CN114854982B - 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法 - Google Patents

气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN114854982B
CN114854982B CN202210534051.7A CN202210534051A CN114854982B CN 114854982 B CN114854982 B CN 114854982B CN 202210534051 A CN202210534051 A CN 202210534051A CN 114854982 B CN114854982 B CN 114854982B
Authority
CN
China
Prior art keywords
cobalt
copper
slag
sulfuric acid
leaching
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
CN202210534051.7A
Other languages
English (en)
Other versions
CN114854982A (zh
Inventor
陈小霞
陈永彬
黄春源
余洪
陈官华
潘丽莉
程伊金
张汉泉
秦俊华
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.)
Daye Iron Ore Co Ltd Of Wisco Resources Group
Wuhan Institute of Technology
Original Assignee
Daye Iron Ore Co Ltd Of Wisco Resources Group
Wuhan Institute of Technology
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 Daye Iron Ore Co Ltd Of Wisco Resources Group, Wuhan Institute of Technology filed Critical Daye Iron Ore Co Ltd Of Wisco Resources Group
Priority to CN202210534051.7A priority Critical patent/CN114854982B/zh
Publication of CN114854982A publication Critical patent/CN114854982A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN114854982B publication Critical patent/CN114854982B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006Wet processes
    • C22B7/007Wet processes by acid leaching
    • 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)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,具体包括下述步骤:(1)取适量的含铜钴硫酸渣置于管式气氛炉中,然后通入CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以10~20℃/min的速率升温至500℃~600℃,保温焙烧30min~120min,然后冷却至60~80℃得焙烧渣;(2)将冷却至60~80℃的焙烧渣加入到质量分数为5~30%的硫酸溶液中,液固比为4~5:1,搅拌下浸出20min~300min;(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步沉淀回收铜和钴;本发明方法还原温度低、操作简单易行,流程时间短,铜钴回收率高,可以实现含铁酸铜、铁酸钴的硫酸渣的综合利用。

