CN103667694A - 一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法 - Google Patents
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Abstract
一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法,将高磷鲕状赤铁矿磨至0.147mm以下,然后与一定浓度的盐酸浸出剂反应,取一定量的浸出剂加入一定质量的高磷鲕状赤铁矿进行反应,反应完成后分离得到的固体作为炼铁原料,而滤液继续处理相同质量的高磷鲕状赤铁矿,如此一直进行,直到分离出的固体中磷含量高于0.2%为止,多级错流浸出富铁脱磷完成。采用多级错流浸出的方法,使每次浸出后的滤液均与新的高磷鲕状赤铁矿接触,充分利用了滤液中的酸,整个流程形成闭路循环,高磷铁矿处理量大、用水量小。与一次性浸出以及两步酸浸法相比,不仅可高效脱除高磷鲕状赤铁矿中的磷,使脱磷率达90%~99%,还可降低滤液中铁的含量,大大减少铁的损失,使全铁的品位提高6%~12%。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工领域,特别涉及一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法。
背景技术
中国有着丰富的高磷铁矿资源,占总保有储量的14.86%,达74.5亿吨,这类铁矿自上世纪60年代发现以来,因含磷较高,一直没有可行的选矿手段有效脱磷,使之成为“废矿”。磷是钢铁冶炼过程中的主要有害元素之一,它使钢铁在冷加工中易于断裂,表现为“冷脆性”;另外,低温条件下的海洋用钢除了要求硫含量很低外,还要求磷含量非常低。有效开发利用这些含磷偏高的铁矿资源,不仅能缓解我国钢铁工业铁精矿的紧缺,而且还能够实现这部分贫矿的综合利用。
针对这个问题,国内外学者开发了多种从高磷铁矿中脱磷的技术。铁水预处理脱磷是将炼钢铁水在入转炉或电炉前,加入碱性氧化物或碱性渣与铁水中的磷发生反应形成磷渣进行脱磷。此冶炼脱磷法效果好,但成本高昂,在国外已经取得了较大的进展,而我国还处于基础研究阶段。浮选脱磷法会影响铁精矿的碱度,影响矿石自熔性,增加产品粘度和处理难度。磁选脱磷时,强磁设备容易堵塞,并且脱磷率低,铁损失量大,回收率也比较低。微生物脱磷虽然有环境污染小的优点,但是浸矿所需的细菌需要进行采集、分离、培养和驯化。对于自养菌,其存在着生长速度慢的缺点,异养菌则需要为其提供有机营养,增加了工业生产成本,实际应用比较困难。现在应用比较广泛的是化学脱磷法,其浸出脱磷效率很高,易于用于工业生产。其中采用酸浸法脱除高磷铁矿中的磷有较好的前景。但是传统的酸浸法工艺多采用直接酸浸脱磷,超声波酸浸脱磷以及氯化焙烧-酸浸脱磷等。
传统酸浸法脱磷使矿石与浸出剂直接接触反应,然后分离得到脱磷后的铁矿石和脱磷废水,属于一次性脱磷工艺。卢尚文等对一次性酸浸脱磷进行了较多研究,此工艺尽管磷的浸出率可以达到90%以上,但耗酸量大,浸出脱磷后的废水酸度高,不易处理,对环境的污染大。沈少波提出了两步酸浸法脱除高磷铁矿中的磷,但这种方法不可避免的导致铁的损失大,难以有效提高矿石的品位。
基于以上分析,迫切需要开发一种既能将高磷鲕状赤铁矿中的磷脱除又能尽可能降低铁损失、提高铁品位的脱磷新技术。
发明内容
为解决上述现有技术存在的问题,本发明提出一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法,采用多级错流浸出的方法,使每次浸出后的滤液均与新的高磷鲕状赤铁矿接触,充分利用了滤液中的酸,整个流程形成闭路循环,关键是具有高磷铁矿处理量大、用水量小的优点。而且与一次性浸出以及两步酸浸法相比,不仅可高效脱除高磷鲕状赤铁矿中的磷,使脱磷率达90%~99%,最重要的是还可降低滤液中铁的含量,大大减少铁的损失,使全铁的品位提高6%~12%。
为达到上述目的,本发明的技术方案为:
1、一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法,包括如下步骤,
(1)将高磷鲕状赤铁矿石磨制为粒度小于0.147mm的高磷鲕状赤铁矿粉;
(2)常温下,将高磷鲕状赤铁矿粉与一定浓度盐酸浸出剂混合并搅拌反应30~60min;
(3)步骤(2)反应完全后进行固液分离,分别得到固体和滤液,固体作为炼铁原料;
(4)将步骤(3)分离得到的滤液作为浸出剂重复步骤(2)、(3)操作;
(5)检测步骤(4)得到固体中磷的含量,若含量低于0.2%,错流浸出操作完成,将所得固体直接作为炼铁原料;若磷含量高于0.2%,则继续重复步骤(4)直到分离得到的固体中磷含量低于0.2%时,错流浸出操作完成,将所得固体直接作为炼铁原料。
所述的盐酸浸出剂的配制方法为:用质量百分比35%~37%的浓盐酸与自来水或除杂净化后的错流浸出产生的废液进行混合配制,浓度为1.0~3.0mol/L。
步骤(2)的反应条件为:高磷鲕状赤铁矿粉与盐酸浸出剂的液固比3∶1~6∶1,搅拌转速150~300r/min。
选取的鲕状赤铁矿含磷0.5%~1.15%,全铁品位38%~54%。
本发明相对于现有技术的有益效果为:
本发明利用铁矿粉在酸度降低的环境中能吸附铁离子的现象,采用盐酸错流浸出高磷鲕状赤铁矿的方法,同时达到脱除高磷鲕状赤铁矿中的磷和降低滤液中铁含量、提高铁品位的目的,并且可以充分利用浸出液中的盐酸。浸出液作为下一级反应的浸出剂循环使用,可降低生成成本,并减少对环境的污染。采用多级错流浸出的方法,使每次浸出后的滤液均与新的高磷鲕状赤铁矿接触,充分利用了滤液中的酸,整个流程形成闭路循环,关键是具有高磷铁矿处理量大、用水量小的优点。而且与一次性浸出以及两步酸浸法相比,不仅可高效脱除高磷鲕状赤铁矿中的磷,使脱磷率达90%~99%,最重要的是还可降低滤液中铁的含量,大大减少铁的损失,使全铁的品位提高6%~12%。
附图说明
图1为本发明一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法中的磷流程。
其中所加的高磷鲕状赤铁矿粉质量均为M,固液分离得到的炼铁原料质量为m,浸出级数为n-1。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明做进一步详细说明:
实施例1.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.5mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比3∶1,常温,转速300r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为49%、磷含量1.125%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料1与滤液1,原料1的全铁含量为58.3%及磷含量0.086%;以滤液1为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料1’与滤液1’,原料1’全铁含量为59.1%及磷含量0.127%;以滤液1’为浸出剂重复滤液1的操作,得到炼铁原料1”与滤液1”,炼铁原料1”全铁含量为60.3%,磷含量0.184%,浸出级数为三级。
实施例2.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.5mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比3∶1,常温,转速250r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为52.4%、磷含量0.82%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料2与滤液2,原料2的全铁含量为60.8%及磷含量0.086%;以滤液2为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料2’与滤液2’,原料2’全铁含量为61.5%及磷含量0.127%;以滤液2’为浸出剂重复滤液2的操作,得到炼铁原料2”与滤液2”。炼铁原料2”全铁含量为62.4%,磷含量0.164%,浸出级数为三级。
实施例3.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比3∶1,常温,转速250r/min的条件下加入粒度小于0.147mm,全铁含量为46%、磷含量0.82%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料3与滤液3,原料3的全铁含量为51.5%及磷含量0.090%;以滤液3为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料3’与滤液3’。炼铁原料3’全铁含量为53.2%,磷含量0.133%,浸出级数为两级。
实施例4.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比3∶1,常温,转速300r/min的条件下加入粒度小于0.147mm,全铁含量为43%、磷含量1.125%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料4与滤液4,原料4的全铁含量为49.4%及磷含量0.093%;以滤液4为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料4’与滤液4’。炼铁原料4’全铁含量为51.1%,磷含量0.154%,浸出级数为两级。
实施例5.用自来水和浓盐酸配制浓度为1.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比4∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度小于0.147mm,全铁含量为49%、磷含量0.82%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料5与滤液5,原料5的全铁含量为55.8%及磷含量0.096%;以滤液5为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料5’与滤液5’。炼铁原料5’全铁含量为57.3%,磷含量0.179%,浸出级数为两级。
实施例6.用自来水和浓盐酸配制浓度为1.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比6∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度小于0.147mm,全铁含量为52.4%、磷含量1.125%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌30min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料6与滤液6,原料6的全铁含量为59.8%及磷含量0.095%;以滤液6为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌30min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料6’与滤液6’。炼铁原料6’全铁含量为61.3%,磷含量0.160%,浸出级数为两级。
实施例7.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比4∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为52.4%、磷含量0.52%的高磷铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料7与滤液7,原料7的全铁含量为61.2%及磷含量0.070%;以滤液7为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料7’与滤液7’。炼铁原料7’全铁含量为62.3%,磷含量0.122%,浸出级数为两级。
