RU2535110C1 - Copper galvanic sludge processing method - Google Patents
Copper galvanic sludge processing method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2535110C1 RU2535110C1 RU2013121203/02A RU2013121203A RU2535110C1 RU 2535110 C1 RU2535110 C1 RU 2535110C1 RU 2013121203/02 A RU2013121203/02 A RU 2013121203/02A RU 2013121203 A RU2013121203 A RU 2013121203A RU 2535110 C1 RU2535110 C1 RU 2535110C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- sludge
- copper
- galvanic
- coal
- alloy
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Sludge (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способам переработки техногенных отходов, в частности шламов гальванического меднения.The invention relates to methods for the processing of industrial waste, in particular sludge galvanic copper plating.
Известен способ переработки гальваношламов, содержащих в своем составе медь, никель, хром, железо и другие элементы, включающий их смешивание с активными химическими веществами, в частности серой, и проведение физико-химической обработки, в результате которой шламы превращаются в медный или медно-никелевый концентрат и в железохромовый продукт, который может быть использован как пигмент, пригодный для лакокрасочного производства [Беликов В.В. и др. Переработка гальваношламов и хвостов флотации. Обогащение руд. 1999, №6, с. 27-29].A known method of processing galvanic sludge containing copper, nickel, chromium, iron and other elements, including mixing them with active chemicals, in particular sulfur, and carrying out physico-chemical treatment, as a result of which the sludge turns into copper or copper-nickel concentrate and into an iron-chromium product that can be used as a pigment suitable for paint and varnish production [Belikov V.V. et al. Recycling of galvanic sludge and flotation tailings. Ore dressing. 1999, No.6, p. 27-29].
Недостатками способа являются высокие требования к однородности химического состава шлама, высокая трудоемкость и низкая рентабельность производства, базирующегося на этом способе.The disadvantages of the method are the high requirements for homogeneity of the chemical composition of the sludge, high complexity and low profitability of production based on this method.
Известен способ утилизации шламов гальванических производств, заключающийся в выщелачивании, регенерации, фильтрации и обезвреживании шламов. При этом перед выщелачиванием шлам подвергают гидравлической активации водой высокого давления до 15 МПа, а само выщелачивание меди, никеля и цинка ведут последовательно в одном аппарате сначала раствором соляной кислоты с концентрацией 0,3-0,5 м/л, а затем в аммиачно-хлоридном растворе состава, м/л: 0,3-0,5 NH4Cl+3,0-4,0 NH4OH, образующемся при добавлении в первый раствор избытка аммиачной воды [Патент РФ №2217529 «Способ утилизации шламов гальванических производств» Опубликован 27.11.2003 г.].A known method of disposal of sludge galvanic production, which consists in leaching, regeneration, filtration and neutralization of sludge. In this case, before leaching, the sludge is subjected to hydraulic activation with high pressure water up to 15 MPa, and the leaching of copper, nickel and zinc is carried out sequentially in one apparatus, first with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 0.3-0.5 m / l, and then in ammonia chloride solution of the composition, m / l: 0.3-0.5 NH 4 Cl + 3.0-4.0 NH 4 OH formed when excess ammonia water is added to the first solution [RF Patent No. 2217529 “Method for the utilization of sludge from galvanic plants "Published on November 27, 2003].
При этом недостатком такого способа является многоступенчатая технологическая схема переработки гальваношламов, включающая сложное производственное оборудование.At the same time, the disadvantage of this method is the multi-stage technological scheme for processing galvanic sludge, including complex production equipment.
Наиболее близким к предлагаемому по достигаемому результату является способ, заключающийся в смешивании гальваношламов и алюминиевого порошка с получением реакционной смеси и проведении алюминотермического восстановления окисленных металлов шлама в реакционной емкости с образованием металлического сплава и шлака, пригодных для практического использования. В качестве алюминиевого порошка используют алюминиевый порошок с пассивированной поверхностью. Восстановление проводят в металлической реакционной емкости. Перед смешиванием с алюминиевым порошком гальваношламы подвергают активационно-стабилизационному обжигу при температуре 800-1000°C в течение 1-3 часов на воздухе [Патент РФ №2235795 «Способ переработки гальваношламов» Опубликован 10.09.2004 г.].Closest to the proposed achieved result is a method consisting in mixing galvanic sludge and aluminum powder to obtain a reaction mixture and carrying out aluminothermic reduction of oxidized sludge metals in a reaction vessel with the formation of a metal alloy and slag suitable for practical use. As an aluminum powder, an aluminum powder with a passivated surface is used. Recovery is carried out in a metal reaction vessel. Before mixing with aluminum powder, galvanic sludge is subjected to activation-stabilization firing at a temperature of 800-1000 ° C for 1-3 hours in air [RF Patent No. 2235795 "Method for processing galvanic sludge" Published on September 10, 2004].
Однако недостатком данного способа является повышенное содержание примесей в полученном сплаве, высокая стоимость алюминиевого порошка, усложненная технологическая схема.However, the disadvantage of this method is the high content of impurities in the obtained alloy, the high cost of aluminum powder, a complicated technological scheme.
Технической задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение ,является повышение степени извлечения меди из шламов гальванического меднения, уменьшение количества примесей в составе чернового сплава и снижение затрат.The technical problem to which the invention is directed is to increase the degree of extraction of copper from sludge galvanic copper plating, reducing the amount of impurities in the composition of the rough alloy and reducing costs.
Поставленная задача решается тем, что в предлагаемом способе переработки медного гальваношлама, включающем приготовление шихты смешиванием шлама с реагентами, восстановление окисленных металлов шлама в реакционной емкости и отделение сплава от шлака, согласно изобретению шихту готовят путем смешивания гальваношлама с карбонатом натрия, хлоридом натрия и с углем или углем и касситеритовым концентратом, а восстановление осуществляют расплавлением шихты при температуре 1000-1100°C в течение 1,5 ч, затем полученный расплав охлаждают и отделяют затвердевший медный сплав от шлака.The problem is solved in that in the proposed method for processing copper galvanic sludge, including the preparation of a charge by mixing sludge with reagents, the reduction of oxidized metal sludge in a reaction vessel and the separation of the alloy from slag, according to the invention, the charge is prepared by mixing galvanic sludge with sodium carbonate, sodium chloride and coal or coal and cassiterite concentrate, and the recovery is carried out by melting the mixture at a temperature of 1000-1100 ° C for 1.5 hours, then the resulting melt is cooled and separated m solidified copper alloy from slag.
Шихту для переработки гальваношламов готовят путем смешивания гальваношлама с карбонатом натрия, хлоридом натрия и с углем или углем и касситеритовым концентратом (табл.1).A mixture for processing galvanic sludge is prepared by mixing galvanic sludge with sodium carbonate, sodium chloride and with coal or coal and cassiterite concentrate (Table 1).
Плавку вели при температурах 1000-1100°C в течении 1,5 часа. Получены сплавы меди с различной концентрацией олова (оловянные бронзы) и черновая медь. В табл.2 приведены составы полученных сплавов.Melting was carried out at temperatures of 1000-1100 ° C for 1.5 hours. Copper alloys with different tin concentrations (tin bronzes) and blister copper are obtained. Table 2 shows the compositions of the obtained alloys.
Преимущество предлагаемого технологического решения заключается в следующем:The advantage of the proposed technological solution is as follows:
- углетермическое восстановление медного шлама или медного шлама с касситеритовым концентратом в ионном расплаве обеспечивает 95% извлечение меди из шлама;- carbon thermal recovery of copper sludge or copper sludge with cassiterite concentrate in an ionic melt provides 95% copper recovery from the sludge;
углетермическое совместное восстановление гальваношлама и касситеритового концентрата в ионном расплаве позволяет уменьшить количество примесных элементов в сплаве до 5% и при этом получить оловянную бронзу требуемого состава;carbon-thermal joint reduction of galvanic sludge and cassiterite concentrate in an ionic melt makes it possible to reduce the amount of impurity elements in the alloy to 5% and at the same time obtain tin bronze of the required composition;
- углетермическое восстановление медного шлама или медного шлама с касситеритовым концентратом в ионном расплаве позволяет уменьшить затраты за счет замены алюминиевого порошка на уголь.- carbon thermal recovery of copper sludge or copper sludge with cassiterite concentrate in an ionic melt can reduce costs by replacing aluminum powder with coal.
Примеры реализации способа:Examples of the method:
Способ 1. Медный шлам смешивают с касситеритовым концентратом (36% SnO2) и реагентами в соотношении: на одну массовую долю шлама приходится 0,43 масс. долей касситеритового концентрата, 0,49 масс. долей угля, 0,49 масс. долей карбоната натрия, 0,3 масс. долей хлорида натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 1100°C в течение 1,5 часа с момента полного расплавления шихты. По окончании плавки расплав сливают в изложницу, охлаждают, затвердевший металл отделяют от шлака. Состав полученного сплава: Cu 66%, Sn 26,7%, Fe 2%, S 0,02%.Method 1. Copper sludge is mixed with cassiterite concentrate (36% SnO 2 ) and reagents in the ratio: 0.43 mass per mass fraction of sludge. fractions of cassiterite concentrate, 0.49 mass. fractions of coal, 0.49 mass. fractions of sodium carbonate, 0.3 mass. fraction of sodium chloride. The prepared mixture is melted in an oven at 1100 ° C for 1.5 hours from the moment of complete melting of the mixture. At the end of melting, the melt is poured into the mold, cooled, the hardened metal is separated from the slag. The composition of the obtained alloy: Cu 66%, Sn 26.7%, Fe 2%, S 0.02%.
Способ 2. Медный шлам смешивают с касситеритовым концентратом и реагентами в соотношении: на одну массовую долю шлама приходится 0,053 масс. долей касситеритового концентрата, 0,34 масс. долей угля, 0,34 масс. долей карбоната натрия, 0,132 масс. долей хлорида натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 1100°C в течение 1,5 часа с момента полного расплавления шихты. Состав полученного сплава: Cu 89%, Sn 4,5%, Fe 6%, Р 0,28%, S 0,08%.Method 2. Copper sludge is mixed with cassiterite concentrate and reagents in the ratio: 0.053 masses per mass fraction of sludge. fractions of cassiterite concentrate, 0.34 mass. fractions of coal, 0.34 mass. fractions of sodium carbonate, 0.132 mass. fraction of sodium chloride. The prepared mixture is melted in an oven at 1100 ° C for 1.5 hours from the moment of complete melting of the mixture. The composition of the obtained alloy: Cu 89%, Sn 4.5%, Fe 6%, P 0.28%, S 0.08%.
Способ 3. Медный шлам смешивают с реагентами в соотношении: на одну массовую долю шлама приходится, 0,34 масс. долей угля, 0,34 масс. долей карбоната натрия, 0,132 масс. долей хлорида натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при 1100°C в течение 1,5 часа с момента полного расплавления шихты. Состав полученного сплава: Cu 93,2%, Fe 6,2%.Method 3. Copper sludge is mixed with reagents in the ratio: 0.34 mass per one mass fraction of sludge. fractions of coal, 0.34 mass. fractions of sodium carbonate, 0.132 mass. fraction of sodium chloride. The prepared mixture is melted in an oven at 1100 ° C for 1.5 hours from the moment of complete melting of the mixture. The composition of the obtained alloy: Cu 93.2%, Fe 6.2%.
Таким образом, углетермическое восстановление медного шлама или медного шлама с касситеритовым концентратом в ионном расплаве повышает степень извлечения меди из шлама до 95%, позволяет уменьшить количество примесных элементов в сплаве до 5%, уменьшить затраты за счет замены алюминиевого порошка на уголь.Thus, the carbon thermal reduction of copper sludge or copper sludge with cassiterite concentrate in the ionic melt increases the degree of copper extraction from the sludge to 95%, reduces the amount of impurity elements in the alloy by 5%, and reduces costs by replacing aluminum powder with coal.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2013121203/02A RU2535110C1 (en) | 2013-05-07 | 2013-05-07 | Copper galvanic sludge processing method |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2013121203/02A RU2535110C1 (en) | 2013-05-07 | 2013-05-07 | Copper galvanic sludge processing method |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2013121203A RU2013121203A (en) | 2014-11-20 |
RU2535110C1 true RU2535110C1 (en) | 2014-12-10 |
Family
ID=53285806
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2013121203/02A RU2535110C1 (en) | 2013-05-07 | 2013-05-07 | Copper galvanic sludge processing method |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2535110C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2667566C1 (en) * | 2017-09-04 | 2018-09-21 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Ярославский государственный технический университет" ФГБОУВО "ЯГТУ" | Method of preparation of galvanic sludge for its utilization |
RU2690797C1 (en) * | 2018-07-09 | 2019-06-05 | Общество с ограниченной ответственностью "ДОМЕН" (ООО "ДОМЕН") | Method for utilization of galvanic slime |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20030138366A1 (en) * | 2002-01-24 | 2003-07-24 | Wang Chih Cheng | Method of recovering copper |
