания обрабатывают раствором серной кислоты H2SO4 концентрации 90,0-100,0 г/дм3 в присутствии сернистого ангидрида SO2, при температуре 80-85°С и окислительно-восстановительном потенциале φ=420-460 мВ и продолжительности 3,0-3,5 часа, при этом в раствор количественно переводят (90-95%) железо. Раствор выщелачивания упаривают и кристаллизуют из него железный купорос FeSO4·7H2O.The cake of the 1st leaching stage is treated with a solution of sulfuric acid H 2 SO 4 at a concentration of 90.0-100.0 g / dm 3 in the presence of sulfur dioxide SO 2 , at a temperature of 80-85 ° С and the redox potential φ = 420-460 mV and a duration of 3.0-3.5 hours, while iron (90-95%) is quantitatively transferred into the solution. The leach solution is evaporated and iron sulfate FeSO 4 · 7H 2 O is crystallized from it.

Сущность настоящего изобретения заключается в том, что окисленную цинковую руду, содержащую цинк, марганец, железо, свинец, двуокись кремния и серебро, перерабатывают согласно технологической схеме, изображенной на чертеже, позволяющей комплексно переработать исходное сырье.The essence of the present invention lies in the fact that oxidized zinc ore containing zinc, manganese, iron, lead, silicon dioxide and silver are processed according to the technological scheme depicted in the drawing, allowing complex processing of the feedstock.

Выщелачивание 1 руды, концентрата раствором серной кислоты Н2SO4 в присутствии сернистого ангидрида SO2, являющего сильным восстановителем, взаимодействует с окисленными соединениями марганца, железа в степенях окисления +4 и +3 соответственно, образуя хорошо растворимые в воде соли MnSO4 и FeSO4.Leaching of 1 ore, concentrate with a solution of sulfuric acid Н 2 SO 4 in the presence of sulfur dioxide SO 2 , which is a strong reducing agent, interacts with oxidized compounds of manganese and iron in oxidation states +4 and +3, respectively, forming well-soluble salts of MnSO 4 and FeSO 4 .

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

Figure 00000003
Figure 00000003

Удаление из руды цинка, марганца, железа смещает равновесие вправо, что снижает процесс выщелачивания из руды, концентрата цинка, марганца, железа в раствор. Поэтому поддержание в системе избытка серной кислоты H2SO4, восстановителя сернистого ангидрида SO2, а также повышенной температуры способствуют интенсификации процесса выщелачивания из руды, концентрата цинка, марганца и железа в раствор.Removing zinc, manganese, and iron from the ore shifts the equilibrium to the right, which reduces the leaching of ore, zinc, manganese, and iron concentrates into the solution. Therefore, maintaining in the system an excess of sulfuric acid H 2 SO 4 , a reducing agent of sulfur dioxide SO 2 , as well as an elevated temperature, contribute to the intensification of the leaching process from ore, zinc, manganese and iron concentrate into the solution.

Необходимым условием протекания реакций (1), (2) и (3) является окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) φ=380-420 мВ раствора. Проведение процесса при соотношении руда : кислота =1 (по стехиометрии уравнений реакций 1, 2, 3) ведет к неполному растворению цинка, марганца и железа и снижению степени их извлечения в раствор. На 1-й стадии выщелачивания значения ОВП, φ=380-420 мВ, обеспечиваемые избытком кислоты 10-15% от стехиометрического расхода и расходом сернистого ангидрида SO2 6-10 дм3/мин, позволяют получить степени извлечения цинка, марганца и железа 85,0; 95,0; 5,0-10,0% соответственно, на 2-й стадии выщелачивания значения ОВП φ=420-460 мВ, обеспечиваемые избытком кислоты 10-15% от стехиометрического расхода и давлением (удельным расходом дм3/дм3·мин) сернистого ангидрида SO2 10-20 дм3/дм3·мин, позволяют перевести железо из руды концентрата со степенью извлечения 90-95%.A necessary condition for the occurrence of reactions (1), (2) and (3) is the redox potential (ORP) φ = 380-420 mV solution. Carrying out the process with the ratio of ore: acid = 1 (according to the stoichiometry of reaction equations 1, 2, 3) leads to incomplete dissolution of zinc, manganese and iron and a decrease in the degree of their extraction into the solution. At the first stage of leaching, the ORP values, φ = 380-420 mV, provided by an excess of acid 10-15% of the stoichiometric flow rate and the consumption of sulfur dioxide SO 2 6-10 dm 3 / min, allow to obtain the degree of extraction of zinc, manganese and iron 85 0; 95.0; 5.0-10.0%, respectively, at the 2nd stage of leaching, the ORP values φ = 420-460 mV, provided by an excess of acid 10-15% of the stoichiometric flow rate and pressure (specific flow rate dm 3 / dm 3 · min) of sulfur dioxide SO 2 10-20 dm 3 / dm 3 · min, allow you to transfer iron from ore concentrate with a degree of extraction of 90-95%.

Выбор интервала значений ОВП φ=380-420 мВ на 1-й стадии выщелачивания руды, концентрата связан с тем, что увеличение соотношения до значений ОВП более φ=420 мВ не способствует повышению степени извлечения цинка и марганца в раствор и ведет к нежелательному повышению степени извлечения в раствор железа и к нецелесообразному перерасходу сернистого ангидрида SO2.The choice of the range of ORP values φ = 380-420 mV at the 1st stage of leaching of ore and concentrate is due to the fact that increasing the ratio to the ORP values of more than φ = 420 mV does not increase the degree of extraction of zinc and manganese in solution and leads to an undesirable increase in extraction in a solution of iron and inappropriate waste of sulfur dioxide SO 2 .

Выбор интервала значений ОВП φ=420-460 мВ на 2-й стадии выщелачивания руды, концентрата связан с тем, что увеличение соотношения до значений ОВП более φ=460 мВ не способствует повышению степени извлечения железа в раствор и ведет к нецелесообразному перерасходу сернистого ангидрида SO2.The choice of the range of ORP values of φ = 420-460 mV at the 2nd stage of leaching of ore and concentrate is due to the fact that an increase in the ratio to the values of ORP of more than φ = 460 mV does not increase the degree of extraction of iron into the solution and leads to inappropriate overuse of sulfur dioxide 2 .

Выбор конкретной величины ОВП зависит от соотношения количества кислоты и количества руды, концентрата связан с природой минералов руды, концентрата и зависит также от температуры, которую следует поддерживать в интервале 80-90°С. Снижение температуры выщелачивания до ниже 80°С ведет к снижению степени извлечения металлов из руды в раствор и к снижению скорости протекания процесса выщелачивания. Повышение температуры выщелачивания не повышает степени извлечения металлов из руды в раствор и ведет к перерасходу тепла.The choice of a specific ORP value depends on the ratio of the amount of acid and the amount of ore, concentrate is associated with the nature of the minerals of the ore, concentrate and also depends on the temperature, which should be maintained in the range of 80-90 ° C. Lowering the leaching temperature to below 80 ° C leads to a decrease in the degree of extraction of metals from the ore into the solution and to a decrease in the rate of the leaching process. An increase in the leaching temperature does not increase the degree of extraction of metals from the ore into the solution and leads to excessive heat.

В процессе выщелачивания руды, концентрата в растворах серной кислоты переводят свинец, кальций и серебро в труднорастворимые сульфатные соли PbSO4, CaSO4, Ag2SO4.In the process of leaching of ore and concentrate in sulfuric acid solutions, lead, calcium and silver are converted into sparingly soluble sulfate salts of PbSO 4 , CaSO 4 , Ag 2 SO 4 .

Figure 00000004
Figure 00000004

Figure 00000005
Figure 00000005

Figure 00000006
Figure 00000006

Кек 2-й стадии выщелачивания руды, концентрата обрабатывают (3 стадия) аммиачно-карбонатным раствором состава (г/дм3): 60-110 NН3 общ, 30-65 СO2общ при температуре 50-60°С и интенсивном перемешивании в течение 3,0-3,5 часов, при этом сульфатные соли свинца, кальция, серебра переходят в карбонатные соли как более труднорастворимые. Аммиачно-карбонатные растворы в процессе контакта с кеком 2 доизвлекают в раствор цинка в виде аммиачных комплексов [Zn(NH3)]2+ и по мере его накопления выделяют при дистилляции в виде основного карбоната Zn2(OH)2CO3 в кубовом остатке. Из паровой фазы регенерируют аммиачно-карбонатный раствор конденсацией паров аммиака и воды.Cake of the 2nd stage of leaching of ore and concentrate is treated (stage 3) with an ammonia-carbonate solution of the composition (g / dm 3 ): 60-110 NH 3 total , 30-65 CO 2 total at a temperature of 50-60 ° C and vigorous stirring for 3.0-3.5 hours, while sulfate salts of lead, calcium, silver go into carbonate salts as more sparingly soluble. Ammonia-carbonate solutions in the process of contact with Kek 2 are extracted into the zinc solution in the form of ammonia complexes [Zn (NH 3 )] 2+ and, as it accumulates, it is isolated during distillation in the form of basic carbonate Zn 2 (OH) 2 CO 3 in the bottom residue . An ammonia-carbonate solution is regenerated from the vapor phase by condensation of ammonia vapor and water.

В процессе аммиачно-карбонатной обработки кека 2 в нем сульфатные соли PbSO4, CaSO4, Ag2SO4 переходят в карбонатные РbСО3, СаСО3, Ag2CO3 как более труднорастворимые в воде, но легкорастворимые в растворах азотной кислоты.During the ammonia-carbonate treatment of cake 2 in it, the sulfate salts of PbSO 4 , CaSO 4 , Ag 2 SO 4 are converted to carbonate PbCO 3 , CaCO 3 , Ag 2 CO 3 as they are more hardly soluble in water but readily soluble in nitric acid solutions.

Карбонатный кек 3 обрабатывают азотной кислотой (4 стадия выщелачивания), при этом свинец, кальций и серебро переходят в раствор, оставляя в твердой фазе двуокись кремния и труднорастворимые минералы железа, ферриты.Carbonate cake 3 is treated with nitric acid (stage 4 leaching), while lead, calcium and silver go into solution, leaving silicon dioxide and sparingly soluble iron minerals and ferrites in the solid phase.

Figure 00000007
Figure 00000007

Figure 00000008
Figure 00000008

Figure 00000009
Figure 00000009

Из растворов азотнокислого выщелачивания осаждают сульфид свинца совместно с сульфидом серебра аммонием сернистым (NH4)2S, т.е. серебро соосаждается со свинцом в виде сульфида PbS+Ag2S.Lead sulfide is precipitated from nitric acid leaching solutions together with silver sulfide, ammonium sulfide (NH 4 ) 2 S, i.e. silver is coprecipitated with lead in the form of sulfide PbS + Ag 2 S.

Figure 00000010
Figure 00000010

Figure 00000011
Figure 00000011

Из маточных растворов осаждения сульфидов свинца и серебра путем выпарки и кристаллизации получают смесь кальциевой и аммиачной селитры, являющейся комбинированным химическим удобрением.From stock solutions of precipitation of lead and silver sulfides by evaporation and crystallization, a mixture of calcium and ammonium nitrate is obtained, which is a combined chemical fertilizer.

Кеки азотнокислого выщелачивания содержат до 95,0% двуокиси кремния и до 5,0% железа в виде ферритов и фаялитов - химически стойкие соединения железа. С целью разделения двуокиси кремния и железа кеки азотнокислого выщелачивания подвергают сульфатизирующей разварке с последующим водным выщелачиванием.The nitric acid leach cakes contain up to 95.0% silicon dioxide and up to 5.0% iron in the form of ferrites and fayalites - chemically stable iron compounds. In order to separate silicon dioxide and iron, nitric acid leaching cakes are subjected to sulphating decompression followed by aqueous leaching.

Figure 00000012
Figure 00000012

Figure 00000013
Figure 00000013

Растворы операции сульфатизирующей разварки перерабатывают совместно с растворами выщелачивания 1.The solutions of the sulphating decompression operation are processed together with the leaching solutions 1.

Силикатный кек сернокислотной разварки обрабатывают водным раствором фторида и из фильтрата путем обработки его аммиаком выделяют двуокись кремния SiO2. Путем горячей водной промывки и высокотемпературной сушки из двуокиси кремния получают аэросил с содержанием SiO2 99,9%.Silicate cake of sulfuric acid decomposition is treated with an aqueous solution of fluoride and silicon dioxide SiO 2 is isolated from the filtrate by treating it with ammonia. By hot water washing and high-temperature drying, silica is obtained from silica with an aerosil content of 99.9% SiO 2 .

Figure 00000014
Figure 00000014

Figure 00000015
Figure 00000015

Маточные растворы осаждения двуокиси кремния путем выпарки и высокотемпературной сушки регенерируют бифторид аммония NH4HF2, а из паровой фазы сушки конденсируют аммиак водный NH4OH.Stock solutions of the deposition of silicon dioxide by evaporation and high-temperature drying regenerate ammonium bifluoride NH 4 HF 2 , and aqueous ammonia NH 4 OH is condensed from the vapor phase of drying.

Figure 00000016
Figure 00000016

Figure 00000017
Figure 00000017

Техническим результатом изобретения является создание экологически безопасного процесса комплексной переработки окисленной цинковой руды с получением цинкового, свинцового концентратов и технических солей сульфатов марганца, натрия, аммиачной селитры и извлечения кремнезема в технический продукт - аэросил путем замены традиционной сульфидизации руды с последующим флотационным обогащением сульфида цинка и его переработки пирогидрометаллургического способа на гидрометаллургический способ выщелачивания руды при окислительно-восстановительных потенциалах 380-420 мВ, позволяющих количественно перевести в раствор цинк, марганец, железо, и осаждение металлов в виде концентратов и технических солей, а также получение побочно аммиачной селитры.The technical result of the invention is the creation of an environmentally friendly process for the integrated processing of oxidized zinc ore to produce zinc, lead concentrates and technical salts of manganese, sodium, ammonium nitrate sulfates and extraction of silica into a technical product - aerosil by replacing traditional ore sulfidization with subsequent flotation of zinc sulfide and its method of processing the pyrohydrometallurgical method to the hydrometallurgical method of ore leaching during oxidation-reduction tanovitelnyh 380-420 mV potentials allowing quantitatively transferred to a solution of zinc, manganese, iron, and precipitation of metals in the form of concentrates and technical salts and by-produced ammonium nitrate.

Сущность и преимущества предлагаемого способа могут быть пояснены следующими примерами.The essence and advantages of the proposed method can be illustrated by the following examples.

Figure 00000018
Figure 00000018

Figure 00000019
Figure 00000019

Figure 00000020
Figure 00000020

Пример 1. Выщелачивание.Example 1. Leaching.

1-я стадия. В стеклянную химическую коническую колбу объемом 500 см3 загружают 300 см3 воды, расчетное количество серной кислоты H2SO4 27,79 г и при перемешивании (450-500 мин-1) навеску 100 г окисленной цинковой руды крупностью -0,074 мм 80%. Нагрев пульпы осуществляют электронагревателем с электронным регулятором температуры через днище колбы. Температуру реакционной среды контролируют контактным термометром. В процессе выщелачивания в реакционную зону, периодически, подают сернистый ангидрид SO2 концентрации 99,5% с удельным расходом 10 дм3/дм3·мин. В примере 1 окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) поддерживали на уровне φ=360 мВ, температуру 80°С, время выщелачивания 3,5 часа. Продолжительность выщелачивания отсчитывают с момента достижения заданного значения ОПВ φ=360 мВ по хронометру. Окислительно-восстановительный потенциал измеряют непрерывно при помощи электродной ячейки, состоящей из платинового и хлор-серебряного электродов и высокоомного электронного преобразователя. Аналогично измеряют рН реакционной среды с тем лишь отличием, что в качестве индикаторного применяют стеклянный электрод. Температуру реакционной среды измеряют непрерывно термометром сопротивления. Показания датчиков ОВП, рН среды Т°С снимаются непрерывно и через высокоомный преобразователь выведены на световое табло. Через 3,5 часа выщелачивания окисленной цинковой руды выключают электроплитку, прекращают подачу сернистого ангидрида, останавливают мешалку и пульпу из колбы переносят на фильтрацию на воронку Бюхнера. Кек выщелачивания на фильтре промывают 50 мл воды. Кек сушат в электросушилке при температуре 110°С. Растворы выщелачивания и кеки анализируют на содержание цинка, марганца, железа на атомно-абсорбционном приборе "Перкин-Эльмер".1st stage. In a 500 cm 3 chemical glass conical flask, 300 cm 3 of water are charged, the calculated amount of sulfuric acid H 2 SO 4 is 27.79 g and, with stirring (450-500 min -1 ), a weighed portion of 100 g of oxidized zinc ore with a particle size of -0.074 mm 80% . The pulp is heated by an electric heater with an electronic temperature controller through the bottom of the bulb. The temperature of the reaction medium is controlled by a contact thermometer. In the process of leaching into the reaction zone, periodically, sulfur dioxide SO 2 concentration of 99.5% with a specific flow rate of 10 dm 3 / dm 3 · min. In example 1, the redox potential (ORP) was maintained at a level of φ = 360 mV, a temperature of 80 ° C, a leaching time of 3.5 hours. The leaching duration is counted from the moment of reaching the set value of the OPV φ = 360 mV according to the chronometer. The redox potential is measured continuously using an electrode cell consisting of platinum and silver-silver electrodes and a high-resistance electronic transducer. Similarly, measure the pH of the reaction medium with the only difference being that a glass electrode is used as an indicator. The temperature of the reaction medium is measured continuously with a resistance thermometer. The readings of the ORP sensors, the pH of the medium T ° C are taken continuously and are displayed on a light panel through a high-resistance converter. After 3.5 hours of leaching of oxidized zinc ore, the electric stove is turned off, the supply of sulfur dioxide is stopped, the stirrer is stopped and the pulp from the flask is transferred to a Buchner funnel for filtration. The leach cake on the filter is washed with 50 ml of water. Cake is dried in an electric dryer at a temperature of 110 ° C. Leaching solutions and cakes are analyzed for zinc, manganese, and iron on a Perkin-Elmer atomic absorption device.

Удельный расход сернистого ангидрида SO2 10 дм3/мин.The specific consumption of sulfur dioxide SO 2 10 DM 3 / min.

Выход раствора 340 см3;The output of the solution is 340 cm 3 ;

состав г/дм3 (г): 15,6 (5,3) Zn; 35,3 (12,0) Mn; 1,7 (0,58) Fe.composition g / dm 3 (g): 15.6 (5.3) Zn; 35.3 (12.0) Mn; 1.7 (0.58) Fe.

Выход кека 75,42 г;The yield of cake is 75.42 g;

состав, %: 1,84 Zn; 1,78 Mn; 37,1 Fe.composition,%: 1.84 Zn; 1.78 Mn; 37.1 Fe.

Степень извлечения, %: цинка 79,2; марганца 89,9; железа 2,0.The degree of extraction,%: zinc 79.2; Manganese 89.9; iron 2.0.

2-я стадия. Навеска кека 1 - 70 г. В стеклянную химическую коническую колбу объемом 800 см3 загружают 500 см3 воды, 27,3 г серной кислоты H2SO4 и при интенсивном перемешивании (450-500 мин-1) навеску в 70 г кека 1 и сернистый ангидрид SO2 с расходной скоростью 12 дм3/дм3·мин. Нагрев реакционной пульпы осуществляли, как в стадии 1. Значения ОВП φ=420 мВ и температуры 80-85°С реакционной пульпы контролировали и регулировали также, как при выщелачивании на стадии 1. Продолжительность выщелачивания составила 3,5 часов.2nd stage. A sample of cake 1–70 g. In a glass chemical conical flask with a volume of 800 cm 3, 500 cm 3 of water, 27.3 g of sulfuric acid H 2 SO 4 are charged and with vigorous stirring (450-500 min -1 ) a sample of 70 g of cake 1 and sulfur dioxide SO 2 with a flow rate of 12 dm 3 / dm 3 · min. The reaction pulp was heated as in stage 1. The ORP values of φ = 420 mV and the temperature of 80-85 ° С were monitored and regulated as in the case of leaching in stage 1. The leaching duration was 3.5 hours.

По анализам продуктов выщелачивания кека 1 получены следующие технологические показатели.According to the analysis of leach products of cake 1, the following technological indicators are obtained.

Выход кека 36,57 грамм;Cake yield 36.57 grams;

состав, %: 2,4 Zn; 0,5 Mn; 7,1 Fe; 2,64 Pb; 1,37 Ca; 25,1 SiO2; 9,1 г/т Ag.composition,%: 2.4 Zn; 0.5 Mn; 7.1 Fe; 2.64 Pb; 1.37 Ca; 25.1 SiO 2 ; 9.1 g / t Ag.

Выход растворов 0,550 дм3,The yield of solutions of 0.550 DM 3 ,

состав, г/дм3: 0,75 Zn; 1,7 Mn; 42,5 Fe; н/об Pb и Ag.composition, g / dm 3 : 0.75 Zn; 1.7 Mn; 42.5 Fe; n / a Pb and Ag.

Степень извлечения Fe 90,0%.The degree of extraction of Fe is 90.0%.

Пример 2. Процесс ведут аналогично примеру 1, однако значение ОВП поддерживали на уровне φ=380 мВ (удельный расход SO2 12 дм3/дм3·мин на 1-й стадии выщелачивания) и 420 мВ, SO2 18 дм3/дм3·мин на 2-й стадии выщелачивания.Example 2. The process is carried out analogously to example 1, however, the ORP value was maintained at a level of φ = 380 mV (specific consumption of SO 2 12 dm 3 / dm 3 · min at the 1st stage of leaching) and 420 mV, SO 2 18 dm 3 / dm 3 · min at the 2nd stage of leaching.

Получены следующие технологические показатели.The following technological indicators are obtained.

1-я стадия.1st stage.

Выход раствора 0,34 дм3, состав, г/дм3.The solution yield is 0.34 dm 3 , composition, g / dm 3 .

Выход кека 73,5 г, состав, %: 1,35 Zn; 0,9 Mn; 36,9 Fe.The yield of cake 73.5 g, composition,%: 1.35 Zn; 0.9 Mn; 36.9 Fe.

Степени извлечения в раствор, %: 85,2 Zn; 95,0 Mn; 5,0 Fe.The degree of extraction in solution,%: 85.2 Zn; 95.0 Mn; 5.0 Fe.

2-я стадия.2nd stage.

Выход кека 36,0 г, состав, %: 1,9 Zn; 0,5 Mn; 7,1 Fe; 2,64 Pb; 1,37 Ca; 25,1 SiO2; 9,1 г/т Ag.The yield of cake 36.0 g, composition,%: 1.9 Zn; 0.5 Mn; 7.1 Fe; 2.64 Pb; 1.37 Ca; 25.1 SiO 2 ; 9.1 g / t Ag.

Степень извлечения в раствор железа 90,5.The degree of extraction into the iron solution is 90.5.

Пример 3. Процесс ведут аналогично примеру 1, однако значение ОВП поддерживали на уровне φ=400 мВ (удельный расход SO2 12 дм3/дм3·мин на 1-й стадии выщелачивания и 420 мВ, SO2 18 дм3/дм3·мин на 2-й стадии выщелачивания.Example 3. The process is carried out analogously to example 1, however, the ORP value was maintained at a level of φ = 400 mV (specific consumption of SO 2 12 dm 3 / dm 3 · min at the 1st stage of leaching and 420 mV, SO 2 18 dm 3 / dm 3 · Min at the 2nd stage of leaching.

Получены следующие технологические показатели.The following technological indicators are obtained.

1-я стадия.1st stage.

Выход раствора 0,34 дм3, состав, г/дм3.The solution yield is 0.34 dm 3 , composition, g / dm 3 .

Выход кека 73,5 г, состав, %: 1,35 Zn; IO,9 Mn; 36,9 Fe.The yield of cake 73.5 g, composition,%: 1.35 Zn; IO, 9 Mn; 36.9 Fe.

Степени извлечения в раствор, %: 85,2 Zn; 95,0 Mn; 5,0 Fe.The degree of extraction in solution,%: 85.2 Zn; 95.0 Mn; 5.0 Fe.

2-я стадия.2nd stage.

Выход кека 36,0 г, состав, %: 1,9 Zn; 0,5 Mn; 7,1 Fe; 2,64 Pb; 1,37 Ca; 25,1 SiO2; 9,1 г/т Ag.The yield of cake 36.0 g, composition,%: 1.9 Zn; 0.5 Mn; 7.1 Fe; 2.64 Pb; 1.37 Ca; 25.1 SiO 2 ; 9.1 g / t Ag.

Степень извлечения в раствор железа 90,5.The degree of extraction into the iron solution is 90.5.

Пример 3. Процесс ведут аналогично примеру 1, однако значение ОВП поддерживали на уровне φ=420 мВ (удельный расход SO2 12 дм3/дм3·мин на 1-й стадии выщелачивания и 420 мВ, SO2 18 дм3/дм3·мин на 2-й стадии выщелачивания.Example 3. The process is carried out analogously to example 1, but the ORP value was maintained at the level of φ = 420 mV (specific consumption of SO 2 12 dm 3 / dm 3 · min at the 1st stage of leaching and 420 mV, SO 2 18 dm 3 / dm 3 · Min at the 2nd stage of leaching.

Получены следующие технологические показатели.The following technological indicators are obtained.

1-я стадия.1st stage.

Выход раствора 0,34 дм3, состав, г/дм3.The solution yield is 0.34 dm 3 , composition, g / dm 3 .

Выход кека 73,5 г, состав, %: 1,35 Zn; 0,9 Mn; 36,9 Fe.The yield of cake 73.5 g, composition,%: 1.35 Zn; 0.9 Mn; 36.9 Fe.

Степени извлечения в раствор, %: 85,2 Zn; 95,0 Mn; 5,0 Fe.The degree of extraction in solution,%: 85.2 Zn; 95.0 Mn; 5.0 Fe.

2-я стадия.2nd stage.

Выход кека 36,0 г, состав, %: 1,9 Zn; 0,5 Mn; 7,1 Fe; 2,64 Pb; 1,37 Ca; 25,1 SiO2; 9,1 г/т Ag.The yield of cake 36.0 g, composition,%: 1.9 Zn; 0.5 Mn; 7.1 Fe; 2.64 Pb; 1.37 Ca; 25.1 SiO 2 ; 9.1 g / t Ag.

Степень извлечения в раствор железа 90,5.The degree of extraction into the iron solution is 90.5.

Пример 4. Процесс ведут аналогично примеру 1, однако значение ОВП поддерживали на уровне φ=440 мВ (удельный расход SO2 12 дм3/дм3·мин на 1-й стадии выщелачивания и 420 мВ, SO2 18 дм3/дм3·мин на 2 стадии выщелачивания.Example 4. The process is carried out analogously to example 1, however, the ORP value was maintained at the level of φ = 440 mV (specific consumption of SO 2 12 dm 3 / dm 3 · min at the 1st stage of leaching and 420 mV, SO 2 18 dm 3 / dm 3 · Min at 2 stages of leaching.

Получены следующие технологические показатели.The following technological indicators are obtained.

1-я стадия.1st stage.

Выход раствора 0,34 дм3, состав, г/дм3.The solution yield is 0.34 dm 3 , composition, g / dm 3 .

Выход кека 73,5 г, состав, %: 1,35 Zn; 0,9 Mn; 36,9 Fe.The yield of cake 73.5 g, composition,%: 1.35 Zn; 0.9 Mn; 36.9 Fe.

Степени извлечения в раствор, %: 85,2 Zn; 95,0 Mn; 5,0 Fe.The degree of extraction in solution,%: 85.2 Zn; 95.0 Mn; 5.0 Fe.

2-я стадия.2nd stage.

Выход кека 36,0 г, состав, %: 1,9 Zn; 0,5 Mn; 7,1 Fe; 2,64 Pb; 1,37 Ca; 25,1 SiO2; 9,1 г/т Ag,The yield of cake 36.0 g, composition,%: 1.9 Zn; 0.5 Mn; 7.1 Fe; 2.64 Pb; 1.37 Ca; 25.1 SiO 2 ; 9.1 g / t Ag,

Степень извлечения в раствор железа 90,5.The degree of extraction into the iron solution is 90.5.

Claims (16)

1. Способ переработки бедных цинковых окисленных руд и концентратов с извлечением цинка, марганца, железа, свинца, серебра, кальция и двуокиси кремния, включающий дробление, измельчение, выщелачивание, осаждение из растворов вышеуказанных компонентов, при этом выщелачивание ведут стадийно: на первой и второй стадиях выщелачивают раствором серной кислоты в присутствии восстановителя при окислительно-восстановительном потенциале φ на первой стадии при φ=380-420 мВ, на второй стадии при φ=420-460 мВ, на третьей стадии выщелачивают аммиачно-карбонатным раствором состава (г/дм3) 60-110 NH3 общ. и 30-65 СO2 общ., на четвертой стадии - азотной кислотой НNО3, на пятой стадии проводят сульфатизирующий обжиг с Н2SO4 конц. с последующим водным выщелачиванием, на шестой стадии - водным раствором фторида аммония кислого NH4HF2, полученные растворы подвергают очистке и проводят из них осаждение цинка, марганца, железа, свинца, серебра, кальция, двуокиси кремния, сульфата натрия, нитрата аммония.1. A method of processing poor zinc oxidized ores and concentrates with the extraction of zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide, including crushing, grinding, leaching, precipitation of the above components from solutions, while the leaching is carried out in stages: on the first and second stages are leached with a solution of sulfuric acid in the presence of a reducing agent with a redox potential φ in the first stage at φ = 380-420 mV, in the second stage at φ = 420-460 mV, in the third stage, ammonia-carbon is leached tnym solution composition (g / dm 3) 60-110 NH 3 commonly. and 30-65 CO 2 total. , in the fourth stage - with nitric acid НNО 3 , in the fifth stage, sulphating roasting with Н 2 SO 4 conc. followed by aqueous leaching, in the sixth stage, with an aqueous solution of ammonium fluoride, acidic NH 4 HF 2 , the resulting solutions are purified and precipitated from them zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium, silicon dioxide, sodium sulfate, ammonium nitrate. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что бедную цинковую окисленную руду, концентрат выщелачивают раствором серной кислоты концентрации (г/дм3): 55,0-65,0 на первой стадии и 90,0-100,0 на второй стадии в присутствии сернистого ангидрида SO2.2. The method according to claim 1, characterized in that the poor zinc oxidized ore, the concentrate is leached with a solution of sulfuric acid concentration (g / DM 3 ): 55.0-65.0 in the first stage and 90.0-100.0 in the second stage in the presence of sulfur dioxide SO 2 . 3. Способ по п.2, отличающийся тем, что выщелачивание на первой и второй стадиях осуществляют при температуре 80-85°С.3. The method according to claim 2, characterized in that the leaching in the first and second stages is carried out at a temperature of 80-85 ° C. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что выщелачивание на первой и второй стадиях осуществляют при продолжительности 3,0-3,5 ч и остаточных концентрациях серной кислоты H2SO4 - 20 г/дм3.4. The method according to claim 3, characterized in that the leaching in the first and second stages is carried out with a duration of 3.0-3.5 hours and residual concentrations of sulfuric acid H 2 SO 4 - 20 g / DM 3 . 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что растворы первой и второй стадий подвергают гидролитической очистке и осуществляют осаждение цинка в виде сульфидного осадка ZnS.5. The method according to claim 4, characterized in that the solutions of the first and second stages are subjected to hydrolytic purification and carry out the deposition of zinc in the form of a sulfide precipitate ZnS. 6. Способ по п.5, отличающийся тем, что из маточных растворов осаждения сульфида цинка выделяют марганец сернокислый при температуре 98°С термогидролизом в условиях перемешивания в течение 1,0-1,5 ч и рН 6,5.6. The method according to claim 5, characterized in that manganese sulfate is isolated from mother liquors for the precipitation of zinc sulfide at a temperature of 98 ° C by thermohydrolysis under stirring for 1.0-1.5 hours and a pH of 6.5. 7. Способ по п.6, отличающийся тем, что из маточных растворов осаждения сульфата марганца выпаркой и последующей сушкой при 180-250°С выделяют натрий сернокислый Na2SO4 безводный.7. The method according to claim 6, characterized in that sodium sulfate Na 2 SO 4 anhydrous is isolated from mother liquors of the precipitation of manganese sulfate by evaporation and subsequent drying at 180-250 ° C. 8. Способ по п.7, отличающийся тем, что из раствора выщелачивания второй стадии выделяют в твердую фазу железо в виде железного купороса FeSO4·7H2O.8. The method according to claim 7, characterized in that the iron in the form of iron sulfate FeSO 4 · 7H 2 O is isolated from the leaching solution of the second stage. 9. Способ по п.8, отличающийся тем, что кек аммиачно-карбонатного выщелачивания третьей стадии обрабатывают на четвертой стадии раствором азотной кислоты НNО3 при температуре 60-70°С, продолжительности 2,0-2,5 ч.9. The method according to claim 8, characterized in that the cake of ammonia-carbonate leaching of the third stage is treated in the fourth stage with a solution of nitric acid HNO 3 at a temperature of 60-70 ° C, duration 2.0-2.5 hours 10. Способ по п.9, отличающийся тем, что из азотнокислых растворов четвертой стадии осаждают сульфид свинца PbS, используемый в качестве свинцового концентрата.10. The method according to claim 9, characterized in that PbS lead sulfide, used as a lead concentrate, is precipitated from nitric acid solutions of the fourth stage. 11. Способ по п.10, отличающийся тем, что кек азотнокислой обработки на пятой стадии подвергают сульфатизирующему обжигу и водному выщелачиванию с получением силикатного кека и раствора, включающего железо и цветные тяжелые металлы.11. The method according to claim 10, characterized in that the nitric acid cake in the fifth stage is subjected to sulfatizing firing and water leaching to obtain silicate cake and a solution comprising iron and non-ferrous heavy metals. 12. Способ по п.11, отличающийся тем, что кек пятой стадии обрабатывают раствором фтористого аммония кислого NH4HF2 с получением в растворе гексафторосиликата аммония (NH4)2SiF6.12. The method according to claim 11, characterized in that the fifth-stage cake is treated with a solution of ammonium fluoride acid NH 4 HF 2 to obtain ammonium hexafluorosilicate (NH 4 ) 2 SiF 6 in a solution. 13. Способ по п.12, отличающийся тем, что из растворов гексафторосиликата аммония выделяют в твердую фазу двуокись кремния путем введения в него водного аммиака.13. The method according to p. 12, characterized in that silicon dioxide is separated into the solid phase from solutions of ammonium hexafluorosilicate by adding aqueous ammonia to it. 14. Способ по п.13, отличающийся тем, что из твердой фазы двуокиси кремния путем промывки и термической сушки получают аэросил.14. The method according to p. 13, characterized in that Aerosil is obtained from the solid phase of silicon dioxide by washing and thermal drying. 15. Способ по п.10, отличающийся тем, что маточные растворы осаждения сульфида свинца PbS используют для получения аммиачной селитры NH4NO3.15. The method according to claim 10, characterized in that the mother liquor precipitation of lead sulfide PbS is used to obtain ammonium nitrate NH 4 NO 3 . 16. Способ по п.13, отличающийся тем, что из маточных растворов выделения двуокиси кремния путем выпарки и отгонки аммиака регенерируют фторид аммония кислый NH4HF2 и в конденсате аммиак водный. 16. The method according to p. 13, characterized in that from the mother liquors of the separation of silicon dioxide by evaporation and distillation of ammonia regenerate ammonium fluoride acid NH 4 HF 2 and aqueous ammonia in the condensate.
RU2010137607/02A 2010-09-10 2010-09-10 Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery RU2441930C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010137607/02A RU2441930C1 (en) 2010-09-10 2010-09-10 Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010137607/02A RU2441930C1 (en) 2010-09-10 2010-09-10 Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2441930C1 true RU2441930C1 (en) 2012-02-10

Family

ID=45853646

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2010137607/02A RU2441930C1 (en) 2010-09-10 2010-09-10 Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2441930C1 (en)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102676805A (en) * 2012-05-30 2012-09-19 巴彦淖尔紫金有色金属有限公司 Low grade zinc concentrate associated lead and silver recovery process
DE102014209314A1 (en) 2014-05-16 2015-11-19 Conrad Kunze Process for processing mineral raw materials
RU2601526C1 (en) * 2015-06-29 2016-11-10 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" Combined method of rebellious lead-zinc ores processing
RU2782839C1 (en) * 2022-04-15 2022-11-03 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Байкальский институт природопользования Сибирского отделения Российской академии наук (БИП СО РАН) Method for processing oxidized lead-zinc ores

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102676805A (en) * 2012-05-30 2012-09-19 巴彦淖尔紫金有色金属有限公司 Low grade zinc concentrate associated lead and silver recovery process
CN102676805B (en) * 2012-05-30 2013-05-01 巴彦淖尔紫金有色金属有限公司 Low grade zinc concentrate associated lead and silver recovery process
DE102014209314A1 (en) 2014-05-16 2015-11-19 Conrad Kunze Process for processing mineral raw materials
RU2601526C1 (en) * 2015-06-29 2016-11-10 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" Combined method of rebellious lead-zinc ores processing
RU2782839C1 (en) * 2022-04-15 2022-11-03 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Байкальский институт природопользования Сибирского отделения Российской академии наук (БИП СО РАН) Method for processing oxidized lead-zinc ores

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104379778B (en) From the method for complex oxide ore deposit and sulfide mine recovery indium, silver, gold and other rare metals, noble metal and base metal
CN100572286C (en) Utilize arsenic-containing waste water to prepare the method for white arsenic
CN103667720B (en) Method for recovering zinc, indium, iron, and lead from high-iron zinc oxide mixture smelted with zinc
RU2736539C1 (en) Method of producing vanadium oxide of a battery grade
CN103101935B (en) Method for preparing lithium carbonate from coal ash
CN105567964B (en) Method for selectively reducing, separating and recycling vanadium and chrome from solution containing vanadium and chrome
CN105039713A (en) Method for leaching solid arsenic out of arsenic sulfide slag through one step and enriching valuable metal
Pagnanelli et al. Preliminary screening of purification processes of liquor leach solutions obtained from reductive leaching of low-grade manganese ores
CN105779774A (en) Lead concentrate and zinc anode mud combined recycling method
CN105907960B (en) The method of lead concentrate and the processing of zinc anode sludge federated resourceization
CN104232941A (en) Method for comprehensive recovery of molybdenum and rhenium from high molybdenum-rhenium concentrate
JP7016463B2 (en) How to collect tellurium
RU2441930C1 (en) Method for treatment of low-grade oxidized zinc ores and concentrates with zinc, manganese, iron, lead, silver, calcium and silicon dioxide recovery
WO2020237312A1 (en) Recovery of titanium products from titanomagnetite ores
JP5375664B2 (en) Method for producing ammonium perrhenate
JP2013155432A (en) Recovery method of bismuth
Wang et al. A new method of full resource utilization of copper slag
CN104743526A (en) Refining process of crude selenium
Darmane et al. Preparation of chemical manganese dioxide from Moroccan pyrolusite mine waste
WO2010096862A1 (en) Zinc oxide purification
AU2013220926B2 (en) Process for zinc oxide production from ore
CN102050495A (en) Process for preparing tetrahydrate manganese chloride by leaching out rhodochrosite with waste acid
RU2437946C2 (en) Procedure for processing vanadium containing raw material
CN101462770B (en) Method for preparing molybdate from molybdenum processing waste
RU2716440C1 (en) Pyrite cinder processing method

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120911

NF4A Reinstatement of patent

Effective date: 20140510

MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20180911