BG66863B1 - Method for recycling slag from copper production - Google Patents
Method for recycling slag from copper production Download PDFInfo
- Publication number
- BG66863B1 BG66863B1 BG111737A BG11173714A BG66863B1 BG 66863 B1 BG66863 B1 BG 66863B1 BG 111737 A BG111737 A BG 111737A BG 11173714 A BG11173714 A BG 11173714A BG 66863 B1 BG66863 B1 BG 66863B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- gel
- subjected
- temperature
- liquid phase
- slag
- Prior art date
Links
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Област на техникатаField of technology
Изобретението се отнася до метод за преработка на медни шлаки, получени при производството на мед по пирометалургичен метод.The invention relates to a method for processing copper slag obtained in the production of copper by pyrometallurgical method.
Предшестващо състояние на техникатаBACKGROUND OF THE INVENTION
При производството на мед по пирометалургичен метод пиритът се окислява до железен оксид, който в присъствието на силициев диоксид образува фаялит (Fe2SiO4), главна съставна част на шлаката. Шлаката обикновено директно се отлага в шлакохранилища или се използва за баластра за пътища, насипи, материал за пясъкоструйна обработка, желязосъдържаща добавка към цимент или материал за керемиди. Усилията за преработка на шлаката са насочени главно към извличане на ценни метали като мед и цинк, при което количеството й не се редуцира съществено.In the production of copper by pyrometallurgical method, pyrite is oxidized to iron oxide, which in the presence of silicon dioxide forms fayalite (Fe 2 SiO 4 ), the main component of the slag. The slag is usually deposited directly in slag storage or used for road ballast, embankments, sandblasting material, iron-containing cement additive or tile material. Efforts for slag processing are mainly focused on the extraction of precious metals such as copper and zinc, where the amount is not significantly reduced.
US 4,001,011 А описва пирометалургичен метод за извличане на желязната фаза от медни шлаки. Води се при високи температури 1400-1500°С. Не се използват реагенти, а навъглеродител (редуктор) - кокс. Не се цели пълно рециклиране на шлаката, а само на част от желязото. Силициевата фракция е нова шлака, която се депонира като отпадък.US 4,001,011 A describes a pyrometallurgical method for extracting the iron phase from copper slag. It is kept at high temperatures 1400-1500 ° С. No reagents are used, but a carbon (reducer) - coke. The aim is not to completely recycle the slag, but only part of the iron. The silicon fraction is a new slag that is disposed of as waste.
От DE 199 46 326 А1 е известен метод за рециклиране на фаялит съдържаща шлака, който включва обработване на гранулираната шлака със сярна киселина, окисление на железните съединения в шлаката при температура от 550 до 750°С за време от 1 до 4 h, филтруване на шлаката при стайна температура и разтваряне на съединенията на цветни метали - Zn, Си.DE 199 46 326 A1 discloses a method for recycling slag-containing felite, which comprises treating the granulated slag with sulfuric acid, oxidizing the iron compounds in the slag at a temperature of 550 to 750 ° C for 1 to 4 hours, filtering slag at room temperature and dissolution of non-ferrous metal compounds - Zn, Cu.
Описаните процеси не осигуряват извличане на железните оксиди и силициевия диоксид от шлаката.The described processes do not provide extraction of iron oxides and silicon dioxide from the slag.
