CN108118165A - 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 - Google Patents
一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN108118165A CN108118165A CN201711387559.4A CN201711387559A CN108118165A CN 108118165 A CN108118165 A CN 108118165A CN 201711387559 A CN201711387559 A CN 201711387559A CN 108118165 A CN108118165 A CN 108118165A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- small
- rare earth
- euxenite
- rare
- concentration
- 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.)
- Pending
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B59/00—Obtaining rare earth metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/24—Obtaining niobium or tantalum
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
- C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
- C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
- C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
- C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
- C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
- C22B60/0234—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors sulfurated ion as active agent
Abstract
本发明公开了一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,包括以下步骤:用45—55%的氢氧化钠在温度130—140摄氏度下进行3—6小时碱分解效率约为98%,碱性矿浆再用96%的浓硝酸以矿浆;硝酸=1.0:0.4体积比在70—80摄氏度(反应热)的温度下浸出稀土浸出终点PH=4.0—5.0,此时99%以上的稀土转入硝酸溶液而钍和铀及少量稀土留在浸出渣中,经过滤后滤液送去回收稀土;有用96%的浓硝酸溶解硝酸与钍饼的体积比为1:0.3温度约为50摄氏度(反应热)时间1小时左右溶解率99%;然后加入45%的氢氧化钠调整余酸量为4‑5NHNO3再用TBP进行矿浆萃取。第一步用35%左右TBP‑煤油溶液将硝酸浸出矿浆中的钍、铀基本上全部萃取到有机相中达铀与稀土的分离。
Description
技术领域
本发明涉及一种黑稀金矿中的稀土钇,具体涉及一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法。
背景技术
黑稀金矿-复稀金矿Y(Nb,Ta,Ti)2O6-Y(Ti,Nb,Ta)2O6,当矿物成分中(Nb+Ta)>Ti时称为黑稀金矿,当(Nb+Ta)2O3 18.38%,Nb2O5 33.70%,UO2 16.40%,TiO2 19.10%,少量元素有Fe、Ca、Al、Th、H2O等。复稀金矿主要化学成分为Y2O3 28.76%;TiO2 32.91%;Nb2O5 17.99%;ThO2 7.69%,少量元素有Ca、Mg、Mn、Fe、Pb、U、Sn、H2O等。富钽的矿物亚种称为钽黑稀金矿和钽复稀金矿。矿物属斜方晶系,黑稀金矿中含有大量的稀土元素,但稀土元素中包括钇、铌、钽、铀等,故业内急需一种能够分离和提取黑稀金矿中的稀土钇的方法。
发明内容
本发明目的在于提供一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,以去除黑稀金矿中的其他元素,制得单纯的稀土钇。
为了解决上述技术问题,本发明提供了如下的技术方案:
本发明提供了一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,包括以下步骤:
步骤1:入选前先进行筛选,除去块石和卵石,然后进行跳汰机粗选,采用跳汰机或螺旋选矿机粗选,粗选精矿采用摇床精选;细晶黑稀金矿矿采用螺旋溜槽或摇床粗选,粗选精矿采用摇床精选;矿泥采用离心选矿机或多层翻床粗选,粗精矿采用皮带溜槽或横流皮带溜槽结合矿泥摇床精选。
步骤2:将黑稀金矿混合稀土矿磨成矿石粉,矿石粉中的粒度为-80um,先采用分批开路磨矿,再采用仿闭路磨矿,其方法是选好的原矿磨到一定时间后,筛出粒级为-70um以上产品,筛上产品再磨,再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加,待到-50um的矿粉含量达到80%以上时,水洗矿石粉。
