RU2078044C1 - Method of aluminosilicate raw complex processing - Google Patents
Method of aluminosilicate raw complex processing Download PDFInfo
- Publication number
- RU2078044C1 RU2078044C1 RU95109503A RU95109503A RU2078044C1 RU 2078044 C1 RU2078044 C1 RU 2078044C1 RU 95109503 A RU95109503 A RU 95109503A RU 95109503 A RU95109503 A RU 95109503A RU 2078044 C1 RU2078044 C1 RU 2078044C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- leaching
- concentration
- zeolite
- sludge
- Prior art date
Links
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 24
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 12
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 5
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 21
- 229910021536 Zeolite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 19
- 239000010457 zeolite Substances 0.000 claims abstract description 19
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 14
- 239000003518 caustics Substances 0.000 claims abstract description 13
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 42
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 15
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 9
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 claims description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 5
- 238000005245 sintering Methods 0.000 claims description 5
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims description 3
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 2
- 229910021502 aluminium hydroxide Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 abstract 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 13
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000271 synthetic detergent Substances 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 230000002730 additional effect Effects 0.000 description 1
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000010434 nepheline Substances 0.000 description 1
- 229910052664 nepheline Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001404 rare earth metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052706 scandium Inorganic materials 0.000 description 1
- SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N scandium atom Chemical compound [Sc] SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Silicates, Zeolites, And Molecular Sieves (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при получении гидроксида алюминия, редкометального концентрата и цеолита. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used to obtain aluminum hydroxide, rare metal concentrate and zeolite.
Известен способ комплексной переработки нефелина, включающий смешивание с известняком, спекание полученной шихты, выщелачивание спека, отделение раствора от шлама и выделение из раствора гидроксида алюминия, поташа и соды (Лайнер А. И. и др. Производство глинозема, М. 1978, с.188). Однако способ характеризуется высокими энергозатратами и не предусматривает получение синтетического цеолита. There is a method of complex processing of nepheline, including mixing with limestone, sintering the resulting mixture, leaching cake, separating the solution from the sludge and isolating aluminum hydroxide, potash and soda from the solution (A. Liner et al. Alumina production, M. 1978, p. 188). However, the method is characterized by high energy consumption and does not provide for the production of synthetic zeolite.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки сырья с карбонатом натрия, спекание шихты, выщелачивание спека щелочно-алюминатным раствором, отделение шлама от раствора и выделение из него гидроксида алюминия (Лайнер А.И. и др. Производство глинозема. М. 1978, с.187). Однако способ не обеспечивает достаточно глубокого извлечения глинозема и кремнезема в раствор, в результате образуется значительное количество шлама с невысоким содержанием скандия и редкоземельных элементов. Невысокое содержание кремнезема в растворе не дает возможности выделения из него синтетического цеолита, пригодного для производства синтетических моющих средств. Цель изобретения повышение комплексности использования сырья. The closest in technical essence and the achieved result is a method of processing raw materials with sodium carbonate, sintering the mixture, leaching the cake with an alkaline-aluminate solution, separating the sludge from the solution and separating aluminum hydroxide from it (A. Liner and others. Alumina production. M. 1978, p. 187). However, the method does not provide a sufficiently deep extraction of alumina and silica into the solution, resulting in a significant amount of sludge with a low content of scandium and rare earth elements. The low content of silica in the solution does not allow the allocation of synthetic zeolite from it, suitable for the production of synthetic detergents. The purpose of the invention is the increased complexity of the use of raw materials.