ЕР 2 331 717 В1 разкрива метод за рециклиране на медни шлаки, съдържащи железен силикат фаялит, при който фаялитът се окислява на въздух при температура 700-1100°С и времетраене от 3 до 5 h до получаване на смес от магнетит, хематит и кварц. Сместа се третира с хидроксид или карбонат на алкален метал до получаване на смес от силикат на алкален метал и железни оксиди, която се смесва с вода и се нагрява при атмосферно налягане до температура 100°С или при налягане 0.6 до 1.5 МРа и температура 150-250°С, при което силикатът преминава във воден разтвор под формата на силикат на алкален метал и/или разтвор на силиций в хидроксид на алкален метал, а неразтворените железни оксиди се отделят чрез утаяване или филтруване и се промиват с воден разтвор на солна или сярна киселина с концентрация до 0.25М. В резултат се получава железен концентрат и силикат на алкален метал и/или разтвор на силиций в хидроксид на алкален метал, който може да бъде използван за производство на водно стъкло, без да се описват процеси за получаване на крайни полезни продукти железни оксиди и аморфен силициев диоксид.EP 2 331 717 B1 discloses a method for recycling copper slag containing iron silicate fayalite, in which fayalite is oxidized in air at a temperature of 700-1100 ° C and a duration of 3 to 5 hours to obtain a mixture of magnetite, hematite and quartz. The mixture is treated with an alkali metal hydroxide or carbonate to give a mixture of alkali metal silicate and iron oxides, which is mixed with water and heated at atmospheric pressure to a temperature of 100 ° C or at a pressure of 0.6 to 1.5 MPa and a temperature of 150- 250 ° C, in which the silicate passes into an aqueous solution in the form of an alkali metal silicate and / or a solution of silicon in an alkali metal hydroxide, and the undissolved iron oxides are separated by precipitation or filtration and washed with aqueous saline or sulfur. acid with a concentration of up to 0.25M. The result is an iron concentrate and alkali metal silicate and / or a solution of silicon in alkali metal hydroxide, which can be used for the production of water glass, without describing the processes for obtaining the final useful products iron oxides and amorphous silicon. dioxide.
При всеки от описаните известни методи не се намалява съществено количеството на отпадните продукти, което създава условие за замърсяване на околната среда.Each of the described known methods does not significantly reduce the amount of waste products, which creates a condition for environmental pollution.
Техническа същност на изобретениетоTechnical essence of the invention
Целта на изобретението е да се създаде метод за преработка на медни шлаки до полезни продукти - железни пелети и аморфен силициев диоксид - силикагел, с което се решава екологичен проблем, свързан със съществено намаляване на количеството на отпадъчните продукти и разходите за тяхното депониране.The aim of the invention is to provide a method for processing copper slag to useful products - iron pellets and amorphous silica - silica gel, which solves an environmental problem associated with a significant reduction in the amount of waste products and the cost of their disposal.
Методът за преработка на медни шлаки, съдържащи железен силикат - фаялит, включва окисляване на фаялита във въздушна среда, разпадането му до смес от железни оксиди и силициев диоксид и третиране на получената смес с разтвор на натриев хидроксид. Съгласно изобретението фаялитът от шлаката се окислява и разпада до железни оксиди и силициев диоксид при температура от 800 до 850°С и времетраене от 3 до 5 h. Окислената шлака се смесва с разтвор на натриев хидроксид във вода с концентрация 30-90 g/Ι и се подлага на извличане в автоклав при температура от 160 до 250°С, автогенно налягане на водните пари от 0.6 до 4 МРа, при непрекъснато разбъркване и продължителност на процеса 3-9 h, при което силициевият диоксид се разтваря в натриевия хидроксид до получаване на реакционна течна фаза, съдържаща натриев силикат. Течната фаза се отделя, а твърдата фаза от железни оксиди се подлага на повторно извличане в автоклав, като се промива с вода при температура от 150The method for processing copper slag containing iron silicate - fayalite, involves oxidation of fayalite in air, its decomposition to a mixture of iron oxides and silicon dioxide and treatment of the resulting mixture with sodium hydroxide solution. According to the invention, the slag fayalite is oxidized and decomposed to iron oxides and silica at a temperature of 800 to 850 ° C and a duration of 3 to 5 hours. The oxidized slag is mixed with a solution of sodium hydroxide in water with a concentration of 30-90 g / Ι and subjected to extraction in an autoclave at a temperature of 160 to 250 ° C, autogenous water vapor pressure of 0.6 to 4 MPa, with constant stirring and the duration of the process is 3-9 hours, during which the silica is dissolved in sodium hydroxide to give a reaction liquid phase containing sodium silicate. The liquid phase is separated and the solid phase of iron oxides is re-extracted in an autoclave by washing with water at a temperature of 150
Описания на издадени патенти за изобретения № 05.1/15.05.2019 до 250°С, автогенно налягане на водните пари от 0.6 до 4 МРа и при непрекъснато разбъркване. Получената суспензия се подлага на вакуумно филтруване, като твърдата фаза от железни оксиди се отделя за пелетизиране, а течната фаза, представляваща разтвор на натриев силикат, се смесва с реакционната течна фаза от първото извличане и се подлага на обработка чрез подкиселяване със солна киселина до отделяне на колоиден силициев хидроксид, който полимеризира и кондензира до гел. Получената колоидна система се центрофугира, промива за отстраняване на разтворимите соли и филтрува за отделяне на гела, който се подлага на сушене до получаване на фин, прахообразен аморфен силициев оксид (силикагел).Descriptions of issued patents for inventions № 05.1 / 15.05.2019 up to 250 ° С, autogenous water vapor pressure from 0.6 to 4 MPa and with continuous stirring. The resulting suspension is subjected to vacuum filtration, the solid phase of iron oxides is separated for pelleting, and the liquid phase, which is a solution of sodium silicate, is mixed with the reaction liquid phase from the first extraction and treated by acidification with hydrochloric acid until separation. of colloidal silicon hydroxide, which polymerizes and condenses to a gel. The resulting colloidal system was centrifuged, washed to remove soluble salts, and filtered to separate the gel, which was dried to obtain a fine, powdered amorphous silica (silica gel).
При един вариант на изпълнение на изобретението подкиселяването се извършва със солна киселина при стайна температура, докато се достигне pH 2, при което процесът на пресищане на разтвора и получаване на гел е 12-24 h.In one embodiment of the invention, the acidification is carried out with hydrochloric acid at room temperature until pH 2 is reached, wherein the process of saturating the solution and obtaining a gel is 12-24 hours.
При втори вариант на изпълнение на изобретението подкиселяването се извършва със солна киселина при температура в интервала от 60 до 90°С, докато се достигне pH 6, при което процесът на пресищане на разтвора и получаване на гел е 6-12 h.In a second embodiment of the invention, the acidification is carried out with hydrochloric acid at a temperature in the range of 60 to 90 ° C until a pH of 6 is reached, wherein the process of saturating the solution and obtaining a gel is 6-12 hours.
Сушенето на гела се провежда в сушилна при 60-90°С в продължение на 24-48 h или в разпръскваща сушилна инсталация под вакуум и температура 300-800°С за получаване на силикагел със зададени размери на зърната и повърхност.Drying of the gel is carried out in an oven at 60-90 ° C for 24-48 hours or in a spray drying installation under vacuum and temperature 300-800 ° C to obtain silica gel with predetermined grain sizes and surface.
Предимствата на метода съгласно изобретението се състоят в получаване на полезни продукти от промишлен отпадък от медното производство, с което се решава екологичен проблем, свързан с намаляване на количеството на отпадъчните продукти и разходите за тяхното депониране. Качеството на получените полезни продукти - железни пелети и аморфен силициев диоксид е високо.The advantages of the method according to the invention consist in obtaining useful products from industrial waste from copper production, which solves an environmental problem related to the reduction of the amount of waste products and the costs for their disposal. The quality of the obtained useful products - iron pellets and amorphous silica is high.
Пояснение на приложената фигураExplanation of the attached figure
Фигура 1 представлява технологична схема за преработка на медни шлаки съгласно изобретението.Figure 1 is a flow chart for the processing of copper slag according to the invention.
Примери за изпълнение на изобретениетоExamples of the invention
Методът за преработка на медни шлаки, получени при пирометалургичното производство на мед, включва следните етапи (фиг. 1):The method for processing copper slag obtained in the pyrometallurgical production of copper includes the following steps (Fig. 1):
I. ПресяванеI. Screening
Шлаката се пресява със сито с размери 100 меша с цел да се отстранят по-големи по размер, случайно попаднали неорганични и органични материали, които могат да влияят на процеса на окисление.The slag is sieved with a 100 mesh sieve in order to remove larger, incidental inorganic and organic materials that may affect the oxidation process.
II. Термично окисление на шлакатаII. Thermal oxidation of slag
Пресятата шлака се окислява в пещ при вариране на технологичните параметри: температура на окисление и време на окисление. Пещният агрегат може да бъде: 1) стационарен, с продухване с окислителен газ в режим на „кипящ” или „псевдокипящ” слой; 2) въртяща се пещ, без или със размесване на шлаката.The sieved slag is oxidized in a furnace with varying technological parameters: oxidation temperature and oxidation time. The furnace unit can be: 1) stationary, with blowing with oxidizing gas in the mode of "boiling" or "pseudo-boiling" layer; 2) rotary kiln, without or with slag mixing.
Окислението на фаялита в шлаката се провежда на въздух със или без добавяне в газовата атмосфера на кислород при температури 800-850°С и продължителност от 2 до 4 h. Химически реакции по време на окисление:The oxidation of fayalite in the slag is carried out in air with or without the addition of oxygen to the gas atmosphere at temperatures of 800-850 ° C and duration from 2 to 4 hours. Chemical reactions during oxidation:
2FeO.SiO2 + 1/zO2^Fe2O3 + SiO2 (1)2FeO.SiO 2 + 1 / zO 2 ^ Fe 2 O 3 + SiO 2 (1)
2FeO. SiO2 + 7з O2 -+ Fe3O4 + SiO2 (2)2FeO. SiO 2 + 7z O 2 - + Fe 3 O 4 + SiO 2 (2)
Окислената шлака не трябва да съдържа остатъчен фаялит.Oxidized slag must not contain residual fayalite.
III. ОхлажданеIII. Cooling
Окислената шлака се охлажда до стайна температура, като охлаждането може да се проведе с пещта, в отделен съд или на въздух извън пещното пространство.The oxidized slag is cooled to room temperature, and the cooling can be carried out with the furnace, in a separate vessel or in air outside the furnace space.
IV. СмесванеIV. Mixing
Окислената шлака се смесва с воден разтвор на натриев хидроксид в съотношение шлака - разтвор 1:1 до 1:3. Концентрацията на разтвора е в границите 30-90 g/1.The oxidized slag is mixed with an aqueous solution of sodium hydroxide in a ratio of slag - solution 1: 1 to 1: 3. The concentration of the solution is in the range of 30-90 g / l.
V. Извличане на силикатната фаза под наляганеV. Extraction of the silicate phase under pressure
Етапът се реализира в автоклав при температури 160-25 0°С и съответното автогенно налягане на водните пари; време на задържане при тази температура 3-9 h. В резултат силикатната фаза реагира сThe stage is realized in an autoclave at temperatures of 160-25 0 ° С and the corresponding autogenous water vapor pressure; retention time at this temperature 3-9 h. As a result, the silicate phase reacts with
Описания на издадени патенти за изобретения № 05.1/15.05.2019 натриевия хидроксид и се получава разтвор на натриев силикат. Тъй като процесът се извършва под налягане, след неговия край част от разтвора се изпомпва в серия резервоари за намаляване на налягането и температурата. Суспензията се изважда от автоклава при температура, по-ниска от 100°С.Descriptions of issued patents for inventions № 05.1 / 15.05.2019 sodium hydroxide and a solution of sodium silicate is obtained. As the process is carried out under pressure, after its end part of the solution is pumped into a series of tanks to reduce the pressure and temperature. The suspension is removed from the autoclave at a temperature below 100 ° C.
VI. Филтруване на суспензията с мембранен филтър.VI. Filter the suspension with a membrane filter.
VII. Отделяне на твърдата фаза, съдържаща железни оксиди, от разтвора на натриев силикат.VII. Separation of the solid phase containing iron oxides from the sodium silicate solution.
VIII. Твърдата фаза се смесва с вода в съотношение 1:1 до 1:3.VIII. The solid phase is mixed with water in a ratio of 1: 1 to 1: 3.
IX. Твърдата фаза се връща в автоклава за повторно извличане.IX. The solid phase is returned to the autoclave for re-extraction.
Поради големия вискозитет на разтвора от натриев силикат, част от него обвива зърната от твърда фаза. За пълно извличане на синтезирания натриев силикат от твърдата фаза тя се промива с вода под налягане. Процесът се реализира в автоклав при температури 150-250°С и съответното автогенно налягане на водните пари. Времето на задържане при тази температура е 1-3 h.Due to the high viscosity of the sodium silicate solution, part of it envelops the grains of the solid phase. To completely recover the synthesized sodium silicate from the solid phase, it is washed with pressurized water. The process is carried out in an autoclave at temperatures of 150-250 ° C and the corresponding autogenous water vapor pressure. The retention time at this temperature is 1-3 h.
X. ФилтруванеX. Filtration
Суспензията от етап VIII се филтрува с мембранен филтър.The suspension of step VIII is filtered through a membrane filter.
XI. Отделяне на твърдата фаза от железни оксиди от течната фаза.XI. Separation of the solid phase from iron oxides from the liquid phase.
XII. Пелетизиране на твърдата фаза от железни оксиди.XII. Pelletizing of the solid phase from iron oxides.
XIII. Смесване на течните фазиXIII. Mixing of the liquid phases
Течните фази от първо и второ извличане се смесват.The liquid phases of the first and second extraction are mixed.
XIV. Подкиселяване и пресищане на разтвора и формиране на гел.XIV. Acidification and saturation of the solution and gel formation.
1) . При един вариант на изпълнение на изобретението разтворът на натриев силикат се подкиселява със солна киселина при стайна температура, докато се достигне pH 2, при което процесът на пресищане на разтвора и получаване на гел е 12-24 h.1). In one embodiment of the invention, the sodium silicate solution is acidified with hydrochloric acid at room temperature until pH 2 is reached, whereby the process of saturating the solution and obtaining a gel is 12-24 hours.
2) При втори вариант на изпълнение на изобретението разтворът на натриев силикат се подкиселява със солна киселина при температура в интервала от 60 до 90°С, докато се достигне pH 6, при което процесът на пресищане на разтвора и получаване на гел е 6-12 h.2) In a second embodiment of the invention, the sodium silicate solution is acidified with hydrochloric acid at a temperature in the range of 60 to 90 ° C until a pH of 6 is reached, whereby the process of saturating the solution and obtaining a gel is 6-12 h.
XV. ФилтруванеXV. Filtration
Получената в етап XII суспензия се центрофугира, промива и филтрува. Етапът на промиване се повтаря до отстраняване на разтворимите соли от гела.The suspension obtained in step XII was centrifuged, washed and filtered. The washing step is repeated until the soluble salts are removed from the gel.
XVI. Течната фаза (лугата), получена в етап XIII, се отвежда в басейн.XVI. The liquid phase (lye) obtained in step XIII is taken to a basin.
XVII. Сушене на гела.XVII. Drying of the gel.
Силикагелът се суши при температура 60-90°С в продължение на 24-48 h или в разпръскваща сушилна инсталация под вакуум и при температура 300-800°С, при което се получава аморфен силициев диоксид (силикагел) със зададени размери на зърната и повърхност.The silica gel is dried at a temperature of 60-90 ° C for 24-48 hours or in a spray drying system under vacuum and at a temperature of 300-800 ° C, which produces amorphous silica (silica gel) with predetermined grain sizes and surface .
Изобретението се пояснява със следните конкретни примери, които не го ограничават.The invention is illustrated by the following specific examples, which do not limit it.
Пример 1.Example 1.
Окислената шлака се смесва с 60 g NaOH и 1000 ml вода, поставя се в автоклав и се нагрява при непрекъснато разбъркване до температура 180°С, при която се задържа 6 h. След края на процеса разтворът се филтрува. Течната фаза съдържа 21 g/1 Si.The oxidized slag is mixed with 60 g of NaOH and 1000 ml of water, placed in an autoclave and heated with continuous stirring to a temperature of 180 ° C, at which it is kept for 6 hours. At the end of the process, the solution is filtered. The liquid phase contains 21 g / l Si.
Твърдият остатък се връща в автоклава с 1000 ml вода и се нагрява при непрекъснато разбъркване до температура 180°С, при която се задържа 2 h. След края на процеса разтворът се филтрува. Течната фаза съдържа 2.23 g/1 Si.The solid residue is returned to the autoclave with 1000 ml of water and heated with continuous stirring to a temperature of 180 ° C at which it is kept for 2 hours. At the end of the process, the solution is filtered. The liquid phase contains 2.23 g / l Si.
Химическият състав на твърдия остатък в мас. % е:The chemical composition of the solid residue in wt. % is:
FeO MgO CaO MnO SiO2 A12O3 Na2O K2O TiO2 FeO MgO CaO MnO SiO 2 A1 2 O 3 Na 2 OK 2 O TiO 2
86.69 0.97 0.87 <0.01 6.163 3.04 1.92 <0.01 0.6686.69 0.97 0.87 <0.01 6.163 3.04 1.92 <0.01 0.66
Течните фази от двете филтрувания се смесват. Сместа се подкиселява със солна киселина при стайна температура докато се достигне pH 2. Процесът на пресищане и поява на гел е 12-24 h. Суспензията се центрофугира, промива и филтрува за отстраняване на разтворими соли. Етапът на промиване се повтаря още два пъти, след което гелът се суши при 80°С в продължение на 24 h.The liquid phases of the two filtrations are mixed. The mixture was acidified with hydrochloric acid at room temperature until pH 2 was reached. The process of saturation and gel formation was 12-24 hours. The suspension was centrifuged, washed and filtered to remove soluble salts. The washing step was repeated two more times, after which the gel was dried at 80 ° C for 24 hours.
Разтворите след центрофугиране и промиване на гела се смесват и отделят като луга. Съставът на лугата в мас. % е: Na2O - 26.12; А12О3 - 12.67; SiO2 - 4.17; Cl - 47.32; К2О - 1.35; СаО - 4.18; FeO-3.11.The solutions after centrifugation and washing of the gel are mixed and separated as an alkali. The composition of the lye in wt. % e: Na 2 O - 26.12; A1 2 O 3 - 12.67; SiO 2 - 4.17; Cl - 47.32; K 2 O - 1.35; CaO - 4.18; FeO-3.11.
Описания на издадени патенти за изобретения № 05.1/15.05.2019Descriptions of issued patents for inventions № 05.1 / 15.05.2019
Пример 2.Example 2.
Окислената шлака се смесва с 60 g NaOH и 1000 ml вода, поставя се в автоклав и се нагрява при непрекъснато разбъркване до температура 180°С, при която се задържа 6 h. След края на процеса разтворът се филтрува. Течната фаза съдържа 21 g/1 Si.The oxidized slag is mixed with 60 g of NaOH and 1000 ml of water, placed in an autoclave and heated with continuous stirring to a temperature of 180 ° C, at which it is kept for 6 hours. At the end of the process, the solution is filtered. The liquid phase contains 21 g / l Si.
Твърдият остатък се връща в автоклава с 1000 ml вода и се нагрява при непрекъснато разбъркване до температура 180°С, при която се задържа 2 h. След края на процеса разтворът се филтрува. Течната фаза съдържа 2.23 g/1 Si. Химическият състав на твърдия остатък в мас. % е:The solid residue is returned to the autoclave with 1000 ml of water and heated with continuous stirring to a temperature of 180 ° C at which it is kept for 2 hours. At the end of the process, the solution is filtered. The liquid phase contains 2.23 g / l Si. The chemical composition of the solid residue in wt. % is:
FeO MgO CaO MnO SiO2 A12O3 Na2O K2O TiO2 FeO MgO CaO MnO SiO 2 A1 2 O 3 Na 2 OK 2 O TiO 2
86.69 0.97 0.87 <0.01 6.163 3.04 1.92 <0.01 0.6686.69 0.97 0.87 <0.01 6.163 3.04 1.92 <0.01 0.66
Течните фази от двете филтрувания се смесват. Сместа се подкиселява със солна киселина при стайна температура докато се достигне pH 7 при температура 60-90°С. Процесът на пресищане и поява на гел е 12 h. Суспензията се центрофугира, промива и филтрува за отстраняване на разтворими соли. Етапът на промиване се повтаря още два пъти, след което гелът се суши в разпръскваща сушилна инсталация под вакуум и температура 500°С.The liquid phases of the two filtrations are mixed. The mixture was acidified with hydrochloric acid at room temperature until pH 7 was reached at 60-90 ° C. The process of saturation and gel appearance is 12 hours. The suspension was centrifuged, washed and filtered to remove soluble salts. The washing step was repeated two more times, after which the gel was dried in a spray dryer under vacuum and a temperature of 500 ° C.