步骤3:按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~15的比例,将黑稀金矿粉加入到浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
步骤4:用45—55%的氢氧化钠在温度130—140摄氏度下进行3—6小时碱分解效率约为98%,碱性矿浆再用96%的浓硝酸以矿浆;硝酸=1.0:0.4体积比在70—80摄氏度(反应热)的温度下浸出稀土浸出终点PH=4.0—5.0,此时99%以上的稀土转入硝酸溶液而钍和铀及少量稀土留在浸出渣中,经过滤后滤液送去回收稀土;有用96%的浓硝酸溶解硝酸与钍饼的体积比为1:0.3温度约为50摄氏度(反应热)时间1小时左右溶解率99%;然后加入45%的氢氧化钠调整余酸量为4-5NHNO3再用TBP进行矿浆萃取。第一步用35%左右TBP-煤油溶液将硝酸浸出矿浆中的钍、铀基本上全部萃取到有机相中达铀与稀土的分离。
步骤5):先制备酸性的氟化配合物水溶液,再通过调节加入水量控制浸出液固比为为1.0-3.0,浸出温度为75-100℃,先加入浓硫酸反应0.05-1h,再加入氢氟酸继续浸出2-4h,通过硫酸和氢氟酸加入量控制溶液硫酸浓度0.05-1.5mol/L、氢氟酸浓度0.5-3mol/L,将铌、钽分离出来,制得纯净稀土钇。
作为本发明的一种优选技术方案,所述磨矿时所用设备为圆锥球磨机。
作为本发明的一种优选技术方案,所述步骤3)之后还可进行二次酸浸,按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~3的比例,将浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液加入到虹吸上清液后的料浆中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液与所得上清液合并得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
作为本发明的一种优选技术方案,所述二次酸浸后还可进行酸洗,按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~3的比例,将浓度为0.10mol/L~0.25mol/L的硫酸溶液加入到虹吸上清液后的料浆中,加热至40℃~100℃,搅拌0.5小时~1小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液与所得上清液合并得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
作为本发明的一种优选技术方案,所述步骤5)中的硫酸浓度还可以为3-7mol/L,氢氟酸浓度还可以为4-8mol/L。
本发明的技术方案中,钽铌精矿在用氢氟酸和硫酸分解时,钽铌分别以氟钽酸、氟铌酸的配合物进入溶液,其他元素则以氟化配合物或硫酸盐进入水溶液。分解时加入硫酸有利于提高钽铌的分解率,并使杂质元素生成不被萃取的硫酸盐。分解后可直接进行矿浆萃取,或对于残渣分离的分解液进行清液萃取。直接矿浆萃取较之清液萃取有如下优点:①免除了分解残渣的过滤和洗涤过程,缩短了生产周期;②减轻了劳动强度,改善了劳动条件,有利于过程的密闭和连续化;③减少了附属设备(过滤器、真空系统等),提高了分解槽的生产能力;④提高了钽铌的回收率,因为清液萃取的分离残渣虽经过多次洗涤,但仍含有1%~5%(Ta,Nb)2O5,而矿浆萃取残液中所含的(Ta,Nb)2O5不到0.1g/L,损失在残渣中的钽铌也很少;⑤矿浆萃取不仅适用于钽铌比变化大的原料,也适用于低品位的黑稀金矿。
本发明的有益效果:直接矿浆萃取较之清液萃取有如下优点:①免除了分解残渣的过滤和洗涤过程,缩短了生产周期;②减轻了劳动强度,改善了劳动条件,有利于过程的密闭和连续化;③减少了附属设备(过滤器、真空系统等),提高了分解槽的生产能力;④提高了钽铌的回收率,因为清液萃取的分离残渣虽经过多次洗涤,但仍含有1%~5%(Ta,Nb)2O5,而矿浆萃取残液中所含的(Ta,Nb)2O5不到0.1g/L,损失在残渣中的钽铌也很少;⑤矿浆萃取不仅适用于钽铌比变化大的原料,也适用于低品位的黑稀金矿,本发明提供的方法能够有效的分离黑稀金矿中的铌、钽、铀,以制得纯净的稀土钇。
除了上面所描述的目的、特征和优点之外,本发明还有其它的目的、特征和优点。下面通过实施例对本发明作进一步详细的说明。
具体实施方式
实施例1
本发明提供一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,包括以下步骤:
步骤1:入选前先进行筛选,除去块石和卵石,然后进行跳汰机粗选,采用跳汰机或螺旋选矿机粗选,粗选精矿采用摇床精选;细晶黑稀金矿矿采用螺旋溜槽或摇床粗选,粗选精矿采用摇床精选;矿泥采用离心选矿机或多层翻床粗选,粗精矿采用皮带溜槽或横流皮带溜槽结合矿泥摇床精选。
步骤2:将黑稀金矿混合稀土矿磨成矿石粉,矿石粉中的粒度为-80um,先采用分批开路磨矿,再采用仿闭路磨矿,其方法是选好的原矿磨到一定时间后,筛出粒级为-70um以上产品,筛上产品再磨,再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加,待到-50um的矿粉含量达到80%以上时,水洗矿石粉。
步骤3:按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~15的比例,将黑稀金矿粉加入到浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
步骤4:用45—55%的氢氧化钠在温度130—140摄氏度下进行3—6小时碱分解效率约为98%,碱性矿浆再用96%的浓硝酸以矿浆;硝酸=1.0:0.4体积比在70—80摄氏度(反应热)的温度下浸出稀土浸出终点PH=4.0—5.0,此时99%以上的稀土转入硝酸溶液而钍和铀及少量稀土留在浸出渣中,经过滤后滤液送去回收稀土;有用96%的浓硝酸溶解硝酸与钍饼的体积比为1:0.3温度约为50摄氏度(反应热)时间1小时左右溶解率99%;然后加入45%的氢氧化钠调整余酸量为4-5NHNO3再用TBP进行矿浆萃取。第一步用35%左右TBP-煤油溶液将硝酸浸出矿浆中的钍、铀基本上全部萃取到有机相中达铀与稀土的分离。
步骤5):先制备酸性的氟化配合物水溶液,再通过调节加入水量控制浸出液固比为为1.0-3.0,浸出温度为75-100℃,先加入浓硫酸反应0.05-1h,再加入氢氟酸继续浸出2-4h,通过硫酸和氢氟酸加入量控制溶液硫酸浓度0.05-1.5mol/L、氢氟酸浓度0.5-3mol/L,将铌、钽分离出来,制得纯净稀土钇。
实施例2
本发明提供一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,包括以下步骤:
步骤1:入选前先进行筛选,除去块石和卵石,然后进行跳汰机粗选,采用跳汰机或螺旋选矿机粗选,粗选精矿采用摇床精选;细晶黑稀金矿矿采用螺旋溜槽或摇床粗选,粗选精矿采用摇床精选;矿泥采用离心选矿机或多层翻床粗选,粗精矿采用皮带溜槽或横流皮带溜槽结合矿泥摇床精选。
步骤2:将黑稀金矿混合稀土矿磨成矿石粉,矿石粉中的粒度为-80um,先采用分批开路磨矿,再采用仿闭路磨矿,其方法是选好的原矿磨到一定时间后,筛出粒级为-70um以上产品,筛上产品再磨,再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加,待到-50um的矿粉含量达到80%以上时,水洗矿石粉。
步骤3:按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~15的比例,将黑稀金矿粉加入到浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
步骤4:用45—55%的氢氧化钠在温度130—140摄氏度下进行3—6小时碱分解效率约为98%,碱性矿浆再用96%的浓硝酸以矿浆;硝酸=1.0:0.4体积比在70—80摄氏度(反应热)的温度下浸出稀土浸出终点PH=4.0—5.0,此时99%以上的稀土转入硝酸溶液而钍和铀及少量稀土留在浸出渣中,经过滤后滤液送去回收稀土;有用96%的浓硝酸溶解硝酸与钍饼的体积比为1:0.3温度约为50摄氏度(反应热)时间1小时左右溶解率99%;然后加入45%的氢氧化钠调整余酸量为4-5NHNO3再用TBP进行矿浆萃取。第一步用35%左右TBP-煤油溶液将硝酸浸出矿浆中的钍、铀基本上全部萃取到有机相中达铀与稀土的分离。
钇含量% | 铌含量% | 钽含量% | 铀含量% | |
实施例1 | 98.36 | 0.58 | 0.28 | 0.05 |
实施例2 | 92.15 | 4.56. | 3.85 | 0.05 |
最后应说明的是:以上所述仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明,对于本领域的技术人员来说,其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (5)
1.一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1:入选前先进行筛选,除去块石和卵石,然后进行跳汰机粗选,采用跳汰机或螺旋选矿机粗选,粗选精矿采用摇床精选;细晶黑稀金矿矿采用螺旋溜槽或摇床粗选,粗选精矿采用摇床精选;矿泥采用离心选矿机或多层翻床粗选,粗精矿采用皮带溜槽或横流皮带溜槽结合矿泥摇床精选。
步骤2:将黑稀金矿混合稀土矿磨成矿石粉,矿石粉中的粒度为-80um,先采用分批开路磨矿,再采用仿闭路磨矿,其方法是选好的原矿磨到一定时间后,筛出粒级为-70um以上产品,筛上产品再磨,再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加,待到-50um的矿粉含量达到80%以上时,水洗矿石粉。
步骤3:按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~15的比例,将黑稀金矿粉加入到浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
步骤4:用45—55%的氢氧化钠在温度130—140摄氏度下进行3—6小时碱分解效率约为98%,碱性矿浆再用96%的浓硝酸以矿浆;硝酸=1.0:0.4体积比在70—80摄氏度(反应热)的温度下浸出稀土浸出终点PH=4.0—5.0,此时99%以上的稀土转入硝酸溶液而钍和铀及少量稀土留在浸出渣中,经过滤后滤液送去回收稀土;有用96%的浓硝酸溶解硝酸与钍饼的体积比为1:0.3温度约为50摄氏度(反应热)时间1小时左右溶解率99%;然后加入45%的氢氧化钠调整余酸量为4-5NHNO3再用TBP进行矿浆萃取。第一步用35%左右TBP-煤油溶液将硝酸浸出矿浆中的钍、铀基本上全部萃取到有机相中达铀与稀土的分离。
步骤5):先制备酸性的氟化配合物水溶液,再通过调节加入水量控制浸出液固比为为1.0-3.0,浸出温度为75-100℃,先加入浓硫酸反应0.05-1h,再加入氢氟酸继续浸出2-4h,通过硫酸和氢氟酸加入量控制溶液硫酸浓度0.05-1.5mol/L、氢氟酸浓度0.5-3mol/L,将铌、钽分离出来,制得纯净稀土钇。
2.根据权利要求1所述的一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,其特征在于,所述磨矿时所用设备为圆锥球磨机。
3.根据权利要求1所述的一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,其特征在于,所述步骤3)之后还可进行二次酸浸,按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~3的比例,将浓度为0.25mol/L~0.5mol/L的硫酸溶液加入到虹吸上清液后的料浆中,加热至40℃~100℃,搅拌5小时~8小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液与所得上清液合并得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
4.根据权利要求1-3所述的一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,其特征在于,所述二次酸浸后还可进行酸洗,按独居石渣(㎏):酸(L)=1:1~3的比例,将浓度为0.10mol/L~0.25mol/L的硫酸溶液加入到虹吸上清液后的料浆中,加热至40℃~100℃,搅拌0.5小时~1小时,冷却静置澄清4小时~8小时,虹吸上清液与所得上清液合并得到含有钇、铌、钽、铀稀土有价元素的溶液。
5.根据权利要求1-4所述的一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法,其特征在于,所述步骤5)中的硫酸浓度还可以为3-7mol/L,氢氟酸浓度还可以为4-8mol/L。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201711387559.4A CN108118165A (zh) | 2017-12-20 | 2017-12-20 | 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201711387559.4A CN108118165A (zh) | 2017-12-20 | 2017-12-20 | 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN108118165A true CN108118165A (zh) | 2018-06-05 |
Family
ID=62230751
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201711387559.4A Pending CN108118165A (zh) | 2017-12-20 | 2017-12-20 | 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN108118165A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112774850A (zh) * | 2020-12-28 | 2021-05-11 | 海南文盛新材料科技股份有限公司 | 一种分级跳汰机分选独居石选矿工艺 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102925681A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-02-13 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣有价成分的分离方法 |
CN103014359A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣的分离回收方法 |
CN103014358A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣分离回收后尾矿的处理方法 |
CN103014333A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣中铀、钍、稀土的分离回收方法 |
CN103415631A (zh) * | 2011-01-06 | 2013-11-27 | 阿海珐矿业公司 | 从矿石和精矿中溶解并回收Nb或Ta中的至少一种元素以及U或稀土元素中的至少另一种元素 |
CN104775026A (zh) * | 2015-03-31 | 2015-07-15 | 江西洁球环保科技有限公司 | 一种从优溶渣中提取高纯铀、钍和混合稀土的方法 |
CN106676291A (zh) * | 2016-12-28 | 2017-05-17 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从矿石中综合回收铀铌钽的方法 |
-
2017
- 2017-12-20 CN CN201711387559.4A patent/CN108118165A/zh active Pending
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103415631A (zh) * | 2011-01-06 | 2013-11-27 | 阿海珐矿业公司 | 从矿石和精矿中溶解并回收Nb或Ta中的至少一种元素以及U或稀土元素中的至少另一种元素 |
CN102925681A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-02-13 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣有价成分的分离方法 |
CN103014359A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣的分离回收方法 |
CN103014358A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣分离回收后尾矿的处理方法 |
CN103014333A (zh) * | 2012-11-27 | 2013-04-03 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣中铀、钍、稀土的分离回收方法 |
CN104775026A (zh) * | 2015-03-31 | 2015-07-15 | 江西洁球环保科技有限公司 | 一种从优溶渣中提取高纯铀、钍和混合稀土的方法 |
CN106676291A (zh) * | 2016-12-28 | 2017-05-17 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从矿石中综合回收铀铌钽的方法 |
Non-Patent Citations (3)
Title |
---|
《稀土》编写组编著: "《稀土 上册》", 30 April 1978, 冶金工业出版社 * |
代书华主编: "《有色金属冶金概论》", 30 September 2015, 冶金工业出版社 * |
梁冬云,李波编著: "《稀土金属矿工艺矿物学》", 31 July 2015, 冶金工业出版社 * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112774850A (zh) * | 2020-12-28 | 2021-05-11 | 海南文盛新材料科技股份有限公司 | 一种分级跳汰机分选独居石选矿工艺 |
CN112774850B (zh) * | 2020-12-28 | 2022-09-13 | 海南文盛新材料科技股份有限公司 | 一种分级跳汰机分选独居石选矿工艺 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN109234522B (zh) | 一种钴硫精矿综合回收处理方法 | |
CN105296744B (zh) | 一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法 | |
CN104263955B (zh) | 一种钨冶炼除钼渣中钼和铜的回收方法 | |
CN101792852B (zh) | 一种湿法回收低品位氧化钼精矿的工艺 | |
CN108034816A (zh) | 一种独居石中的稀土元素分离方法 | |
CN106636691A (zh) | 一种从低品位矿石中提取分离铀铌的方法 | |
KR101774846B1 (ko) | 저품위 텅스텐 원광으로부터 텅스텐 회수방법 | |
CN106048257A (zh) | 一种从含钪钛酸浸出液中萃取回收钪钛的方法 | |
CN113149075A (zh) | 一种从低品位铌矿中制备五氧化二铌的方法 | |
CN105349792B (zh) | 一种黄铜炉渣回收再利用工艺 | |
CN103805789B (zh) | 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法 | |
CN101760652B (zh) | 选冶联合流程处理难选复杂型钼矿的工艺方法 | |
CN108118165A (zh) | 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法 | |
CN110643808B (zh) | 一种从低品位钨铁矿中提取钨的方法 | |
CN102154546A (zh) | 湿法冶炼钼镍共生矿的方法 | |
CN103789554A (zh) | 一种铜镍渣的分步浓差浸出方法 | |
KR101031985B1 (ko) | 탄탈륨 광석으로부터 습식제련을 이용한 고순도 금속 화합물의 제조방법 | |
CN104445105B (zh) | 一种从含碲苏打渣中富集回收二氧化碲的方法 | |
CN103834810B (zh) | 一种由铜镍渣生产铜钴镍混合精矿的方法 | |
CN111485122B (zh) | 一种从废NbTaZr合金中回收铌的方法 | |
CN106216364B (zh) | 一种scr废催化剂回收方法和系统 | |
CN114277265A (zh) | 一种利用独居石优溶渣制备氧化钍的方法 | |
CN102925714A (zh) | 一种选择性回收铜阳极泥中金银的方法 | |
CN104263926A (zh) | 含钪超基性岩的提钪工艺 | |
CN105567998A (zh) | 一种改进的从尾矿中钴提取方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20180605 |