CN104291383A - 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 - Google Patents
一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN104291383A CN104291383A CN201310298304.6A CN201310298304A CN104291383A CN 104291383 A CN104291383 A CN 104291383A CN 201310298304 A CN201310298304 A CN 201310298304A CN 104291383 A CN104291383 A CN 104291383A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- iron
- dissolution
- slag
- solid
- aluminum
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Granted
Links
Landscapes
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,采用碱酸介质两段湿法溶出联合工艺分离矿中铝、铁和硅组分。一段碱介质溶出过程运用拜耳法,用低碱浓度的铝酸钠溶液在低温下溶出矿中的三水铝石,并将一段溶出液经晶体分解提取氢氧化铝,种分母液返回一段碱介质溶出过程;二段酸介质溶出过程是用一定浓度的硫酸溶液处理一段渣,使渣中的铝和铁均高效溶出并实现与硅组分等酸不溶物分离,溶出液相加氨水调节酸度,使铝以硫酸铝铵晶体析出并与铁分离,分离铝后的液相进一步升高温度沉淀铁得到富铁渣,富铁渣经煅烧后获得可用作炼铁原料的氧化铁。碱酸介质两段湿法溶出工艺的耦合,可实现高铁三水铝石型铝土矿中铝、铁和硅组分的分离及铝铁的综合利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,具体地说是涉及一种采用碱酸介质两段湿法溶出联合工艺分离铝、铁和硅组分,最终实现高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法。
背景技术
铝和铁是国民经济发展的支柱产业。铝与国民经济的关联度高达91%,氧化铝产量的90%用于电解制备金属铝。铝土矿是提取氧化铝的主要原料,铁矿石是炼铁的主要原料,随着我国钢铁产业和氧化铝产业的迅猛增加,铁矿石和铝土矿资源的供求矛盾日益突出。近年来,我国铁矿石和铝土矿的对外依存度均已高达60%,加上澳大利亚铁矿石资源的价格连年上涨、印尼铝土矿资源的出口限制,严重影响我国钢铁和氧化铝工业的生产安全。因此,依靠技术进步以开采我国尚未利用的难处理铁、铝资源具有重要意义。
我国广西和福建拥有大量特色高铁三水铝石型铝土矿,仅广西中部的贵港、宾阳和横县等地已探明的三水铝石矿资源储量超过2亿吨,是我国目前已知规模最大的高铁三水铝石矿矿床。高铁三水铝石型铝土矿主要由三水铝石、针铁矿、赤铁矿、高岭土、石英、锐钛矿等矿物组成,其主要化学成分为Al2O3、Fe2O3、SiO2和H2O等,其中含Al2O320~37%,Fe2O3多在20%以上,最高可达40%~50%,含SiO24~12%、A/S(铝硅比,氧化铝和二氧化硅的质量比)较低,一般在2.6~5.4之间。虽然矿石中铝、铁等主要组分总量较高,但当直接用于提铝时,矿石中Al2O3含量和A/S两个重要指标均未能满足目前氧化铝生产工艺的要求;当直接用于炼铁时,Al2O3含量过高影响高炉操作,且Fe2O3含量未达到炼铁的要求。目前,该矿为呆滞资源。
多年来,国内外就高铁铝土矿资源的铝铁分离开展了大量的研究,报道较多的主要是如下三种典型工艺:(1)“先选后冶”,即采用磁选、浮选等选矿方法获得高品位的铝精矿和铁精矿,然后分别提取铝和铁的方法;虽然此法能在一定程度上实现铝铁的分离,但由于高铁铝土矿中铁铝矿物粒度细微、相互胶结、类质同象现象明显,矿物的单体解离性能差,故分离效率不高,大量选矿尾矿中夹带的铝和铁难以利用,资源利用率不高。(2)“先铁后铝”,即用高炉或电炉冶炼提铁,炉渣浸出提铝的方法;该法能有效实现铁铝分离,但存在提铁成本较高、炼铁时造渣困难等问题。(3)“先铝后铁”,即为利用拜耳法先提取氧化铝,后从拜耳法赤泥中回收铁的方法;对于不同类型的高铁铝土矿,拜耳法溶出条件不同,适于处理(有效Al2O3/活性SiO2)较高的高铁铝土矿;赤泥中铁回收可采用煤基还原、磁选等方法,但回收经济性及回收效率难以保证。