实施例8.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比6∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为49%、磷含量0.715%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料8与滤液8,原料8的全铁含量为60.2%及磷含量0.063%;以滤液8为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料8’与滤液8’,原料8’全铁含量为62.5%及磷含量0.101%;以滤液8’为浸出剂重复滤液8的操作,得到炼铁原料8”与滤液8”。炼铁原料8”全铁含量为63.7%,磷含量0.153%,浸出级数为三级。
实施例9.将实施例7中得到的滤液7’加热到60℃后,边搅拌边加入Ca(OH)2粉末,直到溶液pH值在8~9之间时停止加入,然后加热搅拌约30min。待浑浊液冷却、静置澄清12h后,取得到的上清液配制盐酸浓度为2.5mol/L的浸出剂。在液固比4∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为43%、磷含量0.715%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料9与滤液9,原料9的全铁含量为50.7%及磷含量0.079%;以滤液9为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料9’与滤液9’,原料9’全铁含量为52.2%及磷含量0.103%;以滤液9’为浸出剂重复滤液9的操作,得到炼铁原料9”与滤液9”。炼铁原料9”全铁含量为53.7%,磷含量0.175%,浸出级数为三级。
实施例10.用自来水和浓盐酸配制浓度为2.5mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比6∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,磷含量0.52%、全铁含量为46%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料10与滤液10,原料10的全铁含量为52.1%及磷含量0.054%;以滤液10为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料10’与滤液10’,原料10’全铁含量为54.7%及磷含量0.087%;以滤液10’为浸出剂重复滤液10的操作,得到炼铁原料10”与滤液10”,原料10”全铁含量为56.9%及磷含量0.124%;以滤液10”为浸出剂再重复滤液10的操作,得到炼铁原料103#与滤液103#。炼铁原料103#含磷含量0.165%,全铁含量为57.2%,浸出级数为四级。
实施例11.将实施例7中得到的滤液7’加热到60℃后,边搅拌边加入Ca(OH)2粉末,直到溶液pH值在8~11之间时停止加入,然后加热搅拌约30min。待浑浊液冷却、静置澄清12h后,取得到的上清液配制盐酸浓度为3.0mol/L的浸出剂。在液固比3∶1,常温,转速300r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为52.4%、磷含量0.715%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料11与滤液11,原料11的全铁含量为61.4%及磷含量0.081%;以滤液11为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料11’与滤液11’,原料11’全铁含量为62.6%及磷含量0.127%;以滤液11’为浸出剂重复滤液11的操作,得到炼铁原料11”与滤液11”。炼铁原料11”全铁含量为64.3%,磷含量0.182%,浸出级数为三级。
实施例12.用自来水和浓盐酸配制浓度为3.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比3∶1,常温,转速250r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为49%、磷含量0.52%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料12与滤液12,原料12的全铁含量为59.6%及磷含量0.067%;以滤液12为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料12’与滤液12’,原料12’全铁含量为61.7%及磷含量0.093%;以滤液12’为浸出剂重复滤液12的操作,得到炼铁原料12”与滤液12”。炼铁原料12”全铁含量为62.4%,磷含量0.159%,浸出级数为三级。
实施例13.用自来水和浓盐酸配制浓度为3.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比4∶1,常温,转速200r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为46%、磷含量1.125%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌45min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料13与滤液13,原料13的全铁含量为51.9%及磷含量0.075%;以滤液13为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌45min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料13’与滤液13’,原料13’全铁含量为53.8%及磷含量0.113%;以滤液13’为浸出剂重复滤液13的操作,得到炼铁原料13”与滤液13”,原料13”全铁含量为55.4%及磷含量0.172%;以滤液13”为浸出剂再重复滤液13的操作,得到炼铁原料133#与滤液133#。炼铁原料133#全铁含量为56.7%,磷含量0.185%,浸出级数为四级。