Поставленная цель достигается тем, что в способе переработки алюмосиликатного сырья, включающем смешивание сырья с карбонатом натрия, спекание полученной шихты, выщелачивание спека щелочно-алюминатным раствором, отделение шлама от раствора и выделение из него гидроксида алюминия. В шихте для спекания поддерживают молярные отношения
спек выщелачивают раствором с каустическим модулем 1,5 3,0 в течение 1 6 ч при температуре 40 60oC до получения раствора после выщелачивания с концентрацией Na2Oкауст. 140 240 г/л, а SiO2 8 12 г/л, полученный раствор разбавляют водой с температурой 50 100oC до концентрации Na2Oкауст. 120 180 г/л, нагревают до 70 - 100oC со скоростью 1 10oC в мин, перемешивают 10 60 мин и отделяют от выпавшего в осадок цеолита.This goal is achieved by the fact that in the method of processing aluminosilicate raw materials, including mixing the raw material with sodium carbonate, sintering the resulting mixture, leaching the cake with an alkaline aluminate solution, separating the sludge from the solution and separating aluminum hydroxide from it. The molten relationship is maintained in the sintering mixture
the cake is leached with a solution with a caustic module of 1.5 to 3.0 for 1 6 hours at a temperature of 40-60 o C to obtain a solution after leaching with a concentration of Na 2 O caustic. 140 240 g / l, and
Пример: 100 г алюмосиликатного сырья, содержащего, Al2O3 42,2; SiO2 16,4; Fe2O3 3,3; TiO2 2,0; Sобщ. 0,45; Sc 0,011; ΣTr2O3 (сумма оксидов редкоземельных элементов) 0,032; ППП 33,1; проч. 2,5% смешивают с карбонатом натрия до получения в шихте молярных отношений
и спекают при температуре 1150oC. Полученные спеки измельчают до крупности менее 0,25 мм и выщелачивают при 35 65oC щелочно-алюминатными растворами с каустическим модулем 1,4 3,1 в течение 0,8 6,5 ч. Выщелачивание ведут растворами с содержанием Na2Oкауст. 95 230 г/л при отношениях Ж Т (отношение объема раствора в литрах к массе спека в кг) в пределах 9 16,6, что обеспечивает содержание Na2Oкауст. в растворе от выщелачивания спека 135 245 г/л, а SiO2 7 13 г/л. После выщелачивания шлам отделяют от раствора на фильтре, промывают водой и высушивают, а растворы направляют на выделение цеолита.Example: 100 g of aluminosilicate raw materials containing, Al 2 O 3 42,2; SiO 2 16.4; Fe 2 O 3 3.3; TiO 2 2.0; S total 0.45; Sc 0.011; ΣTr 2 O 3 (sum of rare earth oxides) 0,032; IFR 33.1; other 2.5% is mixed with sodium carbonate to obtain a molar ratio in the mixture
and sintered at a temperature of 1150 o C. The obtained specs are crushed to a particle size of less than 0.25 mm and leached at 35 65 o C alkaline aluminate solutions with a caustic module of 1.4 to 3.1 for 0.8 to 6.5 hours. Leaching is carried out solutions containing Na 2 O caustic. 95,230 g / l at W T ratios (the ratio of the solution volume in liters to the specimen mass in kg) in the range of 9 16.6, which ensures the content of Na 2 O caust. in the solution from leaching, cake was 135 245 g / l, and
С этой целью их разбавляют водой с температурой 50 100oC до концентрации Na2Oкауст. 110 190 г/л, нагревают до 65 - 105oC со скоростью 0,8 12oC/мин и перемешивают в течение 8 70 мин. Выпавший осадок отделяют от раствора на фильтре, промывают горячей дистиллированной водой и высушивают 24 ч при 105oC.To this end, they are diluted with water with a temperature of 50 to 100 o C to a concentration of Na 2 O caustic. 110 190 g / l, heated to 65 - 105 o C at a rate of 0.8 to 12 o C / min and stirred for 8 to 70 minutes The precipitate was separated from the solution on the filter, washed with hot distilled water and dried for 24 hours at 105 o C.
Раствор после выделения цеолита дополнительно обескремнивают в присутствии извести и направляют на выделение гидроксида алюминия методом карбонизации или декомпозиции. After isolating the zeolite, the solution is further desalted in the presence of lime and sent to the precipitation of aluminum hydroxide by carbonization or decomposition.
Влияние условий приготовления шихты, выщелачивания спека и выделения цеолита на концентрацию редких элементов в шламе от выщелачивания, выход и качестве цеолита иллюстрируется данными табл. 1 и 2, откуда следует, что наивысшие результаты достигаются при переработке сырья в заявленных интервалах молярных отношений в шихте, концентраций Na2O и SiO2 в растворе от выщелачивания спека, каустического модуля исходного раствора, температуры и продолжительности выщелачивания, а также степени разбавления растворов, их скорости нагрева, температуры и времени выделения цеолита (табл.1, 2, опыты 1 3). Выход за пределы молярных отношений в шихте приводит к недоизвлечению полезных компонентов из спека и вследствие этого к увеличению выхода шлама, снижению в нем концентрации редких металлов и уменьшению выхода цеолита (опыты 4, 5 табл. 1 и 12, 13 табл. 2). К этому же ведет уменьшение времени и температуры выщелачивания спека (опыты 6, 12 табл. 1 и 14, 20 табл. 2) и увеличение концентрации Na2Oкауст. в растворе от выщелачивания до 250 г/л из-за повышенной вязкости (опыты 11 табл.1 и 19 табл.2). Уменьшение каустического модуля раствора до 1,4, концентрации Na2Oкауст. в растворе после выщелачивания до 130 г/л. повышение температуры выщелачивания до 65oC и содержания SiO2 в растворе до 13 г/л делает эти растворы нестойкими, из них выпадает в осадок гидроксид алюминия или гидроалюмосиликат натрия. Это ведет к снижению концентрации редких элементов в шламе (опыты 7, 8, 10, 14 табл. 1), уменьшению выхода цеолита или ухудшению его сорбирующих свойств (опыты 15, 18, 22 и 16 табл.2). Увеличение каустического модуля раствора до 3,1 уменьшает растворимость SiO2, что ведет к увеличению выхода шлама и вследствие этого уменьшению концентрации редких металлов в нем и снижению выхода цеолита (опыты 9 табл.1 и 17 табл.2). Увеличение продолжительности выщелачивания до 6,5 ч не дает дополнительного эффекта, но ведет к росту капитальных и энергетических затрат (опыты 13 табл. 1 и 21 табл.2). Понижение концентрации SiO2 в растворе после выщелачивания до 7 г/л ведет к снижению выхода цеолита (опыт 23 табл.2).The influence of the conditions for the preparation of the mixture, leaching cake and the allocation of zeolite on the concentration of rare elements in the sludge from leaching, the yield and quality of the zeolite is illustrated by the data in table. 1 and 2, from which it follows that the best results are achieved when processing raw materials in the stated intervals of molar ratios in the mixture, the concentration of Na 2 O and SiO 2 in the solution from leaching of cake, caustic module of the initial solution, temperature and duration of leaching, as well as the degree of dilution of solutions , their heating rate, temperature and time of zeolite evolution (Tables 1, 2,
Повышение концентрации Na2Oкауст. в растворе, направляемого на выделение цеолита, до 190 г/л и снижение температуры до 65oC, а продолжительности перемешивания до 8 мин ведет к уменьшению выхода цеолита (опыты 4, 7 и 8 табл. 2). Снижение концентрации Na2Oкауст. до 110 г/л и увеличение температуры до 105oC и продолжительности перемешивания до 70 мин ухудшает качество выделяемого продукта (опыты 5, 6 и 9 табл.2). К этому же ведет выход за заявленные пределы скорости нагрева раствора (опыты 10, 11 табл.2).Increased concentration of Na 2 O caustic. in a solution directed to the allocation of zeolite to 190 g / l and a decrease in temperature to 65 o C, and the duration of mixing to 8 min leads to a decrease in the yield of zeolite (
По прототипу исходное сырье смешивают с содой и известняком до молярных отношений
шихту спекают при 1200oC, спек выщелачивают слабым щелочно-алюминатным раствором (Na2Oкауст.10 г/л; αкауст 1-7) при 70oC в течение 60 мин, далее раствор перерабатывают в тех же условиях, как и по прототипу (опыты 16 табл. 1 и 24 табл.2).According to the prototype, the feedstock is mixed with soda and limestone to a molar ratio
the mixture is sintered at 1200 ° C, the cake is leached with a weak alkaline aluminate solution (Na 2 O caust. 10 g / l; α caust 1-7) at 70 o C for 60 minutes, then the solution is processed under the same conditions as according to the prototype (
В предложенном способе содержание редких металлов в шламе от выщелачивания примерно в 5 раз выше, чем в известном способе, кроме того получен натриевый цеолит A с высокой связующей способностью по Ca2+, пригодный для производства синтетических моющих средств.In the proposed method, the content of rare metals in the leach sludge is about 5 times higher than in the known method, in addition, sodium zeolite A with a high Ca 2+ binding capacity suitable for the production of synthetic detergents is obtained.