除上述方法外,近年来也有大量的酸法研究报道,浸出介质包括盐酸和硫酸等。以盐酸为浸出介质时,各种不同工艺的区别在于铁和铝分离方法的不同,可采用萃取分离、蒸发结晶-碱介质转化分离、直接碱介质转化分离等。涉及硫酸介质的方法主要包括两段硫酸浸出工艺、硫酸铵焙烧工艺、硫酸化焙烧工艺等。虽理论上能实现高铁铝土矿中铝铁分离,但酸法普遍存在流程较复杂、浸出介质循环代价高、对设备要求高等问题。
发明内容
本发明的目的是为克服现有高铁铝土矿铁铝综合利用存在的流程复杂、能耗高等不足,提供一种技术可行、经济合理的碱酸介质两段湿法溶出处理高铁三水铝石型铝土矿的联合工艺,实现铝、铁、硅组分分离并综合利用的新方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,是采用碱酸介质两段湿法溶出工艺实现铝、铁、硅组分的高效分离及铝、铁组分的产品化。该方法一段碱介质溶出采用低温低碱拜耳法实现高铁三水铝石型铝土矿中以三水铝石赋存的铝组分的提取与产品化,二段酸介质溶出采用一定浓度的硫酸溶液处理一段溶出渣,以实现渣中铝和铁的高效溶出并与硅组分等酸不溶物分离,二段溶出液加氨水进一步分离铝和铁。其特征在于该方法的操作过程包括:
(a)将高铁三水铝石型铝土矿磨细至粒度74μm以下后,将矿与一定Na2O浓度和分子比(定义为氧化钠与氧化铝的摩尔比,用MR表示)的铝酸钠溶液混合,铝酸钠溶液与铝土矿混合的液固比(用体积质量比表示)按照配料分子比1.3~1.8折算,将混合料浆于80~150°C下反应5~120min,反应结束后趁热进行液固分离,固相为一段溶出渣,液相为铝酸钠精液;
(b)步骤(a)结束后,将步骤(a)获得的铝酸钠精液调整Na2O浓度至180g/L以下,并采用晶种分解法进行种分,获得氢氧化铝产品和分子比为2.0~4.0的种分母液,种分母液返回至步骤(a)重新溶出高铁三水铝石型铝土矿;
(c)步骤(a)结束后,分析一段溶出渣中的Al2O3和Fe2O3含量,按照渣中Al2O3和Fe2O3全部与H2SO4反应所需H2SO4理论量的1~2.5倍配料,将一段溶出渣与一定浓度的硫酸溶液混合,将混合料浆置于耐酸压力釜中于一定温度下反应一定时间,反应结束后趁热进行液固分离,固相为富集硅的残渣,液相为富含Al3+和Fe3+的二段溶出液;
(d)步骤(c)结束后,往二段溶出液中添加一定量的氨水,将二段溶出液的酸度调节至一定的pH值,并在低温下搅拌反应0.5~3h,反应结束液固分离,固相为硫酸铝铵产品;
(e)步骤(d)结束后,将步骤(d)分离获得的滤液至于耐酸压力釜中,并在一定温度下搅拌反应0.5~4h,反应结束后降温排压并液固分离,分离获得的液相返回至步骤(c),用于稀释浓硫酸配置用于处理一段溶出渣的硫酸溶液,分离获得的固相为富铁渣,富铁渣经煅烧后获得氧化铁固相,用作炼铁原料。
本发明的方法,其特征在于步骤(a)中用于溶出铝土矿的铝酸钠溶液Na2O浓度为80~250g/L、分子比为2.0~4.0。
本发明的方法,其特征在于步骤(c)中用于处理一段溶出渣的硫酸溶液的质量浓度为10%~50%。
本发明的方法,其特征在于步骤(c)中硫酸溶液处理一段溶出渣的温度为60~150°C,反应时间为0.5~4h。
本发明的方法,其特征在于步骤(d)中加氨水调节二段溶出液酸度沉铝时的pH值为0.5~3.0,沉铝温度为20°C~50°C。
本发明的方法,其特征在于步骤(e)中制备富铁渣的温度为90~160°C。
一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,不同于已有高铁铝土矿处理技术,该方法采用碱酸介质两段湿法溶出联合工艺分离矿中铝、铁和硅组分。一段碱介质溶出过程运用低温低碱拜耳法,用低碱浓度的铝酸钠溶液在低温下溶出高铁三水铝石矿中的三水铝石,并将一段溶出液经晶种分解提取氢氧化铝产品,种分母液返回一段碱介质溶出过程;二段酸介质溶出过程是用一定浓度的硫酸溶液进一步处理一段溶出渣,使渣中的铝和铁均高效溶出并实现与硅组分等酸不溶物分离,二段溶出液相加氨水调节酸度,使得铝以硫酸铝铵晶体析出并与铁分离,分离铝后的液相进一步升温使铁沉淀制备富铁渣,富铁渣经煅烧后获得可用作炼铁原料的氧化铁。碱酸介质两段湿法溶出工艺的耦合,可实现高铁三水铝石型铝土矿中铝、铁和硅组分的分离及铝、铁资源的综合利用。本发明工艺流程简单,其应用将为我国特色的高铁三水铝石型铝土矿资源的开发提供一个有效的方法。
附图说明
图1为本发明可适用的工艺流程图。
具体实施方案
下面通过结合附图和实施例进一步阐述本发明的实施过程与步骤。应该理解的是这些实施例仅仅用于进一步说明本发明的实验方案,而不是用于限定本发明。
本发明适合处理高铁三水铝石型铝土矿,实施例中所用的原矿成分为:Al2O339.9%、Fe2O328.9%、SiO212.8%,并将原矿磨细至74μm以下。原料高铁三水铝石矿的组成也可采用其它组成成分及具体含量,这不能用于限制本发明的保护范围。
实施例1
配置Na2O浓度100g/L、分子比3.0的铝酸钠溶液,按照液固比(体积质量比7:1)将高铁三水铝石矿与铝酸钠溶液混合,此时配料分子比为1.47,将混合料浆于100°C下反应60min,反应结束趁热进行液固分离,得到一段溶出液和一段溶出渣,一段溶出液勿需调整碱浓度直接经晶种分解法提取氢氧化铝;配置硫酸质量浓度为20%的硫酸溶液,根据一段溶出渣中Al2O3和Fe2O3的含量,计算得出一段溶出渣中铝和铁与硫酸完全反应所需的理论硫酸量,将理论量1.5倍的20%的硫酸溶液与该一段溶出渣进行配料,并将混合料浆置于耐酸压力釜中于125°C下反应0.5h,反应结束后趁热进行液固分离,得到二段溶出液和SiO2含量高达66.08%的富硅渣;往二段溶出液中添加氨水调节pH值至1.5,并在25°C下搅拌反应1h后液固分离,得到十二水硫酸铝铵产品;液固分离得到的液相置于耐酸压力釜中于130°C下反应1h,反应结束后降温排压并液固分离,得到富铁渣固相,富铁渣固相经煅烧获得可作为炼铁原料的氧化铁,液相返回用于稀释浓硫酸。碱酸介质两段湿法溶出联合工艺可实现高铁三水铝石矿中铝铁的综合利用,其中铝的总回收率达90.76%,铁的总回收率达96.64%。
实施例2
配置Na2O浓度250g/L、分子比4.0的铝酸钠溶液,按照液固比(体积质量比)3:1将高铁三水铝石矿与铝酸钠溶液混合,此时配料分子比为1.74,将混合料浆于130°C下反应20min,反应结束趁热进行液固分离,得到的一段溶出液调整Na2O浓度至180g/L以下后进入种分工序提取氢氧化铝;配置硫酸质量浓度为30%的硫酸溶液,根据一段溶出渣中Al2O3和Fe2O3的含量,计算得出一段溶出渣中铝和铁与硫酸完全反应所需的理论硫酸量,将理论量1.3倍的30%的硫酸溶液与该一段溶出渣进行配料,并将混合料浆置于耐酸压力釜中于80°C下反应2.0h,反应结束后趁热进行液固分离,得到二段溶出液和SiO2含量高达62.31%的富硅渣;往二段溶出液中添加氨水调节pH值至2.0,并在25°C下搅拌反应0.5h后液固分离,得到十二水硫酸铝铵产品;液固分离得到的液相置于耐酸压力釜中于90°C下反应4.0h,反应结束后液固分离,得到富铁渣固相,富铁渣固相经煅烧获得可作为炼铁原料的氧化铁,液相返回用于稀释浓硫酸。碱酸介质两段湿法溶出联合工艺可实现高铁三水铝石矿中铝铁的综合利用,其中铝的总回收率达92.86%,铁的总回收率达97.58%。
实施例3
配置Na2O浓度150g/L、分子比2.0的铝酸钠溶液,按照液固比(体积质量比)10:1将高铁三水铝石矿与铝酸钠溶液混合,此时配料分子比为1.51,将混合料浆于90°C下反应120min,反应结束趁热进行液固分离,得到的一段溶出液勿需调整碱浓度直接进入种分工序提取氢氧化铝;配置硫酸质量浓度为40%的硫酸溶液,根据一段溶出渣中Al2O3和Fe2O3的含量,计算得出一段溶出渣中铝和铁与硫酸完全反应所需的理论硫酸量,将理论量2.0倍的40%的硫酸溶液与该一段溶出渣进行配料,并将混合料浆置于耐酸压力釜中于140°C下反应2.5h,反应结束后趁热进行液固分离,得到二段溶出液和SiO2含量高达67.54%的富硅渣;往二段溶出液中添加氨水调节pH值至2.5,并在35°C下搅拌反应0.5h后液固分离,得到十二水硫酸铝铵产品;液固分离得到的液相置于耐酸压力釜中于120°C下反应2.5h,反应结束后降温排压并液固分离,得到富铁渣固相,富铁渣固相经煅烧获得可作为炼铁原料的氧化铁,液相返回用于稀释浓硫酸。碱酸介质两段湿法溶出联合工艺可实现高铁三水铝石矿中铝铁的综合利用,其中铝的总回收率达91.27%,铁的总回收率达95.35%。
实施例4
配置Na2O浓度200g/L、分子比3.0的铝酸钠溶液,按照液固比(体积质量比)2.8:1将高铁三水铝石矿与铝酸钠溶液混合,此时配料分子比为1.30,将混合料浆于120°C下反应5min,反应结束在趁热进行液固分离,得到的一段溶出液调整Na2O浓度至180g/L以下后进入种分工序提取氢氧化铝;配置硫酸质量浓度为25%的硫酸溶液,根据一段溶出渣中Al2O3和Fe2O3的含量,计算得出一段溶出渣中铝和铁与硫酸完全反应所需的理论硫酸量,将理论量1.0倍的25%的硫酸溶液与该一段溶出渣进行配料,并将混合料浆置于耐酸压力釜中于125°C下反应3.0h,反应结束后趁热进行液固分离,得到二段溶出液和SiO2含量高达64.28%的富硅渣;往二段溶出液中添加氨水调节pH值至3.0,并在45°C下搅拌反应0.5h后液固分离,得到十二水硫酸铝铵产品;液固分离得到的液相置于耐酸压力釜中于140°C下反应4.0h,反应结束后降温排压并液固分离,得到富铁渣固相,富铁渣固相经煅烧获得可作为炼铁原料的氧化铁,液相返回用于稀释浓硫酸。碱酸介质两段湿法溶出联合工艺可实现高铁三水铝石矿中铝铁的综合利用,其中铝的总回收率达93.49%,铁的总回收率达97.23%。
实施例5
配置Na2O浓度100g/L、分子比3.5的铝酸钠溶液,按照液固比(体积质量比)9:1将高铁三水铝石矿与铝酸钠溶液混合,此时配料分子比为1.80,将混合料浆于150°C下反应60min,反应结束趁热进行液固分离,得到的一段溶出液勿需调整碱浓度直接进入种分工序提取氢氧化铝;配置硫酸质量浓度为35%的硫酸溶液,根据一段溶出渣中Al2O3和Fe2O3的含量,计算得出一段溶出渣中铝和铁与硫酸完全反应所需的理论硫酸量,将理论量2.5倍的35%的硫酸溶液与该一段溶出渣进行配料,并将混合料浆置于耐酸压力釜中于150°C下反应4.0h,反应结束后趁热进行液固分离,得到二段溶出液和SiO2含量高达69.65%的富硅渣;往二段溶出液中添加氨水调节pH值至2.0,并在50°C下搅拌反应0.5h后液固分离,得到十二水硫酸铝铵产品;液固分离得到的液相置于耐酸压力釜中于160°C下反应1.0h,反应结束后降温排压并液固分离,得到富铁渣固相,富铁渣固相经煅烧获得可作为炼铁原料的氧化铁,液相返回用于稀释浓硫酸。碱酸介质两段湿法溶出联合工艺可实现高铁三水铝石矿中铝铁的综合利用,其中铝的总回收率达94.65%,铁的总回收率达97.94%。
Claims (6)
1.一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于该方法的操作过程包括:
(a)将高铁三水铝石型铝土矿磨细至粒度74μm以下后,将矿与一定Na2O浓度和分子比的铝酸钠溶液混合,分子比定义为Na2O与Al2O3的摩尔比,用MR表示,铝酸钠溶液与铝土矿混合的液固比按照配料分子比1.3~1.8折算,液固比用体积质量比表示,将混合料浆置于80~150°C下反应5~120min,反应结束后趁热进行液固分离,固相为一段溶出渣,液相为铝酸钠精液;
(b)步骤(a)结束后,将步骤(a)获得的铝酸钠精液调整Na2O浓度至180g/L以下,并采用晶种分解法进行种分,获得氢氧化铝产品和分子比为2.0~4.0的种分母液,种分母液返回至步骤(a)重新溶出高铁三水铝石型铝土矿;
(c)步骤(a)结束后,分析一段溶出渣中的Al2O3和Fe2O3的含量,按照渣中Al2O3和Fe2O3全部与H2SO4反应所需H2SO4理论量的1~2.5倍配料,将一段溶出渣与一定浓度的硫酸溶液混合,将混合料浆置于耐酸压力釜中于一定温度下反应一定时间,反应结束后趁热进行液固分离,固相为富集硅的残渣,液相为富含Al3+和Fe3+的二段溶出液;
(d)步骤(c)结束后,往二段溶出液中添加一定量的氨水,将二段溶出液的酸度调节至一定的pH值,并在低温下搅拌反应0.5~3h,反应结束液固分离,固相为硫酸铝铵产品;
(e)步骤(d)结束后,将步骤(d)分离获得的滤液至于耐酸压力釜中,并在一定温度下搅拌反应0.5~4h,反应结束后降温排压并液固分离,分离获得的液相返回至步骤(c),用于稀释浓硫酸配置一定浓度的硫酸溶液,分离获得的固相为富铁渣,富铁渣经煅烧后获得氧化铁固相,用作炼铁原料。
2.根据权利要求1所述的一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于:步骤(a)中用于溶出高铁三水铝石型铝土矿的铝酸钠溶液Na2O浓度为80~250g/L,分子比为2.0~4.0。
3.根据权利要求1所述的一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于:步骤(c)中用于处理一段溶出渣的硫酸溶液的质量浓度为10%~50%。
4.根据权利要求1所述的一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于:步骤(c)中硫酸溶液处理一段溶出渣的温度为60~150°C,反应时间为0.5~4h。
5.根据权利要求1所述的一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于:步骤(d)中加氨水调节二段溶出液酸度沉铝时的pH值为0.5~3.0,沉铝温度为20°C~50°C。
6.根据权利要求1所述的一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法,其特征在于:步骤(e)中制备富铁渣的温度为90~160°C。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201310298304.6A CN104291383B (zh) | 2013-07-16 | 2013-07-16 | 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201310298304.6A CN104291383B (zh) | 2013-07-16 | 2013-07-16 | 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN104291383A true CN104291383A (zh) | 2015-01-21 |
CN104291383B CN104291383B (zh) | 2016-08-10 |
Family
ID=52311377
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201310298304.6A Expired - Fee Related CN104291383B (zh) | 2013-07-16 | 2013-07-16 | 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN104291383B (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106987723A (zh) * | 2017-04-08 | 2017-07-28 | 广西凤山县五福矿业发展有限公司 | 一种从低铁铝精矿溶铝渣中回收铝的方法 |
CN106986369A (zh) * | 2017-04-08 | 2017-07-28 | 广西凤山县五福矿业发展有限公司 | 从低铁铝精矿综合回收过程中制备石膏的方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2005123591A1 (fr) * | 2004-05-18 | 2005-12-29 | Aluminium Pechiney | Perfectionnement au procede bayer de production de trihydrate d'alumine par attaque alcaline de bauxite, ledit procede comportant une etape de predessilicatation |
CN102398914A (zh) * | 2010-09-10 | 2012-04-04 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种改进拜耳法处理低品位一水硬铝石型铝土矿生产氧化铝的方法 |
CN102502733A (zh) * | 2011-10-26 | 2012-06-20 | 中国铝业股份有限公司 | 一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法 |
CN102826577A (zh) * | 2011-06-13 | 2012-12-19 | 长沙瑞德新材料科技发展有限公司 | 一种一水软铝石-三水铝石混合型铝土矿的两段溶出工艺 |
-
2013
- 2013-07-16 CN CN201310298304.6A patent/CN104291383B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2005123591A1 (fr) * | 2004-05-18 | 2005-12-29 | Aluminium Pechiney | Perfectionnement au procede bayer de production de trihydrate d'alumine par attaque alcaline de bauxite, ledit procede comportant une etape de predessilicatation |
CN102398914A (zh) * | 2010-09-10 | 2012-04-04 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种改进拜耳法处理低品位一水硬铝石型铝土矿生产氧化铝的方法 |
CN102826577A (zh) * | 2011-06-13 | 2012-12-19 | 长沙瑞德新材料科技发展有限公司 | 一种一水软铝石-三水铝石混合型铝土矿的两段溶出工艺 |
CN102502733A (zh) * | 2011-10-26 | 2012-06-20 | 中国铝业股份有限公司 | 一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法 |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106987723A (zh) * | 2017-04-08 | 2017-07-28 | 广西凤山县五福矿业发展有限公司 | 一种从低铁铝精矿溶铝渣中回收铝的方法 |
CN106986369A (zh) * | 2017-04-08 | 2017-07-28 | 广西凤山县五福矿业发展有限公司 | 从低铁铝精矿综合回收过程中制备石膏的方法 |
CN106986369B (zh) * | 2017-04-08 | 2018-07-06 | 广西凤山县五福矿业发展有限公司 | 从低铁铝精矿综合回收过程中制备石膏的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN104291383B (zh) | 2016-08-10 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102583477B (zh) | 一种高铁低品位铝土矿的综合利用方法 | |
CN102643985B (zh) | 一种高铁铝土矿分步酸浸提取有价金属的方法 | |
CN102432071B (zh) | 一种综合利用高铁铝土矿的方法 | |
WO2015161660A1 (zh) | 一种从含钒铬硅溶液制备低硅五氧化二钒的方法 | |
CN101597697B (zh) | 一种从含钒石煤矿中提取五氧化二钒的清洁生产工艺 | |
CN101418379B (zh) | 一种氧化镍矿密闭浸出提取镍钴的方法 | |
CN103290223B (zh) | 一种废催化剂多金属综合回收的方法 | |
CN104232936A (zh) | 一种低品位铜钴矿制取氧化钴的工艺 | |
CN102976374B (zh) | 一种氧化铝生产过程中铁矿物的转化方法 | |
CN102502733B (zh) | 一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法 | |
CN103193213B (zh) | 一种综合利用低品位磷矿石的方法 | |
CN101597688A (zh) | 从磷石膏中回收稀土的一种方法 | |
CN106282608A (zh) | 一种分解黑白钨混合矿的方法 | |
CN104030329A (zh) | 一种含铝资源综合利用的方法 | |
CN103725889A (zh) | 一种微波辅助浸出冰铜/冰镍浸出渣中铜镍的方法 | |
CN104843750B (zh) | 一种将拜耳法赤泥中铝从水化石榴石物相转化成氧化铝物相的方法 | |
CN106319198A (zh) | 一种硼铁矿硼铁分离的方法 | |
CN102826577A (zh) | 一种一水软铝石-三水铝石混合型铝土矿的两段溶出工艺 | |
WO2018233686A1 (zh) | 钙铁榴石一步碱热法处理中低品位铝土矿生产冶金级氧化铝的方法 | |
CN104451201A (zh) | 一种石煤钒矿的两级熟化提钒方法 | |
CN104291383A (zh) | 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法 | |
CN109437217A (zh) | 一种赤泥处理及氧化铝生产的方法 | |
CN104775027A (zh) | 一种从低品位红土镍矿中回收镍、铁、硅和镁的方法 | |
CN103318930B (zh) | 一种高铁铝土矿的综合利用处理方法及装置 | |
CN104611549A (zh) | 一种用硫酸铁溶液酸浸红土镍矿提取镍、钴的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20160810 Termination date: 20200716 |
|
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |