CN109402378B - 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法 - Google Patents

一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109402378B
CN109402378B CN201710712467.2A CN201710712467A CN109402378B CN 109402378 B CN109402378 B CN 109402378B CN 201710712467 A CN201710712467 A CN 201710712467A CN 109402378 B CN109402378 B CN 109402378B
Authority
CN
China
Prior art keywords
chromium
roasting
oxidizing
leaching
slag
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.)
Active
Application number
CN201710712467.2A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109402378A (zh
Inventor
庆朋辉
陈小红
张红玲
刘静文
裴丽丽
石义朗
徐红彬
蔡再华
张懿
程西川
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Hubei Zhenhua Chemical Co ltd
Original Assignee
Hubei Zhenhua Chemical Co ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Hubei Zhenhua Chemical Co ltd filed Critical Hubei Zhenhua Chemical Co ltd
Priority to CN201710712467.2A priority Critical patent/CN109402378B/zh
Publication of CN109402378A publication Critical patent/CN109402378A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109402378B publication Critical patent/CN109402378B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00Obtaining refractory metals
    • C22B34/30Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
    • C22B34/32Obtaining chromium
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

本发明提供了一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括以含铬物料与碱作为原料进行氧化焙烧的步骤,所述原料还包括添加剂,所述添加剂包括过渡金属的化合物,所述过渡金属优选为钛、铁、钴、镍或铜中的任意一种或至少两种的组合。所述方法中引入的添加剂一方面可以显著降低焙烧工序的温度,另一方面加快含铬物料中铬的反应速率,保证含铬组分较高的氧化率,进而实现铬组分的高效提取。采用本方法,可实现含铬物料中铬的高效回收,尾渣中Cr2O3含量低于2wt.%。

Description

一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法
技术领域
本发明属于无机盐生产技术领域,涉及一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法。
背景技术
现国内外以铬铁矿为原料的含铬矿物氧化焙烧提铬的技术主要以无钙焙烧工艺为主。CN101045559A公开了一种由铬铁矿经无钙焙烧生产铬酸钠的方法,将铬铁矿、碳酸钠和返渣混合,在回转窑内进行氧化焙烧,然后进行湿式分选或干式分选,得到铬酸钠碱性液。虽然该方法将返渣与铬铁矿和碳酸钠一起焙烧,但是,返渣中铬的品位比较低,大量返渣的加入,相当于降低了矿的整体品位,降低了碱和铬的有效接触面积,从而降低了铬的氧化率,使其浸出率较低。
改进的无钙焙烧法主要有无填料造粒法、湿渣球团法、三烧两浸法、两烧两次中性浸滤法、预热一次烧成法、碳素铬铁氧化焙烧法和控制硅铝预烧法等。这些方法在一定程度上提高了铬的回收率,但依然存在能耗较高和生产效率偏低的问题,并且大部分工艺中铬渣作为填料大量返回焙烧系统中,使铬渣中的其他杂质元素在焙烧过程中不断循环和累积,严重影响铬的回收率,也降低了生产的稳定性。
现含铬废料(电镀污泥及制革污泥等)氧化焙烧提铬技术中同样存在能耗较高、铬的提取率偏低等问题。郭茂新(环境科学与技术,2009,32(7):50-53)采用中温焙烧-钠化氧化法从电镀污泥中回收重金属铬,污泥与Na2CO3用量为1:1焙烧时,铬的回收率可达90%,但存在碳酸钠用量较高,资源利用率低的问题。刘利萍(重庆环境科学,1999,21(3):37-38)研究的含铬污泥制红矾钠工艺中含铬污泥于780℃下焙烧2.5h,铬回收率达到85%左右。丁雷(化工环保,2008,28(1):66-69)采用碱性氧化焙烧工艺回收含铬污泥中的铬,以浸出渣作为焙烧填料,在含铬污泥加入量10g,浸出渣加入量8g,焙烧温度700℃,焙烧40min,n(Cr2O3):n(NaNO3):n(Na2CO3):n(NaOH)为1:2:3.5:10条件下,铬浸出率可达到98%。但此方法存在用碱量多,并且浸出液成分较复杂,包括Na2CrO4、NaNO3、Na2CO3和NaOH的混合物,后期处理工序困难。
发明内容
针对现有技术存在的不足,本发明的目的在于提供一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,所述方法使得铬的氧化反应速率明显加快,铬的转化率提高,并且能够降低焙烧温度,缩短焙烧时间,尾渣中铬的含量降低,提高了资源利用率,降低了能耗。
为达此目的,本发明采用以下技术方案:
本发明的目的之一在于提供一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括以含铬物料与碱作为原料进行氧化焙烧的步骤,所述原料还包括添加剂,所述添加剂包括过渡金属的化合物。
所述过渡金属选自钛、铁、钴、镍或铜中的任意一种或至少两种的组合,典型但非限制性的组合如钛与铁,钛与钴,钛、镍与铜,钴、镍与铜。即钛源、铁源、钴源、镍源或铜源中的任意一种或至少两种的组合。
优选地,所述添加剂选自过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣或含有过渡金属化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如过渡金属的化合物与含有过渡金属化合物的废渣,含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物,过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物。即所述钛源、铁源、钴源、镍源或铜源是指钛、铁、钴、镍或铜的化合物、含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的废渣和含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的矿物。
在反应过程中,所述添加剂具有如下作用:(1)与杂质元素结合,降低杂质元素的耗碱量,提高铬离子活度,从而降低其反应活化能;(2)破坏矿物结构,提高反应过程中铬离子的扩散速度,从而提高铬的反应速率;(3)提高反应过程中氧气的溶解度和活度,进而提高铬的转化率。因此,所述方法中引入的添加剂一方面可以显著降低焙烧工序的温度,另一方面加快含铬物料中铬的反应速率,保证含铬组分较高的氧化率,进而实现铬组分的高效提取。
所述添加剂的组合例如:钛源与铁源,钛源与镍源,钛源与铜源,钴源、镍源与铜源,钛源、铁源与钴源。
所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如,钛的化合物与含钛的化合物的废渣,钛的化合物与含钛的化合物的矿物,钛的化合物、含钛的化合物的废渣与含钛的化合物的矿物,具体地,如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石、钛铁矿等。
所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如,铁的化合物与含铁的化合物的废渣,铁的化合物与含铁的化合物的矿物,铁的化合物、含铁的化合物的废渣与含铁的化合物的矿物,具体地,如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及其他含铁的尾渣等。
所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如,钴的化合物与含钴的化合物的废渣,钴的化合物与含钴的化合物的矿物,钴的化合物、含钴的化合物的废渣与含钴的化合物的矿物,具体地,如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿、砷钴矿等。
所述镍源可为镍的化合物、含镍的废渣或含镍的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如,镍的化合物与含镍的化合物的废渣,镍的化合物与含镍的化合物的矿物,镍的化合物、含镍的化合物的废渣与含镍的化合物的矿物,具体地,氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿、镍铁渣等。
所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如,铜的化合物与含铜的化合物的废渣,铜的化合物与含铜的化合物的矿物,铜的化合物、含铜的化合物的废渣与含铜的化合物的矿物,具体地,如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿等。
所述添加剂选自TiO2、K2TiO3、Fe2O3、Fe(OH)3、NaFeO2、Co2O3、Co3O4、Ni2O3、CuO、含铜镍的废催化剂、铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿或黑铜矿中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如TiO2与K2TiO3,Fe2O3、Fe(OH)3与NaFeO2,Co2O3与Co3O4,Ni2O3、CuO与含铜镍的废催化剂,铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿与黑铜矿。
所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.%-100wt.%,如3wt.%、5wt.%、8wt.%、10wt.%、15wt.%、20wt.%、25wt.%、30wt.%、35wt.%、40wt.%、45wt.%、50wt.%、55wt.%、60wt.%、75wt.%、80wt.%、90wt.%或95wt.%等,优选为2wt.%-70wt.%,进一步优选为5wt.%-50wt.%。
所述含铬物料的氧化焙烧除了包括将原料进行氧化焙烧外,还包括本领域公知的含铬物料氧化焙烧的其它的步骤,比如水浸和固液分离等,在此不作赘述。
所述含铬物料选自含铬矿物和/或含铬废料。所述碱选自氢氧化钠、碳酸钠、氢氧化钾或碳酸钾中的任意一种或至少两种的组合,典型但非限制性的组合如氢氧化钠与氢氧化钾,氢氧化钠与碳酸钠、氢氧化钾、氢氧化钠、碳酸钠与碳酸钾。所述碱的加入量与常规的含铬物料氧化焙烧时的加入量基本一致,本领域技术人员还可根据实际情况进行调整。
所述的原料中粒度≤100μm的原料的质量占原料总质量的90wt.%以上,如91wt.%、92wt.%、93wt.%、94wt.%、95wt.%、96wt.%、97wt.%、98wt.%或99wt.%等。
所述氧化焙烧的温度为300-1200℃,如350℃、400℃、500℃、600℃、700℃、800℃、900℃、1000℃、1050℃、1150℃或1180℃等。
优选地,所述焙烧的时间为30-300min,如40min、50min、60min、80min、100min、120min、150min、180min、200min、230min、250min、280min或290min等。
所述氧化焙烧的气氛选自空气气氛和/或富氧气氛。所述富氧气氛是指氧气的体积百分含量大于20%的气氛。
所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法还包括水浸及固液分离的步骤,具体地,所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法包括如下步骤:
(1)将含铬物料、碱与添加剂的混合物进行氧化焙烧,得到焙烧产物;
(2)将所述焙烧产物水浸,固液分离,得到含铬浸出液和浸渣。
步骤(2)所述浸渣经过分选后得到的含铬量不小于2wt.%的循环渣,如2.0wt.%、2.3wt.%、2.5wt.%、2.8wt.%、3.0wt.%、3.5wt.%、4.0wt.%、5.2wt.%、8.6wt.%、10.6wt.%、21.4wt.%、30.7wt.%或35.8wt.%等,所述循环渣返回步骤(1)与含铬物料、碱和添加剂混合进行氧化焙烧。所述循环渣的加入能够防止含铬物料、碱与添加剂焙烧过程中出现的结块。
所述循环渣的加入量无特殊限制,其只要能够起到防止含铬物料、碱和添加剂在焙烧过程中结块即可,优选地,所述循环渣的加入量为含铬物料质量的150wt.%-300wt.%,如155wt.%、160wt.%、170wt.%、180wt.%、200wt.%、230wt.%、250wt.%、270wt.%或290wt.%等。
优选地,所述分选为重选和/或浮选。
所述循环渣用于步骤(1)中进行焙烧,由于其中含有部分添加剂能够减少步骤(1)中添加剂的加入量。分选后得到的循环渣,具有一定的特征。当氧化焙烧过程中不需要返渣时,循环渣主要由回收的添加剂组成。当氧化焙烧过程中需要返渣时,循环渣中包含两部分:(1)一定的原始添加剂,其成分和性质比较稳定,依然可以作为添加剂使用;(2)大量的含铬物料反应后的浸出渣,其可以作为返渣使用。
作为优选的技术方案,所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法包括如下步骤:
(1)将含铬物料、碱、循环渣与添加剂的混合物在300-1200℃、含氧气氛条件下进行氧化焙烧,得到焙烧产物,其中,所述循环渣的加入量为含铬物料质量的150wt.%-300wt.%,所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.%-100wt.%,所述混合物中粒度≤100μm的质量占混合物总质量的90wt.%以上,所述添加剂包括过渡金属的化合物;
(2)将所述焙烧产物水浸,固液分离,得到含铬浸出液和浸渣;
(3)将浸渣分选后得到含铬量不小于2wt.%的循环渣,所述循环返回步骤(1)使用。
本发明所述的数值范围不仅包括上述例举的点值,还包括没有例举出的上述数值范围之间的任意的点值,限于篇幅及出于简明的考虑,本发明不再穷尽列举所述范围包括的具体点值。
与现有技术相比,本发明的有益效果为:
本发明提供的含铬物料氧化焙烧提铬的方法由于添加剂的使用使得铬的氧化反应速率明显加快,相对于相同条件下不使用添加剂的氧化焙烧,具有以下优势:
(1)能够提高铬的氧化率:采用相同的焙烧温度,铬的氧化率可以提高。以焙烧高温段温度为800℃为例,采用现有技术铬的氧化率仅有50%,采用本方法的技术方案(加入添加剂后),铬的氧化率可达到80%;
(2)能够降低焙烧温度:达到相同的铬的氧化率,氧化焙烧的温度能够减低。以实现铬的氧化率达到95%为例,现有技术中高温段温度需要达到1100℃,采用本方法的技术方案(加入添加剂后),高温段温度仅需要900℃即可;
(3)缩短焙烧时间:达到相同的铬的氧化率,氧化焙烧的时间能够减低。以实现铬的氧化率达到95%为例,现有技术中高温段停留时间需要60分钟,采用本方法的技术方案(加入添加剂后),高温段停留时间仅需要30分钟;
(4)尾渣铬含量低:采用本发明的技术方案(加入添加剂后),可实现含铬物料中铬的高效回收,尾渣中Cr2O3含量低于2wt.%,提高了资源利用率。
附图说明
图1为本发明一种实施方式提供的含铬物料氧化焙烧提铬的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图并通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。
本发明提供的一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法如图1所示,所述方法包括如下步骤:
(1)将含铬物料、碱、循环渣与添加剂的混合物进行氧化焙烧,得到焙烧产物;
(2)将所述焙烧产物水浸,固液分离,得到含铬浸出液和浸渣;
(3)将浸渣分选,得到含铬量不小于2wt%的循环渣和含铬量小于2wt%的尾渣,所述循环渣返回步骤(1)。
所述铬的氧化率是指焙烧氧化的铬的质量占含铬物料中铬的总质量的百分比。
所述wt.%是指质量百分含量。
实施例1
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量43wt.%)、纯碱、循环渣(即步骤(4)得到的循环渣)和添加剂(镍源,Ni2O3含量75wt.%)按100:80:200:5重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为75μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为1100℃,物料焙烧时间为240分钟,其中高温段停留时间为30分钟,氧化焙烧的铬氧化率为92%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过浮选后得到尾渣和含铬量不小于2wt%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
对比例1
根据CN101045559A中的实施例进行试验:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量43wt.%)、纯碱、尾渣(即步骤(4)得到的尾渣)按100:80:200重量比进行配料、混合均匀,生料均匀度≥98%,D(50)为75μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为1100℃,物料焙烧时间为240分钟,其中高温段停留时间为30分钟,氧化焙烧的铬氧化率为71%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤干燥后尾渣中Cr2O3含量为5.7wt.%。
对比例2
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量43wt.%)、纯碱、循环渣按100:80:200重量比进行配料外,其余与对比例1相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为78%。步骤(4)中尾渣的Cr2O3含量为4.3wt.%。
对比例3
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中添加剂替换为相同重量的碳酸钙外,其余与对比例1相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为76%。步骤(4)中尾渣的Cr2O3含量为4.4wt.%。
实施例2
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱、循环渣和添加剂(钛源,TiO2含量为45wt.%,镍源,Ni2O3含量为3wt.%,铁源,Fe2O3含量为70wt.%,钛源和镍源及铁源质量比为20:10:20)按100:70:150:50重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为80μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为95%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过重选-浮选后得到尾渣和含铬量不小于2wt%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.0wt.%。
对比例4
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱按100:70重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为80μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为55%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤干燥后尾渣中Cr2O3含量为22.2wt.%。
实施例3
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量45wt.%)、纯碱、循环渣和添加剂(镍源,Ni2O3含量为15wt.%,铜源,CuO含量为78wt.%,镍源和铜源质量比为7:11)按100:78:150:18重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为65μm;
(2)将混合后的物料造粒后进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为94%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过浮选后得到尾渣和含铬量大于2wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.1wt.%。
实施例4
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量45wt.%)、纯碱、循环渣和添加剂(钴源,Co2O3含量为58wt.%,钛源,TiO2含量为78wt.%,铁源,Fe2O3含量为47wt.%,钴源和钛源和铁源的质量比为11:18:16)按100:78:150:45重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为70μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为96%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过重选-浮选后得到尾渣和含铬量大于2wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为0.9wt.%。
实施例5
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量35wt.%)、纯碱、循环渣和添加剂(钴源,Co2O3含量为12wt.%,铜源,CuO含量为89wt.%,钴源和铜源质量比为13:22)按100:63:150:35重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为100μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为240分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为92%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过浮选后得到尾渣和含铬量大于2wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
实施例6
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量35wt.%)、纯碱、循环渣和添加剂(钛源,TiO2含量为25wt.%,铁源,Fe2O3含量为47wt.%,钛源和铁源的质量比为13:12)按100:63:150:25重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为68μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为92%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过重选-浮选后得到尾渣和含铬量大于2wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了部分添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
对比例5
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量35wt.%)、纯碱、尾渣按100:63:150重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为68μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度500℃,高温段温度为900℃,物料焙烧时间为220分钟,其中高温段停留时间为40分钟,氧化焙烧的铬氧化率为67%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤后做为尾渣处理,其中Cr2O3含量为6.3wt.%。
对比例6
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量35wt.%)、纯碱、尾渣按100:63:175重量比进行配料外,其余与对比例5相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为61%。步骤(4)中尾渣的Cr2O3含量为8.9wt.%。
实施例7
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量33wt.%)、烧碱、添加剂(钴源,Co2O3含量为78wt.%,铜源,CuO含量为28wt.%,铁源,Fe2O3含量为54wt.%,钴源和铜源及铁源的质量比14:7:13)按100:58:34重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为76μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度300℃,高温段温度为550℃,物料焙烧时间为120分钟,其中高温段停留时间为80分钟,氧化焙烧的铬氧化率为96%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过重选-浮选后得到尾渣和含铬量不小于2.0wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.9wt.%。
实施例8
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量41wt.%)、烧碱、添加剂(钴源,Co2O3含量为63wt.%)按100:63:32重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为57μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度300℃,高温段温度为550℃,物料焙烧时间为120分钟,其中高温段停留时间为80分钟,氧化焙烧的铬氧化率为97%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过浮选后得到尾渣和含铬量不小于2.0wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.8wt.%。
实施例9
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量37wt.%)、烧碱、添加剂(铁源,Fe2O3含量为74wt.%)按100:70:26重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%,D(50)为53μm;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,进料温度300℃,高温段温度为550℃,物料焙烧时间为120分钟,其中高温段停留时间为80分钟,氧化焙烧的铬氧化率为96%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤干燥后得到尾渣,尾渣中Cr2O3含量为1.9wt.%。
实施例10
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将含铬废料(Cr2O3含量15wt.%)、烧碱、添加剂(镍源,Ni2O3含量为5wt.%,铁源,Fe2O3含量为61wt.%,镍源和铁源的质量比为3:5)按100:34:8重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,焙烧温度400℃,物料焙烧时间为4h,氧化焙烧的铬氧化率为91%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤干燥后做为尾渣处理,其中Cr2O3含量为1.8wt.%。
实施例11
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将含铬废料(Cr2O3含量9wt.%)、纯碱、添加剂(铜源,CuO含量为37wt.%,钛源,TiO2含量为76wt.%,铜源和钛源的质量比为8:3)按100:38:12重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,焙烧温度580℃,物料焙烧时间为2h,氧化焙烧的铬氧化率为97%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过浮选得到尾渣和含铬量大于2.0wt.%的循环渣,其中循环渣中回收了添加剂,循环使用;尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
对比例7
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括如下步骤:
(1)将含铬废料(Cr2O3含量9wt.%)和纯碱按100:38重量比进行配料、混合均匀,混料均匀度≥98%;
(2)将混合后的物料进行氧化焙烧,焙烧温度580℃,物料焙烧时间为2h,氧化焙烧的铬氧化率为54%;
(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸,铬的浸出率大于99wt.%;
(4)浸出浆料进行液固分离,得到浸出液和浸渣,浸渣经过洗涤后做为尾渣处理,其中Cr2O3含量为5.1wt.%。
对比例8
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中含铬废料(Cr2O3含量9wt.%)、纯碱按100:50重量比进行配料外,其余与对比例7相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为65%。步骤(4)中尾渣的Cr2O3含量为3.9wt.%。
实施例12
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱、循环渣、添加剂(钛源,TiO2含量为45wt.%,镍源,Ni2O3含量为3wt.%,铁源,Fe2O3含量为70wt.%,钛源和镍源及铁源质量比为20:10:20)按100:70:150:1重量比进行配料外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为91%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.7wt.%。
实施例13
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱、循环渣、添加剂(钛源,TiO2含量为45wt.%,镍源,Ni2O3含量为3wt.%,铁源,Fe2O3含量为70wt.%,钛源和镍源及铁源质量比为20:10:20)按100:70:150:100重量比进行配料外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为90%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.7wt.%。
实施例14
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱、循环渣、添加剂(钛源,TiO2含量为45wt.%,镍源,Ni2O3含量为3wt.%,铁源,Fe2O3含量为70wt.%,钛源和镍源及铁源质量比为20:10:20)按100:70:150:35重量比进行配料外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为95%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.0wt.%。
实施例15
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(1)中生料铬矿粉(Cr2O3含量40wt.%)、纯碱、循环渣、添加剂(钛源,TiO2含量为45wt.%,镍源,Ni2O3含量为3wt.%,铁源,Fe2O3含量为70wt.%,钛源和镍源及铁源质量比为20:10:20)按100:70:150:70重量比进行配料外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为91%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
实施例16
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除步骤(2)高温段的温度为1200℃外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为93%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.3wt.%。
实施例17
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为K2TiO3外,其余与实施例14相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为91%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.%。
实施例18
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为Fe(OH)3外,其余与实施例14相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为94%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.2wt.%。
实施例19
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为NaFeO2外,其余与实施例14相同
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为95%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.0wt.%。
实施例20
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为Co3O4外,其余与实施例14相同
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为92%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
实施例21
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为铜镍废催化剂(CuO质量分数为12%)外,其余与实施例14相同
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为91%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.%。
实施例22
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为铜渣外,其余与实施例14相同
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为90%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.7wt.%。
实施例23
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为铁渣外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为92%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
实施例24
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为氧化镍矿外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为92%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.5wt.%。
实施例25
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为赤铁矿外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为90%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.7wt.%。
实施例26
一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,除将步骤(1)中的添加剂替换为黑铜矿外,其余与实施例2相同。
测得:步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为90%;步骤(4)中尾渣中Cr2O3含量为1.7wt.%。
另外,将上述实施例中添加剂替换为其它的钛源、铁源、镍源、钴源或铜源中的任意一种或至少两种的组合,在相应实施例所述的工艺条件下,其氧化焙烧的铬氧化率也在90-97wt.%范围内,且尾渣中Cr2O3含量低于2.0wt.%。
所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合,如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石或钛铁矿等中的任意一种或至少两种的组合。
所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合,如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿或其他含铁的尾渣等中的任意一种或至少两种的组合。
所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合,如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿或砷钴矿等中的任意一种或至少两种的组合。
所述镍源可为镍的化合物、含镍的废渣或含镍的矿物中的任意一种或至少两种的组合,如氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿或镍铁渣等中的任意一种或至少两种的组合。
所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合,如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石或蓝铜矿等中的任意一种或至少两种的组合。
申请人声明,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,所属技术领域的技术人员应该明了,任何属于本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (10)

1.一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法,包括以含铬物料与碱作为原料进行氧化焙烧的步骤,其特征在于,所述原料还包括添加剂,所述添加剂包括过渡金属的化合物;
所述添加剂的添加量为含铬物料质量的5wt.%-50wt.%;
所述的原料中粒度≤100μm的原料的质量占原料总质量的90wt.%以上;
所述添加剂选自TiO2、K2TiO3、Fe2O3、Fe(OH)3、NaFeO2、Co2O3、Co3O4、Ni2O3、CuO、氧化镍矿、赤铁矿、钛白粉、钛酸钡、金红石、钛铁矿、铁酸钠、磁铁矿、褐铁矿、菱铁矿、碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、氢氧化镍、氧化镍、镍铁渣、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿或黑铜矿中的任意一种或至少两种的组合。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述含铬物料选自含铬矿物和/或含铬废料,所述碱选自氢氧化钠、碳酸钠、氢氧化钾或碳酸钾中的任意一种或至少两种的组合。
3.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述氧化焙烧的温度为300-1200℃。
4.根据权利要求3所述的方法,其特征在于,所述焙烧的时间为30-300min。
5.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述氧化焙烧的气氛选自空气气氛或富氧气氛。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法包括如下步骤:
(1)将含铬物料、碱与添加剂的混合物进行氧化焙烧,得到焙烧产物;
(2)将所述焙烧产物水浸,固液分离,得到含铬浸出液和浸渣。
7.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,步骤(2)所述浸渣经过分选后得到的含铬量不小于2wt.%的循环渣,所述循环渣返回步骤(1)与含铬物料、碱和添加剂混合进行氧化焙烧。
8.根据权利要求7所述的方法,其特征在于,所述循环渣的加入量为含铬物料质量的150wt.%-300wt.%。
9.根据权利要求8所述的方法,其特征在于,所述分选为重选和/或浮选。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法包括如下步骤:
(1)将含铬物料、碱、循环渣与添加剂的混合物在300-1200℃、含氧气氛条件下进行氧化焙烧,得到焙烧产物,其中,所述循环渣的加入量是含铬物料质量的150wt.%-300wt.%,所述添加剂的添加量为含铬物料质量的5wt.%-50wt.%,所述混合物中粒度≤100μm的质量占混合物总质量的90wt.%以上;
(2)将所述焙烧产物水浸,固液分离,得到含铬浸出液和浸渣;
(3)将浸渣分选后得到铬含量不小于2wt.%的循环渣,所述循环渣返回步骤(1)使用。
CN201710712467.2A 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法 Active CN109402378B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710712467.2A CN109402378B (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710712467.2A CN109402378B (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109402378A CN109402378A (zh) 2019-03-01
CN109402378B true CN109402378B (zh) 2021-01-19

Family

ID=65463088

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710712467.2A Active CN109402378B (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109402378B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113564385B (zh) * 2021-07-26 2023-01-20 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 钢铁厂含铬污泥中铬的高效富集和分离、回收方法
CN114250373A (zh) * 2021-12-29 2022-03-29 华南理工大学 一种低温碱焙烧晶相调控提取重金属铬的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB682020A (en) * 1950-05-19 1952-11-05 George Howard Beers Process for treating chrome ore
CN102061397A (zh) * 2010-06-02 2011-05-18 四川龙蟒矿冶有限责任公司 一种从钒钛磁铁矿中回收利用钒、铬、钛、铁的方法
CN102127654A (zh) * 2010-01-13 2011-07-20 中国科学院过程工程研究所 一种使用氢氧化钠熔盐分解含铬钒渣的方法
CN102616853A (zh) * 2012-01-13 2012-08-01 湖北振华化学股份有限公司 双添加一次烧成两级浸取无钙焙烧铬酸钠的工艺方法
CN102643977A (zh) * 2011-06-09 2012-08-22 四川省安县银河建化(集团)有限公司 一种铬铁矿的熔融液相焙烧方法
CN103121717A (zh) * 2013-02-05 2013-05-29 湖北理工学院 一种混炼铬铁矿和铬铁制备铬酸钠的方法及其装置

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1186680A1 (ru) * 1983-12-15 1985-10-23 Институт черной металлургии Способ агломерации хромовых руд
JPH10174951A (ja) * 1996-12-19 1998-06-30 Chugai Ro Co Ltd クロム含有有機物の処理方法
WO2011029269A1 (zh) * 2009-09-14 2011-03-17 重庆瑞帆再生资源开发有限公司 利用冶金焙烧和高炉对铬渣进行无害化处理的方法
CN105612264A (zh) * 2013-08-01 2016-05-25 西北大学 用于增强的铬铁矿预还原的方法
CN106957958A (zh) * 2017-04-05 2017-07-18 东北大学 一种低品位含铬型钒钛磁铁矿钙化氧化‑浸出提钒的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB682020A (en) * 1950-05-19 1952-11-05 George Howard Beers Process for treating chrome ore
CN102127654A (zh) * 2010-01-13 2011-07-20 中国科学院过程工程研究所 一种使用氢氧化钠熔盐分解含铬钒渣的方法
CN102061397A (zh) * 2010-06-02 2011-05-18 四川龙蟒矿冶有限责任公司 一种从钒钛磁铁矿中回收利用钒、铬、钛、铁的方法
CN102643977A (zh) * 2011-06-09 2012-08-22 四川省安县银河建化(集团)有限公司 一种铬铁矿的熔融液相焙烧方法
CN102616853A (zh) * 2012-01-13 2012-08-01 湖北振华化学股份有限公司 双添加一次烧成两级浸取无钙焙烧铬酸钠的工艺方法
CN103121717A (zh) * 2013-02-05 2013-05-29 湖北理工学院 一种混炼铬铁矿和铬铁制备铬酸钠的方法及其装置

Also Published As

Publication number Publication date
CN109402378A (zh) 2019-03-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104762466B (zh) 一种低品位氧化锰矿生产电解锰或二氧化锰的制液方法
CN110317945B (zh) 一种高铁锰矿氯化还原焙烧生产碳酸锰和铁粉的方法
CN1908207A (zh) 一种炼铁高炉炉尘资源综合利用的方法
KR101203731B1 (ko) 니켈 함유 원료로부터 페로니켈을 농축 회수하는 방법, 상기 농축된 페로니켈로부터 니켈 농축물을 회수하는 방법 및 상기 방법에서 발생하는 철 함유 용액을 재활용하는 방법
CN110564970A (zh) 一种从高炉布袋灰中回收钾、钠、锌的工艺方法
CN110863219B (zh) 一种含锌转炉尘泥资源化利用的方法
CN105018734A (zh) 一种提钒尾渣中铁、钒、锰同步分离的方法
CN110093502A (zh) 一种铜冶炼渣与锰铁矿协同利用的方法
CN109402378B (zh) 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法
CN101509073A (zh) 一种镍铁粉的浸出及废液的处理方法
CN107287431A (zh) 一种回收含钒钢渣中钒元素的方法
CN109207728B (zh) 一种高温焙烧法从含铬钒渣中提取铬和钒的方法
CN104805310B (zh) 一种含高价钴氧化物原料浸出钴的方法
CN108642306A (zh) 一种石煤湿法提钒的方法
CN113817921B (zh) 一种从石煤钒矿中提取有价金属的方法
CN109402377B (zh) 一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法
CN107287453A (zh) 一种含钒钢渣离子置换法提钒的方法
CN102021332B (zh) 一种从氧化镍矿回收镍钴铁镁的工艺
CN111470534A (zh) 一种五氧化二钒的制备工艺
CN114084902B (zh) 一种钛精矿制备氯化钛渣的方法
CN110904328A (zh) 一种提高球团厂粉尘综合利用率的方法
CN102912124B (zh) 盐酸浸出氧化镍矿回收镍钴锰铁的方法
CN111876607B (zh) 一种电炉粉尘中铁、铬元素的浸出、富集及分离工艺
CN105039730B (zh) 一种二氧化硫焙烧铁橄榄石类冶金废渣回收铁的方法
CN102936649A (zh) 氧化镍矿焙烧浸出回收镍钴锰铁的方法

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
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant