RU2485049C1 - Method of extracting scandium - Google Patents
Method of extracting scandium Download PDFInfo
- Publication number
- RU2485049C1 RU2485049C1 RU2011153525/05A RU2011153525A RU2485049C1 RU 2485049 C1 RU2485049 C1 RU 2485049C1 RU 2011153525/05 A RU2011153525/05 A RU 2011153525/05A RU 2011153525 A RU2011153525 A RU 2011153525A RU 2485049 C1 RU2485049 C1 RU 2485049C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- scandium
- leaching
- solid
- hours
- stage
- Prior art date
Links
- 229910052706 scandium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N scandium atom Chemical compound [Sc] SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 9
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 59
- PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M sodium fluoride Chemical compound [F-].[Na+] PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 26
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 24
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000011775 sodium fluoride Substances 0.000 claims abstract description 13
- 235000013024 sodium fluoride Nutrition 0.000 claims abstract description 13
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 claims abstract description 11
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 6
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 4
- GHPYJLCQYMAXGG-WCCKRBBISA-N (2R)-2-amino-3-(2-boronoethylsulfanyl)propanoic acid hydrochloride Chemical compound Cl.N[C@@H](CSCCB(O)O)C(O)=O GHPYJLCQYMAXGG-WCCKRBBISA-N 0.000 claims abstract description 3
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 2
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims 1
- 239000012224 working solution Substances 0.000 claims 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 6
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 abstract description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 2
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 3
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 5
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 4
- NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M potassium fluoride Chemical compound [F-].[K+] NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000011698 potassium fluoride Substances 0.000 description 2
- 235000003270 potassium fluoride Nutrition 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
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)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургической переработке минерального сырья, в частности, к скандийсодержащим «хвостам», полученным при обогащении титаномагнетитовых руд методом мокрой магнитной сепарации.The invention relates to hydrometallurgical processing of mineral raw materials, in particular, to scandium-containing "tails" obtained by enrichment of titanomagnetite ores by wet magnetic separation.
Известен способ двухстадийного сернокислотного выщелачивания с использованием фторидных добавок [патент РФ №2034074, С23В 59/00], заключающийся в том, что на первую стадию подается исходное сырье и раствор после экстракции скандия. Выщелачивание ведется при температуре 95°С, в течение 3 ч, при остаточной кислотности 35 г/л. На второй стадии твердый остаток после фильтрации выщелачивают серной кислотой в присутствии фторида калия при температуре 95°С в течение 12 ч при остаточной кислотности 198 г/л. Расход серной кислоты составил 1,2 т/т и фторида калия в пересчете на фтор 30 кг/т. Извлечение скандия 71,9%.A known method of two-stage sulfuric acid leaching using fluoride additives [RF patent No. 2034074, C23B 59/00], which consists in the fact that the first stage is fed with the feedstock and solution after extraction of scandium. Leaching is carried out at a temperature of 95 ° C, for 3 hours, with a residual acidity of 35 g / l. In the second stage, the solid residue after filtration is leached with sulfuric acid in the presence of potassium fluoride at a temperature of 95 ° C for 12 hours at a residual acidity of 198 g / l. The consumption of sulfuric acid was 1.2 t / t and potassium fluoride in terms of fluorine 30 kg / t. Scandium recovery 71.9%.
Однако этот способ связан с высоким расходом серной кислоты. Авторами предложен трехстадийный способ извлечения скандия из хвостов магнитной сепарации, включающий выщелачивание серной кислотой в присутствии фторида натрия и с рециркуляцией полученных растворов. На первую стадию подается сырье и оборотной раствор после экстракции скандия, серная кислота. Затем пульпа разделяется фильтрованием. На второй стадии используется часть объема полученного фильтрата, добавляется серная кислота и фторид натрия. На третьей стадии жидкая фаза разбавляется вдвое, серная кислота не добавляется.However, this method is associated with a high consumption of sulfuric acid. The authors proposed a three-stage method for extracting scandium from the tailings of magnetic separation, including leaching with sulfuric acid in the presence of sodium fluoride and with the recirculation of the resulting solutions. At the first stage, raw materials and circulating solution are fed after extraction of scandium, sulfuric acid. Then the pulp is separated by filtration. At the second stage, part of the volume of the obtained filtrate is used, sulfuric acid and sodium fluoride are added. In the third stage, the liquid phase is diluted in half, sulfuric acid is not added.
Техническим результатом предлагаемого изобретения является сокращение суммарного времени выщелачивания до 12 ч, расхода серной кислоты до 860 кг/т, фторида натрия в пересчете на фтор до 23 кг/т и повышение извлечения скандия до 78%.The technical result of the invention is to reduce the total leaching time to 12 hours, the consumption of sulfuric acid to 860 kg / t, sodium fluoride in terms of fluorine to 23 kg / t and increase the extraction of scandium to 78%.
Технический результат достигается тем, что скандий извлекают из хвостов магнитной сепарации. Выщелачивание ведут в три стадии, причем на первой стадии выщелачивание ведут оборотным раствором после экстракции скандия при температуре 30-50°С и соотношении Т:Ж=1:6-7 в течение 3-4 ч, затем пульпу разделяют на твердую и жидкую фазы, на второй стадии в твердую фазу возвращают часть полученного раствора от первой стадии и добавляют серную кислоту до концентрации 340-360 г/л и фторид натрия 20-25 кг фтора/т твердого, выщелачивание ведут при температуре 95-98°С и соотношении Т:Ж=1:2,5-3 в течение 3-4 ч, далее на третьей стадии пульпу разбавляют в соотношении Т:Ж=1:6,5-7,5 обработку ведут при температуре 95-98°С в течение 3-4 ч.The technical result is achieved by the fact that scandium is extracted from the tails of the magnetic separation. Leaching is carried out in three stages, and in the first stage, leaching is carried out with a circulating solution after extraction of scandium at a temperature of 30-50 ° C and a ratio of T: W = 1: 6-7 for 3-4 hours, then the pulp is separated into solid and liquid phases , at the second stage, a part of the obtained solution from the first stage is returned to the solid phase and sulfuric acid is added to a concentration of 340-360 g / l and sodium fluoride 20-25 kg of fluorine / t solid, leaching is carried out at a temperature of 95-98 ° C and a ratio of T : W = 1: 2.5-3 for 3-4 hours, then in the third stage, the pulp is diluted in the ratio T: W = 1: 6.5-7.5 treatment is carried out at a temperature of 95-98 ° C for 3-4 hours
Сущность заявляемого способа можно пояснить следующим образом.The essence of the proposed method can be explained as follows.
Пример 1. Предложенный способ был проверен на «хвостах» обогащения титаномагнетитовых руд методом мокрой магнитной сепарации, содержащих 0,012% скандия. На первую стадию подается сырье и оборотный раствор после экстракции скандия, содержащий 106 г/л серной кислоты и 100 кг/т свободной серной кислоты. Выщелачивание ведется при температуре 30°С и соотношении Т:Ж=1:6 в течение 3 ч, остаточная кислотность 55 г/л. Затем пульпа разделяется фильтрованием.Example 1. The proposed method was tested on the "tailings" of the enrichment of titanomagnetite ores by wet magnetic separation containing 0.012% scandium. The raw material and the circulating solution are fed into the first stage after scandium extraction, containing 106 g / l sulfuric acid and 100 kg / t free sulfuric acid. Leaching is carried out at a temperature of 30 ° C and a ratio of T: W = 1: 6 for 3 hours, residual acidity 55 g / L. Then the pulp is separated by filtration.
На второй стадии используется 50% объема полученного фильтрата, добавляется серная кислота в количестве 750 кг/т до концентрации 340 г/л. Расход фторида натрия в пересчете на фтор 20 кг/т. Выщелачивание осуществляется при соотношении твердого к жидкому Т:Ж=1:2,5 в течение 3 ч при температуре 95°С. Остаточная кислотность 175 г/л.In the second stage, 50% of the volume of the obtained filtrate is used, sulfuric acid is added in an amount of 750 kg / t to a concentration of 340 g / l. Sodium fluoride consumption in terms of fluorine 20 kg / t. Leaching is carried out at a ratio of solid to liquid T: W = 1: 2.5 for 3 hours at a temperature of 95 ° C. Residual acidity 175 g / l.
На третьей стадии пульпа разбавляется до соотношения Т:Ж=1:6,5. Серная кислота не добавляется. Время обработки 3 ч при температуре 95°С. Остаточная кислотность 106 г/л.In the third stage, the pulp is diluted to a ratio of T: W = 1: 6.5. Sulfuric acid is not added. Processing time 3 hours at a temperature of 95 ° C. The residual acidity is 106 g / l.
По данной технологии суммарное время выщелачивания 9 ч, расход серной кислоты 850 кг/т, фторида натрия в пересчете на фтор 20 кг/т, степень извлечения скандия в раствор 70%, содержание скандия в кеке 0,0036%.According to this technology, the total leaching time is 9 hours, the consumption of sulfuric acid is 850 kg / t, sodium fluoride in terms of fluorine is 20 kg / t, the degree of extraction of scandium in solution is 70%, the content of scandium in cake is 0.0036%.
Пример 2. На аналогичной пробе из примера 1 были проведены исследования. На первую стадию подается сырье и оборотный раствор после экстракции скандия, содержащий 100 г/л серной кислоты и 100 кг/т свободной серной кислоты. Выщелачивание вели при температуре 40°С и соотношении Т:Ж=1:7 в течение 4 ч. Остаточная кислотность 45 г/л. Полученная пульпа, после первой стадии, разделяется фильтрованием.Example 2. On a similar sample from example 1, studies were conducted. The raw material and the circulating solution are fed into the first stage after scandium extraction, containing 100 g / l sulfuric acid and 100 kg / t free sulfuric acid. Leaching was carried out at a temperature of 40 ° C and a ratio of T: W = 1: 7 for 4 hours. The residual acidity was 45 g / l. The resulting pulp, after the first stage, is separated by filtration.
На второй стадии используется 50% объема полученного фильтрата, добавляется серная кислота в количестве 760 кг/т до концентрации 356 г/л. Расход фторида натрия в пересчете на фтор 23 кг/т. Выщелачивание осуществляется при соотношении твердого к жидкому Т:Ж=1:3 в течение 4 ч при температуре 95°С. Остаточная кислотность 170 г/л.At the second stage, 50% of the volume of the obtained filtrate is used, sulfuric acid is added in an amount of 760 kg / t to a concentration of 356 g / l. Sodium fluoride consumption in terms of fluorine 23 kg / t. Leaching is carried out at a ratio of solid to liquid T: W = 1: 3 for 4 hours at a temperature of 95 ° C. Residual acidity 170 g / l.
На третьей стадии пульпа разбавляется до соотношения Т:Ж=1:7. Серная кислота не добавляется. Время обработки 4 ч при температуре 95°С. Остаточная кислотность 100 г/л.In the third stage, the pulp is diluted to a ratio of T: W = 1: 7. Sulfuric acid is not added. Processing time 4 hours at a temperature of 95 ° C. Residual acidity 100 g / l.
По данной технологии суммарное время выщелачивания 12 ч, расход серной кислоты 860 кг/т, фторида натрия в пересчете на фтор 23 кг/т, степень извлечения скандия в раствор 78,3%, содержание скандия в кеке 0,0026%. According to this technology, the total leaching time is 12 hours, the consumption of sulfuric acid is 860 kg / t, sodium fluoride in terms of fluorine is 23 kg / t, the degree of extraction of scandium in solution is 78.3%, the content of scandium in cake is 0.0026%.
Пример 3. Исследования проведены на материале из примера 1 с содержанием скандия 0,012%. На первую стадию подается сырье и оборотный раствор после экстракции скандия, содержащий 93 г/л серной кислоты и 105 кг/т свободной серной кислоты. Выщелачивание проводили при 50°С и соотношении Т:Ж=1:7 в течение 4 ч. Остаточная кислотность 41 г/л. Затем пульпа разделяется фильтрованием.Example 3. Studies were conducted on the material from example 1 with a scandium content of 0.012%. The raw material and the circulating solution are fed into the first stage after scandium extraction, containing 93 g / l of sulfuric acid and 105 kg / t of free sulfuric acid. Leaching was carried out at 50 ° C and a ratio of T: W = 1: 7 for 4 hours. Residual acidity 41 g / L. Then the pulp is separated by filtration.
На второй стадии используется 50% объема полученного фильтрата, добавляется серная кислота в количестве 770 кг/т до концентрации 360 г/л. Расход фторида натрия в пересчете на фтор 25 кг/т. Выщелачивание осуществляется при соотношении твердого к жидкому Т:Ж=1:3 в течение 4 ч при температуре 98°С. Остаточная кислотность 170 г/л.At the second stage, 50% of the volume of the obtained filtrate is used, sulfuric acid is added in an amount of 770 kg / t to a concentration of 360 g / l. Sodium fluoride consumption in terms of fluorine 25 kg / t. Leaching is carried out at a ratio of solid to liquid T: W = 1: 3 for 4 hours at a temperature of 98 ° C. Residual acidity 170 g / l.
На третьей стадии пульпа разбавляется до соотношения Т:Ж=1:7,5. Серная кислота не добавляется. Время обработки 4 ч при температуре 98°С. Остаточная кислотность 93 г/л.In the third stage, the pulp is diluted to a ratio of T: W = 1: 7.5. Sulfuric acid is not added. Processing time 4 hours at a temperature of 98 ° C. Residual acidity 93 g / l.
По данной технологии суммарное время выщелачивания 12 ч, расход серной кислоты 875 кг/т, фторида натрия в пересчете на фтор 25 кг/т, степень извлечения скандия в раствор 80%, содержание скандия в кеке 0,0024%.According to this technology, the total leaching time is 12 hours, the consumption of sulfuric acid is 875 kg / t, sodium fluoride in terms of fluorine is 25 kg / t, the degree of extraction of scandium in solution is 80%, the content of scandium in cake is 0.0024%.
Данные по примерам сведены в таблицу 1.The examples are summarized in table 1.
При соотношении Т:Ж=1:6 наблюдается извлечение скандия в раствор 54%, содержание скандия в кеке - 00,55%.At a ratio of T: W = 1: 6, scandium is extracted in a solution of 54%, and the scandium content in cake is 00.55%.
При соотношении Т:Ж=1:8 извлечение скандия в раствор не меняется, но увеличивается расход реагентов и объем аппаратуры.At a ratio of T: L = 1: 8, the extraction of scandium in solution does not change, but the consumption of reagents and the volume of equipment increase.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011153525/05A RU2485049C1 (en) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Method of extracting scandium |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011153525/05A RU2485049C1 (en) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Method of extracting scandium |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2485049C1 true RU2485049C1 (en) | 2013-06-20 |
Family
ID=48786233
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011153525/05A RU2485049C1 (en) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Method of extracting scandium |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2485049C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104046803A (en) * | 2014-06-04 | 2014-09-17 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | Method for recovering scandium from scandium-containing material in ore pulp extraction mode |
| RU2645068C2 (en) * | 2015-12-03 | 2018-02-15 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Пермский государственный национальный исследовательский университет" | Method of extracting scandium (iii) for its further determination in system containing antipirine and sulfosalicylic acid |
| CN107699718A (en) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 云南省核工业二0九地质大队 | A kind of method of extracting and separating rear earth element in leachate from Rare Earth Mine |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4988487A (en) * | 1989-10-24 | 1991-01-29 | Gte Laboratories Incorporated | Process for recovering metal values such as scandium, iron and manganese from an industrial waste sludge |
| RU2034074C1 (en) * | 1992-05-02 | 1995-04-30 | Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии | Method for extraction of scandium from pyroxenite raw material |
| SU1704483A1 (en) * | 1989-12-11 | 1996-10-27 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method of scandium and rare-earth elements extraction from red slime |
| RU2196184C2 (en) * | 2001-02-13 | 2003-01-10 | ООО Научно-производственная экологическая фирма "ЭКО-технология" | Method of processing scandium-containing solutions |
| RU2448176C2 (en) * | 2010-07-09 | 2012-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for extracting scandium from pyroxenite raw material |
-
2011
- 2011-12-28 RU RU2011153525/05A patent/RU2485049C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4988487A (en) * | 1989-10-24 | 1991-01-29 | Gte Laboratories Incorporated | Process for recovering metal values such as scandium, iron and manganese from an industrial waste sludge |
