[go: up one dir, main page]

RU2057195C1 - Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes - Google Patents

Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes Download PDF

Info

Publication number
RU2057195C1
RU2057195C1 RU93011890A RU93011890A RU2057195C1 RU 2057195 C1 RU2057195 C1 RU 2057195C1 RU 93011890 A RU93011890 A RU 93011890A RU 93011890 A RU93011890 A RU 93011890A RU 2057195 C1 RU2057195 C1 RU 2057195C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
manganese
solution
lime
slag
extraction
Prior art date
Application number
RU93011890A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU93011890A (en
Inventor
Н.В. Толстогузов
О.И. Нохрина
И.Д. Рожихина
В.Ф. Гуменный
Original Assignee
Сибирская государственная горно-металлургическая академия
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 Сибирская государственная горно-металлургическая академия filed Critical Сибирская государственная горно-металлургическая академия
Priority to RU93011890A priority Critical patent/RU2057195C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2057195C1 publication Critical patent/RU2057195C1/en
Publication of RU93011890A publication Critical patent/RU93011890A/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy. SUBSTANCE: method involves grinding and milling of wastes; mixing with aqueous solution of calcium chloride in the ratio of 1: (5-6); adding ferrous chloride into pulp in an amount providing obtaining of 2.6-4.8% of FeCl2 in solution; heating to 220-240 C; holding for 2-3 hours while intensively mixing the solution; cooling to 80-100 C; separating from residue and precipitating manganese by milk of lime. Upon treatment with milk of lime, solution is mixed, precipitate is separated and annealed in oxidizing atmosphere at the temperature of 330-350 C. EFFECT: increased efficiency, simplified method and improved quality of extracted product.

Description

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано в производстве ферросплавов и производстве соединений особо чистых от примесей цветных металлов для элементной промышленности. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the production of ferroalloys and the production of compounds that are especially pure from non-ferrous metal impurities for the elemental industry.

При производстве марганцевых сплавов в черной металлургии образуется значительное количество отходов, отличающихся довольно высокой концентрацией марганца. Так около 20 мас. марганца при плавке ферромарганца и силикомарганца теряется со шлаком. В связи с этим известны многочисленные попытки уменьшить потери марганца со шлаком. Одним из наиболее эффективных способов уменьшения потерь марганца со шлаком при плавке углеродистого ферромарганца является его бесфлюсовая плавка. Потери марганца со шлаком при этом вместо 10-15% увеличиваются до 25-35% но получаемый при этом шлак содержит примерно 40% Мn, почти не содержит железа и фосфора и становится весьма ценным сырьем для выплавки передельных сортов силикомарганца [1] В результате общее извлечение марганца в металл увеличивается не менее чем на 5-6% При этом уменьшаются не только затраты на сырье, но и в 1,5-2,0 раза сокращается расход электроэнергии на плавку углеродистого ферромарганца. Однако подобный способ применим только для богатых ((Мn)p/(SiO2)/5-15), малофосфористых руд. Поэтому плавка углеродистого ферромарганца осуществляется в основном флюсовом процессом. В связи с этим содержание марганца в отвальных шлаках колеблется в основном в пределах 12-17 мас.In the production of manganese alloys in the iron and steel industry, a significant amount of waste is generated, characterized by a rather high concentration of manganese. So about 20 wt. manganese during the smelting of ferromanganese and silicomanganese is lost with slag. In this regard, numerous attempts are known to reduce the loss of manganese with slag. One of the most effective ways to reduce the loss of manganese with slag during smelting of carbon ferromanganese is its flux-free smelting. Losses of manganese with slag instead of 10-15% increase to 25-35%, but the resulting slag contains about 40% Mn, almost does not contain iron and phosphorus, and becomes a very valuable raw material for smelting sorts of silicomanganese [1] As a result, the total the extraction of manganese into metal increases by at least 5-6%. At the same time, not only the cost of raw materials is reduced, but the energy consumption for melting carbon ferromanganese is also reduced by a factor of 1.5-2.0. However, a similar method is applicable only for rich ((Mn) p / (SiO 2 ) / 5-15), low phosphorus ores. Therefore, the smelting of carbon ferromanganese is carried out mainly by the flux process. In this regard, the manganese content in waste slag varies mainly in the range of 12-17 wt.