Claims (3)
для выщелачивания спека используют щелочно-алюминатный раствор с каустическим модулем 1,5 3,0 и выщелачивание ведут при 40 60oС, продолжительности 1 6 ч до получения раствора после выщелачивания с концентрацией Na2Oк а у с т . 140 240 г/л, а SiO2 8 12 г/л, полученный после отделения шлама раствор разбавляют водой до концентрации Na2Oк а у с т . 120 180 г/л, нагревают до 70 100oС, перемешивают 10 60 мин и отделяют раствор от выпавшего в осадок цеолита, при этом гидроксид алюминия выделяют из раствора, полученного после отделения цеолита.1. The method of complex processing of aluminosilicate raw materials, including mixing the raw material with sodium carbonate, sintering the resulting mixture, leaching the cake with an alkaline aluminate solution, separating the resulting solution from the sludge and separating aluminum hydroxide from the solution, characterized in that the mixing of the raw material with sodium carbonate leads to molar relations
sinter is used to leach alkaline aluminate solution with a modulus of 1.5 3.0 with caustic and leaching is carried out at 40 60 o C, duration of 1 to 6 hours to obtain a solution after leaching with a concentration of Na 2 O to a y s t. 140 240 g / l and SiO 2 August 12 g / l, obtained after separation of the sludge solution is diluted with water to a concentration of Na 2 O to a y s t. 120 180 g / l, heated to 70 100 o C, stirred for 10 60 minutes and the solution is separated from the precipitated zeolite, while aluminum hydroxide is isolated from the solution obtained after separation of the zeolite.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU95109503A RU2078044C1 (en) | 1995-06-06 | 1995-06-06 | Method of aluminosilicate raw complex processing |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU95109503A RU2078044C1 (en) | 1995-06-06 | 1995-06-06 | Method of aluminosilicate raw complex processing |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2078044C1 true RU2078044C1 (en) | 1997-04-27 |
| RU95109503A RU95109503A (en) | 1997-06-20 |
Family
ID=20168681
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU95109503A RU2078044C1 (en) | 1995-06-06 | 1995-06-06 | Method of aluminosilicate raw complex processing |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2078044C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2213057C2 (en) * | 2001-07-30 | 2003-09-27 | Научно-исследовательский физико-технический институт Красноярского государственного университета | Method for processing low-quality alkaline alumosilicate raw |
| RU2683102C1 (en) * | 2018-06-04 | 2019-03-26 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Method of processing nepheline concentrate |
| RU2729282C1 (en) * | 2020-03-10 | 2020-08-05 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of extracting scandium from scandium-containing materials |
-
1995
- 1995-06-06 RU RU95109503A patent/RU2078044C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Лайнер А.И. и др. Производство глинозема. - М., 1978, с. 188. Там же, с. 187. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2213057C2 (en) * | 2001-07-30 | 2003-09-27 | Научно-исследовательский физико-технический институт Красноярского государственного университета | Method for processing low-quality alkaline alumosilicate raw |
| RU2683102C1 (en) * | 2018-06-04 | 2019-03-26 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Method of processing nepheline concentrate |
| RU2729282C1 (en) * | 2020-03-10 | 2020-08-05 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of extracting scandium from scandium-containing materials |
| WO2021182998A1 (en) * | 2020-03-10 | 2021-09-16 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Объединенная Компания Русал Инженерно -Технологический Центр" | Method for extracting scandium from scandium-containing materials |
| US12351472B2 (en) | 2020-03-10 | 2025-07-08 | Obshchestvo S Ogranichennoy Otvetstvennost'Yu “Obedinennaya Kompaniya Rusal Inzhenerno-Tekhnologicheskiy Tsentr” | Method for extracting scandium from scandium-containing materials |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU95109503A (en) | 1997-06-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US20250109456A1 (en) | Method of extracting lithium from spodumene and meanwhile recovering low iron and low sulfur silicon aluminum micro-powder, high purity gypsum, tantalum niobium concentrate and lithium rich iron material | |
| CA2272322C (en) | Removal of silica from bauxite | |
| US4614642A (en) | Method of producing an aluminium trihydroxide with a large, even particle size | |
| RU2078044C1 (en) | Method of aluminosilicate raw complex processing | |
| RU2048556C1 (en) | Method for recovery of aluminium, calcium and rare-earth metals from red mud | |
| RU2202516C1 (en) | Method of production of aluminum oxide | |
| RU2060941C1 (en) | Method for processing of alkaline aluminosilicate raw materials | |
| RU2181695C2 (en) | Method of processing of bauxites into alumina | |
| AU598763B2 (en) | Production of rare earth hydroxides from phosphate ores | |
| RU2041279C1 (en) | Method of processing scandium-containing aluminosilicate raw | |
| US2604379A (en) | Alumina extraction | |
| US4229423A (en) | Method of producing magnesium hydroxide | |
| US4474737A (en) | Process of purification of magnesic raw material | |
| RU2373152C2 (en) | Method of complex processing aluminosilicate material | |
| RU2198842C2 (en) | Method of magnesium oxide producing | |
| NO840866L (en) | PROCEDURE FOR MANUFACTURING AN ALUMINUM TRIHYDROXYD WITH LARGE GRANULOMETRY | |
| US3848055A (en) | Extraction of strontium values from celestite | |
| RU2613983C1 (en) | Method of producing alumina from chromiferous bauxites | |
| RU2750429C1 (en) | Method for obtaining magnetite | |
| SU1092142A1 (en) | Process for processing bauxites | |
| RU2744191C1 (en) | Complex for ash wastes processing | |
| RU2515735C1 (en) | Method to extract metals from silicate slags | |
| SU1736931A1 (en) | Method of producing alumina from nepheline stock | |
| RU2232716C1 (en) | Method of conversion of bauxites into alumina | |
| SU954373A1 (en) | Method of processing dawsonite kaolinite rock |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20080607 |