实施例14.用自来水和浓盐酸配制浓度为3.0mol/L的盐酸溶液作为浸出剂,在液固比6∶1,常温,转速150r/min的条件下加入粒度0.147mm以下,全铁含量为43%、磷含量0.82%的高磷鲕状赤铁矿粉50g,搅拌30min,停止搅拌后过滤,得到炼铁原料14与滤液14,原料14的全铁含量为51.4%及磷含量0.078%;以滤液14为浸出剂在上述同样条件下加入同样量的高磷鲕状赤铁矿粉,搅拌30min,停止搅拌后过滤,再得到炼铁原料14’与滤液14’,原料14’全铁含量为52.9%及磷含量0.102%;以滤液14’为浸出剂重复滤液14的操作,得到炼铁原料14”与滤液14”,原料14”全铁含量为54.2%及磷含量0.170%;以滤液14”为浸出剂再重复滤液14的操作,得到炼铁原料143#与滤液143#。炼铁原料143#全铁含量为54.4%,磷含量0.183%,浸出级数为四级。
以上所述,仅为本发明的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何不经过创造性劳动想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此,本发明的保护范围应该以权利要求书所限定的保护范围为准。
Claims (4)
1.一种高磷鲕状赤铁矿错流浸出富铁脱磷的方法,其特征在于:包括如下步骤,
(1)将高磷鲕状赤铁矿石磨制为粒度小于0.147mm的高磷鲕状赤铁矿粉;
(2)常温下,将高磷鲕状赤铁矿粉与一定浓度盐酸浸出剂混合并搅拌反应30~60min;
(3)步骤(2)反应完全后进行固液分离,分别得到固体和滤液,固体作为炼铁原料;
(4)将步骤(3)分离得到的滤液作为浸出剂重复步骤(2)、(3)操作;
(5)检测步骤(4)得到固体中磷的含量,若含量低于0.2%,错流浸出操作完成,将所得固体直接作为炼铁原料;若磷含量高于0.2%,则继续重复步骤(4)直到分离得到的固体中磷含量低于0.2%时,错流浸出操作完成,将所得固体直接作为炼铁原料。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的盐酸浸出剂的配制方法为:用质量百分比35%~37%的浓盐酸与自来水或除杂净化后的错流浸出产生的废液进行混合配制,浓度为1.0~3.0mol/L。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于反应条件为:高磷鲕状赤铁矿粉与盐酸浸出剂的液固比3∶1~6∶1,搅拌转速150~300r/min。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,选取的鲕状赤铁矿含磷0.5%~1.15%,全铁品位38%~54%。
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Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103882225A (zh) * | 2014-04-04 | 2014-06-25 | 北京科技大学 | 一种酸浸脱除高磷铁矿中的磷及酸液循环利用的方法 |
KR101630986B1 (ko) | 2014-12-19 | 2016-06-16 | 주식회사 포스코 | 고린 철광석을 사용한 저린 환원철의 제조방법 |
CN108642279A (zh) * | 2018-04-13 | 2018-10-12 | 中南大学 | 一种硫磷混酸加压逆流分解黑钨矿的方法 |
CN113042201A (zh) * | 2021-03-30 | 2021-06-29 | 酒泉钢铁(集团)有限责任公司 | 一种高磷赤铁矿提铁除磷工艺 |
Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102268539A (zh) * | 2011-08-03 | 2011-12-07 | 北京科技大学 | 一种两步酸浸脱除高磷铁矿中磷的方法 |
-
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Patent Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102268539A (zh) * | 2011-08-03 | 2011-12-07 | 北京科技大学 | 一种两步酸浸脱除高磷铁矿中磷的方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
余锦涛等: "高磷鲕状铁矿酸浸脱鳞", 《北京科技大学学报》 * |
夏文堂等: "高磷铁矿选择性除磷工艺研究", 《湿法冶金》 * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103882225A (zh) * | 2014-04-04 | 2014-06-25 | 北京科技大学 | 一种酸浸脱除高磷铁矿中的磷及酸液循环利用的方法 |
KR101630986B1 (ko) | 2014-12-19 | 2016-06-16 | 주식회사 포스코 | 고린 철광석을 사용한 저린 환원철의 제조방법 |
CN108642279A (zh) * | 2018-04-13 | 2018-10-12 | 中南大学 | 一种硫磷混酸加压逆流分解黑钨矿的方法 |
CN108642279B (zh) * | 2018-04-13 | 2020-05-26 | 中南大学 | 一种硫磷混酸加压逆流分解黑钨矿的方法 |
CN113042201A (zh) * | 2021-03-30 | 2021-06-29 | 酒泉钢铁(集团)有限责任公司 | 一种高磷赤铁矿提铁除磷工艺 |
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Legal Events
Date | Code | Title | Description |
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PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20140326 |