Марганец кипит при аномально низкой температуре. Поэтому часть его испаряется и конденсируется в виде мелкодисперсной пыли и шламов газоочистки с содержанием примерно 30 мас. Мn. Manganese boils at an abnormally low temperature. Therefore, part of it evaporates and condenses in the form of fine dust and gas treatment slurries with a content of about 30 wt. Mn.

В настоящее время практически весь марганец, переходящий в шлак, теряется. Почти не используется и марганец из пыли и шламов от газоочистки. Между тем марганцу в шлаке почти не сопутствуют примеси, особенно примеси фосфора и цветных металлов. Известны многочисленные попытки использования марганца из отвальных шлаков, полученных при флюсовой плавке. Так с целью уменьшения угара марганца эти шлаки вводили в шихту для плавки стали в мартеновских и электрических печах и кислородных конвертерах. Шлаки ферромарганца испытывались в шихте для производства офлюсованного агломерата. Пыли и шламы от газоочистки иногда вводятся в шихту для производства марганцевого агломерата. При этом экономится марганцевое сырье, но показатели производства, как правило, ухудшаются, растут затраты топлива, электроэнергии, увеличивается продолжительность плавки и т.п. Currently, almost all of the manganese passing into slag is lost. Almost no use is made of manganese from dust and sludge from gas purification. Meanwhile, manganese in the slag is almost not accompanied by impurities, especially impurities of phosphorus and non-ferrous metals. Numerous attempts are known to use manganese from waste slag obtained by flux melting. So, in order to reduce the fumes of manganese, these slags were introduced into the charge for melting steel in open-hearth and electric furnaces and oxygen converters. Ferromanganese slags were tested in a charge for the production of fluxed agglomerate. Dusts and sludges from gas purification are sometimes introduced into the charge for the production of manganese sinter. At the same time, manganese raw materials are saved, but production indicators, as a rule, are deteriorating, fuel, electricity costs are growing, the duration of smelting, etc.

Наиболее близким к заявляемому является способ химического извлечения марганца из марганцевой пыли и шламов с получением растворов, содержащих сульфаты марганца, применяемых для получения электролитического марганца [2] В этом способе мелкораздробленные и размолотые шламы выщелачиваются водным раствором аналита. Наличие в пыли чрезвычайно мелкодисперсных оксидов марганца уменьшает затраты на дробление и размол, сушку и восстановительный обжиг продуктов и понижает себестоимость электролиза марганца на 30-40% Однако производство электролитического марганца малотоннажное. Поэтому для такой переработки может быть использовано меньше 1% образующейся на заводах пыли. С другой стороны, таким способом невозможно извлекать марганец из шлаков. Последнее связано как с тем, что марганец в них преимущественно связан в силикаты, так и наличием в них значительных количеств извести, что приводит к перерасходу кислоты, образованию сульфата CaSO4 и выпадению гипса, выводящего из строя оборудование.Closest to the claimed is a method of chemical extraction of manganese from manganese dust and sludge to obtain solutions containing manganese sulfates used to produce electrolytic manganese [2] In this method, finely divided and crushed sludges are leached out with an aqueous analyte solution. The presence of extremely finely dispersed manganese oxides in the dust reduces the cost of crushing and grinding, drying and re-firing products and reduces the cost of electrolysis of manganese by 30-40%. However, the production of electrolytic manganese is small-tonnage. Therefore, less than 1% of the dust generated at the plants can be used for such processing. On the other hand, in this way it is impossible to extract manganese from slag. The latter is due both to the fact that the manganese in them is mainly bound to silicates, and to the presence of significant amounts of lime in them, which leads to an excessive consumption of acid, the formation of CaSO 4 sulfate and the precipitation of gypsum, which destroys the equipment.

Целью изобретения является извлечение марганца из шлака и пыли и получение из них концентратов с высоким содержанием марганца. The aim of the invention is the extraction of manganese from slag and dust and obtaining concentrates from them with a high content of manganese.

Сущность изобретения заключается в том, что марганцевый шлак, шлам или пыль размалывают, смешивают с насыщенным раствором хлористого кальция в соотношении 1:(5-6), затем к раствору добавляют хлористое железо из расчета получения в растворе 2,6-4,8 мас. FeCl2, после чего пульпу нагревают до 220-240оС и при интенсивном перемешивании выдерживают 2-3 ч, после чего охлаждают до 80-100оС, отделяют от остатка, обрабатывают очищенным от примесей известковым молоком, при этом во время обработки известковым молоком пульпу перемешивают воздухом, после чего марганец отделяют от раствора, промывают и прокаливают в окислительной атмосфере при 330-350оС.The essence of the invention lies in the fact that manganese slag, sludge or dust is ground, mixed with a saturated solution of calcium chloride in a ratio of 1: (5-6), then iron chloride is added to the solution in the calculation of 2.6-4.8 wt. . FeCl 2, whereupon the pulp is heated to 220-240 C and kept under vigorous stirring for 2-3 hours, then cooled to 80-100 ° C, separated from the residue, treated with purified from impurities milk of lime, with lime in the processing time milk pulp is stirred with air, after which manganese is separated from the solution, washed and calcined in an oxidizing atmosphere at 330-350 about C.

При обработке порошка, шлака или пыли хлористым кальцием с добавками FeCl2 основная часть марганца реагирует по реакциям
MnO+FeCl2=MnCl2+FeO (1)
FeCl2+CaCO3+H2O=
CaCl2+Fe(OH)2+CO2 (2)
MnO+CaCl2+CO2= MnCl2+CaCO3 (3) в результате которых в раствор переходит заметно больше марганца, чем расходуется хлоридов железа. Наряду с реакциями (2) и (3) последнее, в основном, связано также с тем, что шлак содержит значительное количество магнезии, которая активно растворяется хлористым кальцием, который активно растворяет двухвалентный марганец по реакции
MnO+MgCl2=MnCl2+MgO

Figure 00000001
. (4)
При соотношении Т:Ж=1:(5-6) обеспечивается как высокая скорость, достаточная полнота выщелачивания марганца, так и очень низкое содержание в концентрате примесей, особенно примесей железа. Низкая концентрация примесей цветных металлов обеспечивается как указанным соотношением Т:Ж, высокой температурой выщелачивания (220-240оС), так и очисткой извести от примесей перед ее введением в раствор. При соотношении Т:Ж=1:(5-6) соотношение между марганцем в выщелачиваемом шлаке и железом в растворе в виде FeCl2 составляет в среднем 1:(0,75-0,90), что в сочетании с гидролизом соединений железа, активно происходящим при этих температурах, обеспечивает возможность получения в концентрате не более 0,02-0,5 мас. Fe, т.е. фактически концентрация Fe2O3 определится лишь чистотой извести. Более высокая чем 4,8%-ная концентрация FeСl2 и меньшее чем 1:6 отношение Т:Ж не изменяет извлечение марганца, тогда как качество концентрата по содержанию в нем железа может ухудшиться. Уменьшение концентрации FeCl2 менее 2,6 мас. и увеличение Т:Ж>1:5 также ухудшает качество концентрата, но вследствие уменьшения извлечения марганца из шлака.When processing powder, slag or dust with calcium chloride with the addition of FeCl 2, the bulk of manganese reacts according to the reactions
MnO + FeCl 2 = MnCl 2 + FeO (1)
FeCl 2 + CaCO 3 + H 2 O =
CaCl 2 + Fe (OH) 2 + CO 2 (2)
MnO + CaCl 2 + CO 2 = MnCl 2 + CaCO 3 (3) as a result of which noticeably more manganese passes into the solution than iron chloride is consumed. Along with reactions (2) and (3), the latter is mainly related to the fact that the slag contains a significant amount of magnesia, which is actively dissolved by calcium chloride, which actively dissolves divalent manganese by reaction
MnO + MgCl 2 = MnCl 2 + MgO
Figure 00000001
. (4)
With the ratio T: L = 1: (5-6), both high speed, sufficient completeness of leaching of manganese, and a very low content of impurities in the concentrate, especially iron impurities, are provided. Low concentration impurity-ferrous metals is provided as said ratio T: F, a high leaching temperature (220-240 ° C) and purification by lime impurities prior to its introduction into the solution. With a ratio of T: W = 1: (5-6), the ratio between manganese in leached slag and iron in solution in the form of FeCl 2 averages 1: (0.75-0.90), which, in combination with the hydrolysis of iron compounds, actively occurring at these temperatures, provides the ability to obtain in concentrate not more than 0.02-0.5 wt. Fe, i.e. in fact, the concentration of Fe 2 O 3 is determined only by the purity of lime. A higher than 4.8% concentration of FeCl 2 and less than 1: 6 ratio T: W does not change the extraction of manganese, while the quality of the concentrate in terms of its iron content may deteriorate. The decrease in the concentration of FeCl 2 less than 2.6 wt. and an increase in T: W> 1: 5 also affects the quality of the concentrate, but due to a decrease in the extraction of manganese from slag.

При t<220оС уменьшается извлечение марганца и растет концентрация железа. Наоборот при t>240оС извлечение марганца и качество концентрата не повышаются, тогда как затраты на нагрев пульпы растут.At t <220 ° C, manganese extraction decreases and the concentration of iron increases. Conversely, if t> 240 C. recovering manganese and concentrate quality is not increased, while the cost of heating the pulp grow.

Природный известняк содержит примерно 1-1,5% SiO2, примерно 1 мас. Fe2O3 и 0,02-0,03 мас. Р. Поэтому при расходе извести на тонну концентрата примерно 600 кг содержание примесей SiO2, Fe2O3 и Р может быть довольно высоким. Химически чистая, не содержащая этих примесей, известь дорога. Однако известковое молоко можно очистить от примесей многократным отстаиванием и декантацией.Natural limestone contains about 1-1.5% SiO 2 , about 1 wt. Fe 2 O 3 and 0.02-0.03 wt. P. Therefore, when the consumption of lime per ton of concentrate is approximately 600 kg, the content of impurities SiO 2 , Fe 2 O 3 and P can be quite high. Chemically pure, not containing these impurities, lime is expensive. However, milk of lime can be purified from impurities by repeated sedimentation and decantation.

С другой стороны, содержание примесей в концентрате может быть уменьшено за счет более быстрого осаждения марганца из раствора, чему способствует продувка его воздухом, в результате которой выделяющиеся гидрооксиды марганца окисляются до четырехвалентного и быстрее коагулируют. On the other hand, the impurity content in the concentrate can be reduced due to a faster deposition of manganese from the solution, which is facilitated by blowing it with air, as a result of which the released manganese hydroxides are oxidized to tetravalent and coagulate faster.

П р и м е р 1. Отвальный шлак от силикотермической плавки металлического марганца (16,76 мас. Mn, 30 мас. SiO2, 48 мас. СaO, 5 мас. MgO, 5 мас. Al2O3) после размола до 0,1 мм смешивали с раствором хлоридов (41,7 мас. СаСl2, 2,6 мас. FeCl2) в соотношении 1:6, нагревали до 220оС и выдерживали в течение 2 ч. Затем после охлаждения марганец осадили очищенным известковым молоком. В результате получили концентрат 64 мас. Mn; 0,02 мас. Fe, 0,002 мас. Р. Извлечение марганца в концентрат составило 62,9%
П р и м е р 2. Отвальный шлак металлического марганца вышеуказанного состава после размола до -0,1 мм смешивали с насыщенным раствором хлоридов (40,9 мас. СаСl2, 4,8 мас. FeCl2) в соотношении 1:5, нагревали до 240оС и выдерживали в течение 2 ч. Затем после охлаждения раствор отделяли от остатка, а марганец осадили очищенным известковым молоком. В результате получили концентрат примерно 63 мас. Mn; 0,03 мас. Fe, примерно 0,002 мас. Р, 0,001 мас. Ni. Извлечение марганца из шлака в концентрат составило 86,3%
П р и м е р 3. Шлак металлического марганца дробили до крупности 0,020 мм, смешивали с раствором хлоридов кальция и железа (40,9 мас. СаСl2, 4,8 мас. FeCl2) и выдерживали 2, 4 и 6 ч, после чего твердый остаток анализировали. Содержание марганца в остатке было примерно 3,2 мас. Извлечение марганца составило 80,8% Извлечение марганца при 4- и 6-часовой выдержке было таким же, как и при 2-часовой выдержке.
Example 1. Slag from silicothermic smelting of metallic manganese (16.76 wt. Mn, 30 wt. SiO 2 , 48 wt. CaO, 5 wt. MgO, 5 wt. Al 2 O 3 ) after grinding to 0.1 mm was mixed with sodium chloride (41.7 wt CaCl 2, FeCl 2 2,6 wt..) in the ratio of 1: 6 was heated to 220 C and maintained for 2 hours then, after cooling, precipitated manganese purified lime. milk. The result was a concentrate of 64 wt. Mn; 0.02 wt. Fe, 0.002 wt. R. Extraction of manganese in concentrate was 62.9%
PRI me R 2. The waste slag of manganese metal of the above composition after grinding to -0.1 mm was mixed with a saturated solution of chlorides (40.9 wt. CaCl 2 , 4.8 wt. FeCl 2 ) in a ratio of 1: 5, heated to 240 ° C and held for 2 hours. After cooling, the solution was separated from the residue, and manganese was precipitated with purified milk of lime. The result was a concentrate of about 63 wt. Mn; 0.03 wt. Fe, about 0.002 wt. P, 0.001 wt. Ni. Extraction of manganese from slag to concentrate amounted to 86.3%
Example 3. Slag of manganese metal was crushed to a particle size of 0.020 mm, mixed with a solution of calcium and iron chlorides (40.9 wt.% CaCl 2 , 4.8 wt.% FeCl 2 ) and kept for 2, 4 and 6 hours, after which the solid residue was analyzed. The manganese content in the residue was about 3.2 wt. Manganese recovery was 80.8%. Manganese recovery at 4- and 6-hour exposure was the same as at 2-hour exposure.

Предлагаемый способ позволяет извлекать из шлаков, шламов и пыли не менее 60-85 мас. марганца с получением при этом высококачественных марганцевых концентратов; получать из дешевого сырья концентраты, практически не содержащие примесей цветных металлов, который можно использовать как для плавки ферросплавов, так и производства активной перекиси марганца. The proposed method allows to extract from slag, sludge and dust at least 60-85 wt. manganese with the receipt of high-quality manganese concentrates; to obtain concentrates from cheap raw materials that are practically free of non-ferrous metal impurities, which can be used both for smelting ferroalloys and for the production of active manganese peroxide.

Claims (1)

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МАРГАНЦА ИЗ ОТХОДОВ ПРОИЗВОДСТВА МАРГАНЦЕВЫХ ФЕРРОСПЛАВОВ, включающий их дробление и размол и выщелачивание соединений марганца реагентами, отличающийся тем, что перед выщелачиванием марганецсодержащие отходы смешивают с водным раствором хлористого кальция в соотношении 1 : (5 - 6) с добавлением к полученной пульпе хлористого железа из расчета получения в растворе 2,6 - 4,8% FeCl2, выщелачивание ведут при нагреве до 220 - 240oС при интенсивном перемешивании и выдержке 2 - 3 ч, после выщелачивания ведут охлаждение до 80 - 110oС, отделяют раствор от остатка и осаждают из него марганец известковым молоком при перемешивании с последующим после отделения прокаливанием осадка в окислительной атмосфере при 330 - 350oС.METHOD FOR REMOVING MANGANIANS FROM WASTES OF PRODUCTION OF Manganese ferroalloys, including crushing and grinding and leaching of manganese compounds with reagents, characterized in that before leaching, manganese-containing wastes are mixed with an aqueous solution of calcium chloride in the amount of 6 to 5 (5) (5) ( based preparation in solution 2.6 - 4.8% FeCl 2, leaching is carried out at heating to 220 - 240 o C under vigorous stirring and aging 2 - 3 hours, after leaching are cooled to 80 - 110 o C, segregated A solution of the residue and precipitated therefrom manganese lime milk while stirring, followed by separation of the precipitate after calcination in an oxidizing atmosphere at 330 - 350 o C.
RU93011890A 1993-03-05 1993-03-05 Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes RU2057195C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93011890A RU2057195C1 (en) 1993-03-05 1993-03-05 Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93011890A RU2057195C1 (en) 1993-03-05 1993-03-05 Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2057195C1 true RU2057195C1 (en) 1996-03-27
RU93011890A RU93011890A (en) 1996-03-27

Family

ID=20138247

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU93011890A RU2057195C1 (en) 1993-03-05 1993-03-05 Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2057195C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2456363C1 (en) * 2011-06-14 2012-07-20 Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Charge for high-carbon ferromanganese smelting
CN113387390A (en) * 2021-08-17 2021-09-14 赛恩斯环保股份有限公司 Manganese slag and calcium chloride waste slag recycling method

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Гасик М.И. Электротермия марганца. Киев: Техника, 1979, с.112-113. 2. Совершенствование технологии производства марганцевых сплавов. Тбилиси: Сабгота Сакартвело, 1978, с.247-249. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2456363C1 (en) * 2011-06-14 2012-07-20 Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Charge for high-carbon ferromanganese smelting
CN113387390A (en) * 2021-08-17 2021-09-14 赛恩斯环保股份有限公司 Manganese slag and calcium chloride waste slag recycling method

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP3535429B1 (en) Process for the recovery of lithium
RU2365649C1 (en) Method of recovery of vanadium from titanium-vanadium slag
Mahdavian et al. Recovery of vanadium from Esfahan Steel Company steel slag; optimizing of roasting and leaching parameters
CN107090551B (en) A kind of method for directly extracting vanadium from vanadium titanomagnetite
AU710302B2 (en) Method for recovering metal and chemical values
CA1245460A (en) Oxidizing process for sulfidic copper material
WO1998036102A1 (en) Refining zinc sulphide ores
US5942198A (en) Beneficiation of furnace dust for the recovery of chemical and metal values
US4615729A (en) Flash smelting process
CA1245058A (en) Oxidizing process for copper sulfidic ore concentrate
JP2018087365A (en) Method for producing metal manganese
US5849063A (en) Production of direct reduced iron and/or pig iron from industrial waste streams
KR20160124160A (en) PROCESS FOR REDUCING THE AMOUNTS OF ZINC(Zn) AND LEAD(Pb)IN MATERIALS CONTAINING IRON(Fe)
CA2199268C (en) Method for recovering metal and chemical values
CA1086073A (en) Electric smelting of lead sulphate residues
US5851490A (en) Method for utilizing PH control in the recovery of metal and chemical values from industrial waste streams
FI78125B (en) FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV JAERNHALTIGA KOPPAR- ELLER KOPPAR / ZINKSULFIDKONCENTRAT.
US5855645A (en) Production of more concentrated iron product from industrial waste materials streams
RU2057195C1 (en) Method for extraction of manganese from manganese ferroalloy production wastes
RU2031966C1 (en) Method for producing metals, their compounds and alloys of mineral raw materials
EP0946767A1 (en) Recovery of iron products from waste material streams
EP0410996B1 (en) A process of recovering non-ferrous metal values, especially nickel, cobalt, copper and zinc, by using melt and melt coating sulphation, from raw materials containing said metals
RU2175991C1 (en) Manganese ore processing method
CA1077176A (en) Process for neutralizing waste sulfuric acids
RU2090509C1 (en) Method of system processing of leucoxene concentrate