| SU1704483A1 (en) * | 1989-12-11 | 1996-10-27 | Казахский политехнический институт им.В.И.Ленина | Method of scandium and rare-earth elements extraction from red slime |
| RU2034074C1 (en) * | 1992-05-02 | 1995-04-30 | Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии | Method for extraction of scandium from pyroxenite raw material |
| RU2196184C2 (en) * | 2001-02-13 | 2003-01-10 | ООО Научно-производственная экологическая фирма "ЭКО-технология" | Method of processing scandium-containing solutions |
| RU2448176C2 (en) * | 2010-07-09 | 2012-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for extracting scandium from pyroxenite raw material |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104046803A (en) * | 2014-06-04 | 2014-09-17 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | Method for recovering scandium from scandium-containing material in ore pulp extraction mode |
| RU2645068C2 (en) * | 2015-12-03 | 2018-02-15 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Пермский государственный национальный исследовательский университет" | Method of extracting scandium (iii) for its further determination in system containing antipirine and sulfosalicylic acid |
| CN107699718A (en) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 云南省核工业二0九地质大队 | A kind of method of extracting and separating rear earth element in leachate from Rare Earth Mine |
| CN107699718B (en) * | 2017-10-10 | 2018-11-06 | 云南省核工业二0九地质大队 | A method of the extracting and separating rear earth element from Rare Earth Mine leachate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103468979B (en) | The method of scandium is reclaimed from smelting laterite-nickel ores iron aluminium slag | |
| CN104946889B (en) | A kind of method of extract and separate iron and aluminium from hydrochloric acid medium | |
| CN103468972B (en) | The treatment process of red soil nickel ore synthetical recovery scandium and nickel cobalt | |
| CN103484695B (en) | Treatment method for comprehensively recovering valuable elements from laterite-nickel ore | |
| CN104531995B (en) | The method of extracting zinc from low-grade material containing zinc leachate | |
| CN103468978B (en) | A kind of method carrying scandium from laterite nickel ore by sulfuric acid leaching liquid | |
| WO2013099551A1 (en) | Method for producing cobalt sulfate | |
| CN103421952A (en) | Synergic extraction agent and method for selectively extracting nickel in acidic nickeliferous solution through synergic extraction agent | |
| PH12015502424B1 (en) | Method for producing hematite for ironmaking | |
| RU2485049C1 (en) | Method of extracting scandium | |
| CN104480307A (en) | Mixed extraction agent for separating iron, aluminium and nickel-cobalt-magnesium from nickel oxide oresulfuric acid leaching solution as well as separation method | |
| CN102031371B (en) | Method for enriching germanium from wet process zinc smelting system | |
| CN102205279B (en) | Collective floatation method for recycling silvers from high leaching residues | |
| CN105648234A (en) | Separating method for zinc and cobalt in materials containing zinc and cobalt | |
| Zheng | Optimization of separation processing of copper and iron of dump bioleaching solution by Lix 984N in Dexing Copper Mine | |
| CN114058876B (en) | Method for extracting cobalt from cobalt-iron slag | |
| CN105671341A (en) | Dressing-metallurgy combined method for extracting beryllium oxide from alumoberyl beryllium ore | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| CN102874848A (en) | Method for recovering sodium bicarbonate and organic acid sodium salt from cyclohexanone waste alkali solution | |
| CN101519222A (en) | Method for processing mixed waste liquor containing zinc sulfate and manganese sulfate in nickel salt production process | |
| CN103469246A (en) | Iron removal method in production of manganese metal through electrolysis | |
| CN105838886A (en) | Method for extracting and recycling zinc from beneficiation tailing water of lead silver residues of zinc hydrometallurgy | |
| MX2008003249A (en) | Improvements in process for lixiviating and recovering silver and gold by electro-oxidised thiourea solutions. | |
| CN106636686B (en) | Hydrochloric acid method produces synthetic rutile and leaches the method for extracting scandium in mother liquor | |
| CN104831062A (en) | A method of extracting valuable elements by utilization of sulfur concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20191229 |