Nothing Special   »   [go: up one dir, main page]

RU2618596C2 - Method of producing zinc oxide - Google Patents

Method of producing zinc oxide Download PDF

Info

Publication number
RU2618596C2
RU2618596C2 RU2015134309A RU2015134309A RU2618596C2 RU 2618596 C2 RU2618596 C2 RU 2618596C2 RU 2015134309 A RU2015134309 A RU 2015134309A RU 2015134309 A RU2015134309 A RU 2015134309A RU 2618596 C2 RU2618596 C2 RU 2618596C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
zinc
ammonia
solution
precipitate
oxide
Prior art date
Application number
RU2015134309A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2015134309A (en
Inventor
Борис Дмитриевич Халезов
Алексей Геннадьевич Крашенинин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority to RU2015134309A priority Critical patent/RU2618596C2/en
Publication of RU2015134309A publication Critical patent/RU2015134309A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2618596C2 publication Critical patent/RU2618596C2/en

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/34—Obtaining zinc oxide
    • 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

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

FIELD: chemistry.
SUBSTANCE: method includes leaching of zinc-containing oxide material by 8-10% of aqueous ammonia at a temperature of 17-25°C, S:L = 1:9 - 1:10 for 20-60 minutes. Further ammonium is destilled from zinc-containing solution at a temperature of 85-95°C until a pH=8-9 to precipitate zinc hydroxide and return the ammonia to prepare an ammonia solution is obtained. Then the separation of zinc hydroxide precipitate is carried out, drying it and direction of the solution remaining after separation of the precipitate, to prepare an ammonia solution, which is recycled to the leach. Thus, as the zinc-containing material, an oxide precipitate is used; it was obtained by neutralizing the mine water solutions of copper-zinc mines lime milk, or a zinc containing dust copper smelting production.
EFFECT: preparation of high purity zinc oxide.
3 cl, 3 dwg, 1 ex

Description

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано для получения оксида цинка из цинксодержащих оксидных материалов.The invention relates to the field of hydrometallurgy and can be used to obtain zinc oxide from zinc-containing oxide materials.

Известен способ получения оксида цинка из производственных отходов, в частности цинковых элюатов шахтных вод, путем предварительной очистки их от железа и меди, обработки полученного раствора щелочным агентом (аммиаком, щелочью или содой) при рН 5-9 с последующим упариванием раствора до плотности 1,2-1,35 и кристаллизацией осадка в течение 24-48 ч, который прокаливают и сушат до получения конечного продукта (патент РФ №2075442, МПК С01G 9/03, опубл. 20.03.1997).A known method of producing zinc oxide from industrial wastes, in particular zinc mine water eluates, by pre-cleaning them from iron and copper, treating the resulting solution with an alkaline agent (ammonia, alkali or soda) at pH 5-9, followed by evaporation of the solution to a density of 1, 2-1.35 and crystallization of the precipitate for 24-48 hours, which is calcined and dried to obtain the final product (RF patent No. 2075442, IPC С01G 9/03, publ. 03.20.1997).

Недостатками способа являются невысокий выход готового продукта (50-70%) и низкое качество получаемого оксида цинка.The disadvantages of the method are the low yield of the finished product (50-70%) and the low quality of the obtained zinc oxide.

Известен способ получения оксида цинка из цинксодержащих продуктов, включающий растворение цинксодержащего сырья в водном растворе серной кислоты с концентрацией 200 г/дм3, выделение цинксодержащего осадка (сульфат цинка) из полученного раствора гидроксидом аммония, обработку полученного осадка карбонатом аммония или бикарбонатом аммония с концентрацией карбонат-иона 25-62 г/дм3 с последующей его сушкой и прокалкой. Полученный продукт содержит 99,5% оксида цинка (патент РФ №2019511, МПК С01G 9/02, опубл. 15.09.1994).A known method of producing zinc oxide from zinc-containing products, including the dissolution of zinc-containing raw materials in an aqueous solution of sulfuric acid with a concentration of 200 g / DM 3 , the allocation of zinc-containing precipitate (zinc sulfate) from the resulting solution with ammonium hydroxide, processing the resulting precipitate with ammonium carbonate or ammonium bicarbonate with a concentration of carbonate -ion 25-62 g / dm 3 followed by drying and calcination. The resulting product contains 99.5% of zinc oxide (RF patent No.2019511, IPC С01G 9/02, publ. 09/15/1994).

Недостатками способа являются высокий расход серной кислоты, отсутствие селективности извлечения цинка при применении в качестве растворителя серной кислоты, а двукратная обработка осадка цинка усложняет технологический процесс.The disadvantages of the method are the high consumption of sulfuric acid, the lack of selectivity for the extraction of zinc when used as a solvent of sulfuric acid, and two-time treatment of zinc precipitate complicates the process.

Известен способ получения оксида цинка из слабоконцентрированных растворов, включающий осаждение цинксодержащего осадка гидроксидом аммония, его прокалку при температуре 125-150°С, обработку цинксодержащего осадка карбонатом или бикарбонатом аммония, который впоследствии вновь сушат и прокаливают при 300-750°С (патент РФ №2389810, МПК С22В 19/34, опубл. 20.05.2010).A known method of producing zinc oxide from weakly concentrated solutions, including the deposition of a zinc-containing precipitate with ammonium hydroxide, its calcination at a temperature of 125-150 ° C, processing the zinc-containing precipitate with ammonium carbonate or bicarbonate, which is subsequently dried again and calcined at 300-750 ° C (RF patent No. 2389810, IPC С22В 19/34, publ. 05.20.2010).

Недостатками способа являются применение двукратной обработки аммиачными солями: сначала раствора, затем и цинксодержащего осадка для его перечистки, применение промежуточных операций сушки (прокалки), что усложняет технологический процесс получения оксида цинка.The disadvantages of the method are the use of double treatment with ammonia salts: first a solution, then a zinc-containing precipitate for its purification, the use of intermediate drying (calcining) operations, which complicates the process of producing zinc oxide.

Известен способ извлечения цинка из доменных шламов, принятый за прототип, включающий выщелачивание цинксодержащего оксидного материала аммиачно-карбонатным раствором (Ж:Т=5:1) в течение 30-60 минут, при температуре 35-45°С, концентрации аммиака 75-125 г/л и отношении NH3:СО2 = 2:1, выделение осадка в виде основного карбоната цинка из раствора дистилляцией аммиака при температуре 95-100°С до конечной концентрации аммиака в растворе 0,1 г/л, возвращение аммиака на приготовление аммиачно-карбонатного раствора и направление осадка на прокаливание с получением технического оксида цинка (патент РФ №2055921, МПК C22В 7/00, 19/00, опубл. 10.03.1996).A known method of extracting zinc from blast furnace slurry, adopted as a prototype, including leaching of zinc-containing oxide material with an ammonia-carbonate solution (W: T = 5: 1) for 30-60 minutes, at a temperature of 35-45 ° C, an ammonia concentration of 75-125 g / l and the ratio of NH 3 : CO 2 = 2: 1, the precipitate in the form of basic zinc carbonate from the solution by distillation of ammonia at a temperature of 95-100 ° C to a final concentration of ammonia in solution of 0.1 g / l, the return of ammonia to cooking ammonia-carbonate solution and the direction of the precipitate for calcination with technical zinc oxide (RF patent No. 2055921, IPC C22B 7/00, 19/00, publ. 10.03.1996).

Недостатками способа являются получение оксида цинка технического качества, применение подогрева раствора при проведении выщелачивания и использование в процессе дорогого аммиаксодержащего выщелачивающего реагента - карбоната аммония.The disadvantages of the method are the production of zinc oxide of technical quality, the use of heating the solution during leaching, and the use of an expensive ammonia-containing leaching reagent - ammonium carbonate.

Техническим результатом заявляемого изобретения является получение оксида цинка повышенной чистоты путем селективного аммиачного выщелачивания его из цинксодержащих оксидных материалов с образованием прочных комплексов Zn(NH3)m⋅(OH)n и последующим выделением гидратов цинка дистилляцией аммиака при нагревании цинксодержащего раствора.The technical result of the claimed invention is the production of zinc oxide of high purity by selective ammonia leaching of it from zinc-containing oxide materials with the formation of durable Zn (NH 3 ) m ⋅ (OH) n complexes and the subsequent separation of zinc hydrates by distillation of ammonia by heating a zinc-containing solution.

Указанный результат достигается тем, что в способе получения оксида цинка, включающем выщелачивание цинксодержащего оксидного материала аммиачным раствором, осаждение цинка из раствора дистилляцией аммиака с возвращением аммиака на приготовление аммиачного раствора, отделение цинксодержащего осадка и его сушку, согласно изобретению выщелачивание цинксодержащего оксидного материала ведут 8-10%-ным водным раствором аммиака при температуре 17-25°С, Т:Ж = 1:9 - 1:10, дистилляцию аммиака осуществляют из цинксодержащего раствора до получения рН=8-9 с выпадением в осадок гидроксида цинка, а раствор, оставшийся после отделения осадка, направляют на приготовление аммиачного раствора. При этом выщелачивание цинксодержащего оксидного материала ведут в течение 20-60 минут, а в качестве цинксодержащего оксидного материала используют осадок, полученный нейтрализацией растворов шахтного водоотлива медно-цинковых рудников известковым молоком, или цинксодержащие пыли медеплавильного производства.This result is achieved by the fact that in the method of producing zinc oxide, comprising leaching a zinc-containing oxide material with an ammonia solution, precipitating zinc from the solution by distillation of ammonia with the return of ammonia to prepare the ammonia solution, separating the zinc-containing precipitate and drying it, according to the invention, leaching of the zinc-containing oxide material 8 10% aqueous ammonia at a temperature of 17-25 ° C, T: W = 1: 9 - 1:10, ammonia is distilled from a zinc-containing solution to obtain a pH = 8- 9 with precipitation of zinc hydroxide, and the solution remaining after separation of the precipitate is sent to the preparation of an ammonia solution. In this case, the leaching of the zinc-containing oxide material is carried out for 20-60 minutes, and the precipitate obtained by neutralizing the solutions of mine drainage of copper-zinc mines with lime milk or zinc-containing dust from copper smelting is used as the zinc-containing oxide material.

Проведение выщелачивания цинксодержащего оксидного материала 8-10%-ным водным раствором аммиака при температуре 17-25°С, Т:Ж = 1:9 - 1:10 способствует селективному выщелачиванию цинка без активизации других металлов, содержащихся в выщелачиваемом сырье, обеспечивая повышенную чистоту конечного цинксодержащего осадка. Проведение выщелачивания при концентрациях аммиака менее 8% снижает извлечение цинка в раствор, а увеличение концентрации аммиака более 10% не приводит к дальнейшему повышению извлечения цинка в раствор и увеличивает расход аммиака (фиг. 1). Максимальное извлечение цинка в раствор до 90% достигнуто при 9-10%-ной исходной концентрации NH3, Т:Ж = 1:9 - 1:10 в течение 20-60 минут.Leaching of zinc-containing oxide material with an 8-10% aqueous solution of ammonia at a temperature of 17-25 ° C, T: W = 1: 9 - 1:10 promotes selective leaching of zinc without activating other metals contained in the leached raw material, providing increased purity final zinc-containing precipitate. Leaching at ammonia concentrations of less than 8% reduces the extraction of zinc into the solution, and an increase in the concentration of ammonia more than 10% does not further increase the extraction of zinc in the solution and increases the consumption of ammonia (Fig. 1). The maximum extraction of zinc in solution up to 90% was achieved at 9-10% initial concentration of NH 3 , T: W = 1: 9 - 1:10 for 20-60 minutes.

Осуществление дистилляции аммиака из цинксодержащего раствора до получения рН=8-9 обеспечивает полное выделение цинка из раствора в виде осадка гидроксида цинка повышенной чистоты и отгонку аммиака, который возвращают на приготовление аммиачного раствора для выщелачивания.The distillation of ammonia from a zinc-containing solution to obtain a pH of 8–9 ensures the complete release of zinc from the solution in the form of a precipitate of zinc hydroxide of high purity and distillation of ammonia, which is returned to the preparation of an ammonia solution for leaching.

На фиг. 2 представлена зависимость температуры раствора (1), содержания в нем цинка (2), аммиака (3) и pH (4) от продолжительности нагревания цинксодержащего раствора, полученного при выщелачивании.In FIG. Figure 2 shows the dependence of the temperature of the solution (1), the content of zinc (2), ammonia (3) and pH (4) in it on the duration of heating of the zinc-containing solution obtained by leaching.

При осуществлении дистилляции содержание аммиака при нагревании раствора понижалось с 34 до 0,7 г/дм3 (фиг. 2 (3). Водородный показатель (pH) вначале линейно уменьшается с 11,28 до 9,4, а в последний период сократился до 8,5 (фиг. 2 (4). Содержание цинка в растворе вначале повышалось за счет испарения аммиака и частично воды. Затем при рН=10,5 началось выпадение гидрата цинка, что привело к постепенному снижению количества цинка в растворе. И, наконец, при достижении рН=8,5 содержание цинка в растворе уменьшилось от 0,55 до 0,05 г/дм3 (фиг. 2 (2). При повышении температуры от 20 до 90-91°С (фиг. 2 (1) в течение первых 40 минут происходит постепенное снижение концентрации аммиака с 34 до 0,7 г/дм3 (фиг. 2 (3) и рН раствора с 11,28 до 11,0 (фиг. 2 (4). Дальнейшее поддержание температуры раствора в области 90-91°С (фиг. 2 (1) приводит к снижению концентрации аммиака и рН до 8,5 и выпадению осадка Zn(OH)2 (фиг. 2 (2).During distillation, the ammonia content during heating of the solution decreased from 34 to 0.7 g / dm 3 (Fig. 2 (3). The hydrogen index (pH) initially linearly decreases from 11.28 to 9.4, and in the last period it decreased to 8.5 (Fig. 2 (4). The zinc content in the solution initially increased due to the evaporation of ammonia and partially water. Then, at pH = 10.5, zinc hydrate precipitation began, which led to a gradual decrease in the amount of zinc in the solution. And, finally , when reaching pH = 8.5, the zinc content in the solution decreased from 0.55 to 0.05 g / dm 3 (Fig. 2 (2). With increasing temperature urine from 20 to 90-91 ° C (Fig. 2 (1) during the first 40 minutes there is a gradual decrease in the concentration of ammonia from 34 to 0.7 g / dm 3 (Fig. 2 (3) and the pH of the solution from 11.28 to 11.0 (Fig. 2 (4). Further maintaining the temperature of the solution in the region of 90-91 ° C (Fig. 2 (1) leads to a decrease in the concentration of ammonia and pH to 8.5 and precipitation of Zn (OH) 2 ( Fig. 2 (2).

Объединение аммиачного раствора, полученного улавливанием паров аммиака в барботере, с раствором, оставшимся после отделения осадка гидроксида цинка фильтрацией, и направление объединенного раствора на выщелачивание новых порций цинксодержащего оксидного материала позволяет возвратить выщелачивающий реагент в начало технологической схемы, что улучшает экологические и экономические показатели процесса получения оксида цинка повышенной чистоты.The combination of the ammonia solution obtained by trapping ammonia vapor in a bubbler with the solution remaining after separation of the zinc hydroxide precipitate by filtration, and the direction of the combined solution to leach new portions of zinc-containing oxide material allows the leaching reagent to be returned to the beginning of the technological scheme, which improves the environmental and economic performance of the production high purity zinc oxide.

На фигуре 3 приведена технологическая схема получения чистого оксида цинка из цинксодержащих оксидных материалов, предусматривающая замкнутый оборот растворов и возможность использования железосодержащего осадка в черной металлургии.The figure 3 shows the technological scheme for producing pure zinc oxide from zinc-containing oxide materials, providing for a closed circulation of solutions and the possibility of using iron-containing precipitate in ferrous metallurgy.

Заявленный способ прошел испытания в лабораторных условиях на цинксодержащем оксидном многокомпонентном осадке, полученном при нейтрализации известковым молоком растворов шахтного водоотлива медно-цинковых рудников.The claimed method has been tested in laboratory conditions on a zinc-containing oxide multicomponent sludge obtained by neutralizing with lime milk solutions of mine drainage of copper-zinc mines.

Пример.Example.

Цинксодержащий оксидный осадок, содержащий, мас.%: 20-30 Fe; 1-5 Al; 1.5-2 Ca+Mg; 0.1-0.5 SiO2; 1-5 Zn, при перемешивании в течение 20-60 минут обрабатывали в 10%-ном растворе аммиака, при Т:Ж=9 и температуре 20°С. После фильтрации пульпы аммиачный раствор содержал от 2.3 до 6 г⋅дм-3 цинка. Дистилляцию аммиака осуществляли при нагревании до температуры 85-95°С и получении рН 8-9, пары аммиака улавливали в барботере, а выпавший осадок гидроксида цинка отфильтровывали и сушили. Раствор, оставшийся после отделения осадка гидроксида цинка фильтрацией, объединяли с аммиачным раствором, полученным улавливанием паров аммиака в барботере, и объединенный раствор направляли на выщелачивание новых порций цинксодержащего оксидного материала. Состав объединенного раствора: NH3=10.9-11.5%; Zn=0.45-0.50 г⋅дм-3. Состав полученного цинкового осадка: ZnO=89.3-91.0% (примеси Cu, Fe и др. - не более 0,001%) что соответствует формуле ZnO⋅5H2O.Zinc-containing oxide precipitate containing, wt.%: 20-30 Fe; 1-5 Al; 1.5-2 Ca + Mg; 0.1-0.5 SiO 2 ; 1-5 Zn, with stirring for 20-60 minutes was treated in a 10% solution of ammonia, at T: W = 9 and a temperature of 20 ° C. After filtering the pulp, the ammonia solution contained from 2.3 to 6 g⋅dm -3 of zinc. Ammonia was distilled by heating to a temperature of 85-95 ° С and obtaining a pH of 8-9, ammonia vapors were trapped in a bubbler, and the precipitated zinc hydroxide precipitate was filtered off and dried. The solution remaining after separation of the zinc hydroxide precipitate by filtration was combined with an ammonia solution obtained by trapping ammonia vapors in a bubbler, and the combined solution was sent to leach new portions of zinc-containing oxide material. The composition of the combined solution: NH 3 = 10.9-11.5%; Zn = 0.45-0.50 g⋅dm -3 . The composition of the obtained zinc precipitate: ZnO = 89.3-91.0% (impurities of Cu, Fe, etc. - not more than 0.001%), which corresponds to the formula ZnO⋅5H 2 O.

Claims (3)

1. Способ получения оксида цинка из цинксодержащего оксидного материала, включающий выщелачивание цинксодержащего оксидного материала аммиачным раствором, осаждение цинксодержащего осадка из цинксодержащего раствора дистилляцией аммиака с возвращением аммиака на приготовление аммиачного раствора, отделение цинксодержащего осадка и его сушку, отличающийся тем, что выщелачивание ведут 8-10%-ным водным раствором аммиака при температуре 17-25°C и Т:Ж=1:9-1:10, дистилляцию аммиака из цинксодержащего раствора осуществляют до получения рН 8-9 с выпадением цинксодержащего осадка в виде гидроксида цинка, при этом раствор, оставшийся после отделения осадка гидроксида цинка, направляют на приготовление аммиачного раствора. 1. A method of producing zinc oxide from a zinc-containing oxide material, comprising leaching the zinc-containing oxide material with an ammonia solution, precipitating the zinc-containing precipitate from the zinc-containing solution by distillation of ammonia, and returning ammonia to the preparation of the ammonia solution, separating the zinc-containing precipitate and drying it, characterized in that 10% aqueous ammonia at a temperature of 17-25 ° C and T: W = 1: 9-1: 10, the distillation of ammonia from a zinc-containing solution is carried out to obtain a pH of 8-9 with deniem zinciferous precipitate to form zinc hydroxide, wherein the solution remaining after separation of the zinc hydroxide sludge is directed to the preparation of ammonia solution. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выщелачивание цинксодержащего оксидного материала ведут в течение 20-60 мин.2. The method according to p. 1, characterized in that the leaching of zinc-containing oxide material is carried out for 20-60 minutes 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве цинксодержащего оксидного материала используют осадок, полученный нейтрализацией растворов шахтного водоотлива медно-цинковых рудников известковым молоком, или цинксодержащие пыли медеплавильного производства.3. The method according to p. 1, characterized in that as a zinc-containing oxide material, a precipitate is used, obtained by neutralizing solutions of mine drainage of copper-zinc mines with lime milk, or zinc-containing dust from copper smelting production.
RU2015134309A 2015-08-14 2015-08-14 Method of producing zinc oxide RU2618596C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015134309A RU2618596C2 (en) 2015-08-14 2015-08-14 Method of producing zinc oxide

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015134309A RU2618596C2 (en) 2015-08-14 2015-08-14 Method of producing zinc oxide

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2015134309A RU2015134309A (en) 2017-02-16
RU2618596C2 true RU2618596C2 (en) 2017-05-04

Family

ID=58454326

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2015134309A RU2618596C2 (en) 2015-08-14 2015-08-14 Method of producing zinc oxide

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2618596C2 (en)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2285465A1 (en) * 1974-09-19 1976-04-16 Int Nickel Canada Recovery of non-ferrous metals from sulphate solns. - by pptn. with hydrogen sulphide and lime followed by froth flotation
RU2019511C1 (en) * 1991-07-17 1994-09-15 Институт металлургии и обогащения АН Республики Казахстан Process for preparing zinc oxide from zinc containing products
WO1995030626A1 (en) * 1994-05-04 1995-11-16 Metals Recycling Technologies Corp. Recovery of chemical values from industrial wastes
US6132621A (en) * 1995-01-12 2000-10-17 Bammens Groep B.V. Method of selectively removing zinc from acid effluents
CA2415732A1 (en) * 2000-07-14 2002-01-24 Noranda Inc. Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method
US20030082084A1 (en) * 2001-05-30 2003-05-01 Cort Steven L. Methods for removing heavy metals from water using chemical precipitation and field separation methods
RU2294316C1 (en) * 2005-06-07 2007-02-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Орловский государственный технический университет" (ОрелГТУ) Method of purification of acid waste water from zinc

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2285465A1 (en) * 1974-09-19 1976-04-16 Int Nickel Canada Recovery of non-ferrous metals from sulphate solns. - by pptn. with hydrogen sulphide and lime followed by froth flotation
RU2019511C1 (en) * 1991-07-17 1994-09-15 Институт металлургии и обогащения АН Республики Казахстан Process for preparing zinc oxide from zinc containing products
WO1995030626A1 (en) * 1994-05-04 1995-11-16 Metals Recycling Technologies Corp. Recovery of chemical values from industrial wastes
US6132621A (en) * 1995-01-12 2000-10-17 Bammens Groep B.V. Method of selectively removing zinc from acid effluents
CA2415732A1 (en) * 2000-07-14 2002-01-24 Noranda Inc. Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method
US20030082084A1 (en) * 2001-05-30 2003-05-01 Cort Steven L. Methods for removing heavy metals from water using chemical precipitation and field separation methods
RU2294316C1 (en) * 2005-06-07 2007-02-27 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Орловский государственный технический университет" (ОрелГТУ) Method of purification of acid waste water from zinc

Also Published As

Publication number Publication date
RU2015134309A (en) 2017-02-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR101021454B1 (en) Method for recovering rare metals in a zinc leaching process
CN105271632B (en) A kind of method of electroplating sludge synthetical recovery
CN102121068B (en) Method for preparing vanadium pentoxide
CN110100020A (en) The method for recycling lithium
JP6336469B2 (en) Method for producing scandium-containing solid material with high scandium content
JP2015113267A (en) Separation/recovery method of tellurium
CN103993172B (en) The processing method of iron-containing liquor
KR20080094898A (en) Recovery of solid magnesium sulfate hydrate
CN113677813A (en) Lithium recovery and purification
WO2019143264A1 (en) Method of producing scandium oxide from scandium-containing concentrates
RU2623948C1 (en) Method of integrated treatment of pyrite cinders
WO2014124494A1 (en) Catalytic zinc oxide
RU2571244C1 (en) Method for obtaining pure tungstic acid
RU2535690C2 (en) Method of obtaining magnesium oxide
RU2618596C2 (en) Method of producing zinc oxide
CN111573702A (en) Method for preparing potassium alum by using sulfuric acid method lithium extraction leaching solution
AU2014360655B2 (en) Process for producing refined nickel and other products from a mixed hydroxide intermediate
CN110004292B (en) Process for purifying waste manganese sulfate solution to reduce content of calcium and magnesium
CN110972482B (en) Beneficiation method for low-grade zinc-containing raw ore
RU2348716C1 (en) Method of vanadium extraction
US1912332A (en) Recovery of zinc compounds from technical zinc liquors
CN104085903A (en) Method for separating and purifying sodium hydroxide from arsenic-containing sodium hydroxide solution
RU2555261C1 (en) Lead production method
EP2759610B1 (en) Process for the recovery of iron as hematite and other metallic values from a sulphate leach solution
RU2448175C1 (en) Method of processing manganese-containing material

Legal Events

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

Effective date: 20200815