RU2235795C1 (en) * | 2002-12-25 | 2004-09-10 | Беляев Игорь Васильевич | Method for reprocessing of galvanic sludge |
US20080019891A1 (en) * | 2006-07-18 | 2008-01-24 | Shenjung Huang | Copper recoery method and system therefor |
RU2404270C1 (en) * | 2009-03-11 | 2010-11-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Белгородский государственный технологический университет им. В.Г. Шухова" (БГТУ им. В.Г. Шухова) | Processing method of slurries of galvanic productions |
-
2013
- 2013-05-07 RU RU2013121203/02A patent/RU2535110C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US20030138366A1 (en) * | 2002-01-24 | 2003-07-24 | Wang Chih Cheng | Method of recovering copper |
RU2235795C1 (en) * | 2002-12-25 | 2004-09-10 | Беляев Игорь Васильевич | Method for reprocessing of galvanic sludge |
US20080019891A1 (en) * | 2006-07-18 | 2008-01-24 | Shenjung Huang | Copper recoery method and system therefor |
RU2404270C1 (en) * | 2009-03-11 | 2010-11-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Белгородский государственный технологический университет им. В.Г. Шухова" (БГТУ им. В.Г. Шухова) | Processing method of slurries of galvanic productions |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2667566C1 (en) * | 2017-09-04 | 2018-09-21 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Ярославский государственный технический университет" ФГБОУВО "ЯГТУ" | Method of preparation of galvanic sludge for its utilization |
RU2690797C1 (en) * | 2018-07-09 | 2019-06-05 | Общество с ограниченной ответственностью "ДОМЕН" (ООО "ДОМЕН") | Method for utilization of galvanic slime |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2013121203A (en) | 2014-11-20 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
KR102639040B1 (en) | Method for separating copper from nickel and cobalt | |
KR102639381B1 (en) | Method for separating copper from nickel and cobalt | |
CN100567524C (en) | Be used for handling the electric furnace and the dust of other stove and the technology of residue that contain zinc oxide and franklinite | |
Dvořák et al. | Hydrometallurgical recovery of zinc from hot dip galvanizing ash | |
CN102417987A (en) | Method for recovering valuable metal from electroplating sludge | |
CN102719675B (en) | Method for comprehensively recovering zinc, lead and silver from waste residues generated in zinc smelting | |
JP6519628B2 (en) | Separation method of copper and nickel and cobalt | |
CN103526017A (en) | Extraction method of valuable elements from acid mud produced in sulfuric acid production by copper smelting flue gas | |
CN111492072A (en) | Method for separating copper from nickel and cobalt | |
CN103074490B (en) | Purification method in electrolytic metal manganese production process by multi-mine method | |
Creedy et al. | Outotec® Ausmelt technology for treating zinc residues | |
CN102191391A (en) | Method for extracting germanium from high-impurity low-grade complex zinc oxide powder | |
Kim et al. | A novel process for extracting precious metals from spent mobile phone PCBs and automobile catalysts | |
CN103866120A (en) | Method for leaching zinc and recovering valuable metals through carrying out pressurized oxidation on zinc sulfide concentrates | |
CN103789544A (en) | Synergistic leaching-copper arsenate removing method for leaching residues in high-iron zinc calcine and high-iron zinc sulfide concentrate | |
CN111647754A (en) | Comprehensive utilization method of zinc-containing dust and sludge in steel plant | |
Li et al. | Treatment of high arsenic content lead copper matte by a pressure oxidative leaching combined with cyclone and vertical electro-deposition method | |
CN101509068A (en) | Infiltration treatment process for ore containing copper | |
ZA200505141B (en) | Hydrometallurgical leaching method for extracting platinum, palladium, copper and nickel from the sulfide flotation concentrates containing platinum metals | |
RU2535110C1 (en) | Copper galvanic sludge processing method | |
CN113481541B (en) | Method for recovering manganese metal by using electrolytic manganese slag leachate | |
CN103937975B (en) | The method of extracting directly silver from zinc hydrometallurgy flotation of silver concentrate | |
CN104203830B (en) | The manufacture method of ferrum bloodstone processed | |
CN104294052A (en) | Precious metal smelting smoke dust pretreatment method | |
CN102719666B (en) | Method for removing iron with lead sulfate as vegasite-precipitating agent in wet zinc smelting process |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150508 |