Разтворите след центрофугиране и промиване на гела се смесват и отделят като луга. Съставът на лугата в мас. % е: Na2O - 26.69; А12О3 - 14.89; SiO2 - 7.2; Cl - 40.86; К2О - 1.45; СаО - 4.52; FeO - 3.71.The solutions after centrifugation and washing of the gel are mixed and separated as an alkali. The composition of the lye in wt. % e: Na 2 O - 26.69; A1 2 O 3 - 14.89; SiO 2 - 7.2; Cl - 40.86; K 2 O - 1.45; CaO - 4.52; FeO - 3.71.
Claims (4)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BG111737A BG66863B1 (en) | 2014-04-09 | 2014-04-09 | Method for recycling slag from copper production |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
BG111737A BG66863B1 (en) | 2014-04-09 | 2014-04-09 | Method for recycling slag from copper production |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
BG111737A BG111737A (en) | 2015-10-30 |
BG66863B1 true BG66863B1 (en) | 2019-04-15 |
Family
ID=56847687
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
BG111737A BG66863B1 (en) | 2014-04-09 | 2014-04-09 | Method for recycling slag from copper production |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
BG (1) | BG66863B1 (en) |
-
2014
- 2014-04-09 BG BG111737A patent/BG66863B1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
BG111737A (en) | 2015-10-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP3395969B1 (en) | Method for immobilizing arsenic, and arsenic-containing vitrified waste | |
UA123164C2 (en) | Molten-salt chlorinated-slag resource processing method | |
CN101463426A (en) | Comprehensive utilization method for red mud | |
JP4880909B2 (en) | Purification method for removing sulfur from nickel compounds or cobalt compounds, and ferronickel production method | |
EA013648B1 (en) | Iron oxide precipitation from acidic iron salt solutions | |
EP1070150B1 (en) | Method for treating steel works dust by wet process | |
Meng et al. | Recovery of titanium from undissolved residue (tionite) in titanium oxide industry via NaOH hydrothermal conversion and H2SO4 leaching | |
Santamaría et al. | Layered double hydroxides from slags: Closing the loop | |
CA2400854C (en) | Method for utilising steelworks dust | |
CN102220499A (en) | Roasting-leaching method of fine vanadium slags | |
BG66201B1 (en) | METHOD FOR RECYCLING OF HONEY FROM COPPER PRODUCTION | |
KR101728287B1 (en) | Process and plant for purifying red mud | |
CA2704450C (en) | Process for recycling spent pot linings (spl) from primary aluminium production | |
BG66863B1 (en) | Method for recycling slag from copper production | |
CN102220498A (en) | Method for preparing fine vanadium slag | |
CN102220495A (en) | Method for purifying vanadium-precipitating mother liquor | |
EP3362582B1 (en) | A method for producing a concentrate containing metais, rare metals and rare earth metals from residuals generated in the zinc production chain and concentrate obtained by said method | |
JP5084272B2 (en) | Method for treating heavy metals containing zinc and substances containing chlorine | |
Traistă et al. | Research regarding iron sludge recovery technology | |
RU2737115C1 (en) | Method of processing iron-containing sludge | |
CN116875827B (en) | Method for preparing soft magnetic manganese zinc ferrite composite material by utilizing manganese-containing waste residues and zinc-containing waste residues generated in production of perillaldehyde | |
CN117965824A (en) | Steel slag processing technology | |
JP2006169071A (en) | Resources recovery method | |
BE1007821A3 (en) | Process sulphur ore recovery. | |
CN116666093A (en) | Method for preparing soft magnetic Mn-Zn ferrite composite material by step-by-step impurity removal of industrial waste |