Description

气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法
技术领域
本发明涉及硫酸渣中有价金属回收技术领域,特别是一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法。
背景技术
硫酸渣又称黄铁矿烧渣,是化工废渣的一种。每生产1t硫酸产出硫酸渣0.8~1t,我国每年硫酸渣的产量超出1200万吨,堆放占地面积超过1000万m2。我国硫酸渣利用率不高,大多直接堆放或填埋,既占用了土地,又污染地下水。现硫酸渣的利用现状是,多用硫酸渣制备烧结矿、球团矿,回收利用其中的铁元素。有的硫酸渣中含有一些稀有的有价金属如:Co、Cu、Pb等,如果能有效的利用这些有价金属,既可以提高硫酸渣的附加价值,又可以提高硫酸渣的利用率。
硫酸渣粒度细,一般含铁30%~50%,钴的品位在0.01%~3.0%。目前,针对硫酸渣中浸出钴元素的研究比较少。
发明内容
本发明就是针对硫酸渣中铜钴直接浸出率低,常需添加助浸剂提高铜钴的浸出率;或者添加助浸剂焙烧,且焙烧温度高,生产成本高,回收价值低等问题,提供了一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法。
本发明的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,是以含铜钴硫酸渣为原料,在CO/N2混合气氛中焙烧,然后采用硫酸浸出铜钴,实现硫酸渣中铜钴的回收;具体包括下述步骤:
(1)取适量的含铜钴硫酸渣置于管式气氛炉中,然后通入CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以10~20℃/min的速率升温至500℃~600℃,保温焙烧30min~120min,然后冷却至60~80℃得焙烧渣;
(2)将冷却至60~80℃的焙烧渣加入到质量分数为5~30%的硫酸溶液中,液固比为4~5:1,料液升温至60~80℃,搅拌下浸出20min~300min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴。
所述浸液分步回收铜和钴的方法,具体按下述步骤操作:
(1)将浸液温度升温至80~100℃,加入质量分数为28~30%的双氧水氧化50~80min,再加入质量分数为5~10%的碳酸钠和质量分数为5~10%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至2.5~3.5,搅拌0.5~4h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:3~5:1~3;
(2)含铜钴溶液中加入质量分数为8~10%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的2~3倍;用碳酸钠调节溶液pH至4.0~6.0,并升温至80~100℃搅拌3~4h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣作为铜精矿回收铜;
(3)含钴溶液采用质量分数为8~10%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为8.0~9.0,常温下搅拌反应3~4h后过滤分离,得钴渣和废水。
所述含铜钴硫酸渣含铜品位为0.20%~0.80%,含钴品位为0.01%~3.0%。
优选地,本发明中含铜钴硫酸渣的加料量占炉容的1/3~2/3。
优选地,含铜钴硫酸渣置于管式气氛炉中,通入CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气,混合气体中CO气体含量为10%~30%。
优选地,硫酸渣置于管式气氛炉中,通入CO/N2混合气焙烧,焙烧温度为540~560℃。
经过本发明方法的处理,铜的回收率为80~90%;钴的回收率为80~90%。
本发明方法的工艺原理如下:
硫酸渣中铜钴主要以铁酸铜和铁酸钴的形式存在,这部分铜和钴难以被硫酸直接浸出,采用气基还原焙烧,可以将铜和钴的物相转化为相应的和/>,这两种物质可以较好的被硫酸浸出,从而提高铜钴的回收率。涉及的主要化学反应方程式如下:
本发明方法还原温度低、操作简单易行,流程时间短,铜钴回收率高,可以实现含铁酸铜、铁酸钴的硫酸渣的综合利用,变废为宝,有利于资源的最大化利用和生态环境的保护。
具体实施方式
为了更好地解释本发明的技术方案,下面结合具体实施例对本发明的技术方案进行进一步的说明,下述实施例仅仅是示例性的说明本发明的技术方案,并不以任何形式限制本发明。
实施例1
本实施例是以含铜品位为0.3%,含钴品位为0.36%的硫酸渣为例,来详细解释本发明。
本实施例的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,具体包括下述步骤:
(1)取50g的含铜品位为0.3%,含钴品位为0.36%的硫酸渣置于管式气氛炉中(占炉容积的1/3),然后通入CO/N2混合气体,其中CO含量为30%,待CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以15℃/min的速率升温至550℃,保温焙烧60min,然后冷却至70℃得焙烧渣;
(2)将冷却至70℃的焙烧渣加入到质量分数为20%的硫酸溶液中,液固比为4:1,料液升温至70℃,搅拌下浸出60min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴;
(4)将浸液温度升温至90℃,加入质量分数为30%的双氧水氧化60min,再加入质量分数为8%的碳酸钠和质量分数为8%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至3.5,搅拌2h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:3:3;
(5)含铜钴溶液中加入质量分数为10%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的2.5倍;采用碳酸钠调节溶液pH至5.0,并升温至90℃搅拌3.5h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣烘干作为铜精矿回收铜,检测铜渣中铜的质量分数为41.98%,铜渣重量0.30g,铜的回收率为83.97%;
(6)含钴溶液采用质量分数为10%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为9.0,常温下搅拌反应3.5h后过滤分离,得钴渣和废水;铜渣烘干回收钴,检测钴渣中钴的质量分数为22.17%,钴渣重量0.7g,钴的回收率为86.24%。
实施例2
本实施例是以含铜品位为0.63%,含钴品位为0.051%的硫酸渣为例,来详细解释本发明。
本实施例的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,具体包括下述步骤:
(1)取100g的含铜品位为0.63%,含钴品位为0.051%的硫酸渣置于管式气氛炉中(占炉容积的2/3),然后通入CO/N2混合气体,其中CO含量为20%,待CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以10℃/min的速率升温至500℃,保温焙烧120min,然后冷却至80℃得焙烧渣;
(2)将冷却至80℃的焙烧渣加入到质量分数为30%的硫酸溶液中,液固比为5:1,料液升温至80℃,搅拌下浸出300min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴;
(4)将浸液温度升温至100℃,加入质量分数为28%的双氧水氧化80min,再加入质量分数为10%的碳酸钠和质量分数为5%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至3.0,搅拌4h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:4:1;
(5)含铜钴溶液中加入质量分数为8%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的2倍;用碳酸钠调节溶液pH至4.0,并升温至100℃搅拌3h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣烘干作为铜精矿回收铜,检测铜渣中铜的质量分数为42.17%,铜渣重量1.34g,铜的回收率为90.07%;
(6)含钴溶液采用质量分数为8%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为8.5,常温下搅拌反应4h后过滤分离,得钴渣和废水;铜渣烘干回收钴,检测钴渣中钴的质量分数为20.68%,钴渣重量0.213g,钴的回收率为86.52%。
实施例3
本实施例是以含铜品位为0.75%,含钴品位为1.4%的硫酸渣为例,来详细解释本发明。
本实施例的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,具体包括下述步骤:
(1)取200g的含铜品位为0.75%,含钴品位为1.4%的硫酸渣置于管式气氛炉中(占炉容积的1/3),然后通入CO/N2混合气体,其中CO含量为10%,待CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以20℃/min的速率升温至600℃,保温焙烧100min,然后冷却至60℃得焙烧渣;
(2)将冷却至60℃的焙烧渣加入到质量分数为5%的硫酸溶液中,液固比为5:1,料液升温至60℃,搅拌下浸出200min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴;
(4)将浸液温度升温至80℃,加入质量分数为29%的双氧水氧化50min,再加入质量分数为5%的碳酸钠和质量分数为10%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至2.5,搅拌2h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:5:1;
(5)含铜钴溶液中加入质量分数为9%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的3倍;用碳酸钠调节溶液pH至6.0,并升温至80℃搅拌4h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣烘干作为铜精矿回收铜,检测铜渣中铜的质量分数为38.47%,铜渣重量3.13g,铜的回收率为80.16%;
(6)含钴溶液采用质量分数为8%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为8.0,常温下搅拌反应4h后过滤分离,得钴渣和废水;铜渣烘干回收钴,检测钴渣中钴的质量分数为17.39%,钴渣重量13.32g,钴的回收率为82.76%。
实施例4
本实施例是以含铜品位为0.56%,含钴品位为0.82%的硫酸渣为例,来详细解释本发明。
本实施例的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,具体包括下述步骤:
(1)取100g的含铜品位为0.56%,含钴品位为0.82%的硫酸渣置于管式气氛炉中(占炉容积的1/3),然后通入CO/N2混合气体,其中CO含量为25%,待CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以16℃/min的速率升温至550℃,保温焙烧30min,然后冷却至75℃得焙烧渣;
(2)将冷却至75℃的焙烧渣加入到质量分数为15%的硫酸溶液中,液固比为4:1,料液升温至75℃,搅拌下浸出20min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴;
(4)将浸液温度升温至85℃,加入质量分数为30%的双氧水氧化70min,再加入质量分数为7%的碳酸钠和质量分数为8%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至3.2,搅拌0.5h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:4.5:2;
(5)含铜钴溶液中加入质量分数为8.5%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的2.3倍;用碳酸钠调节溶液pH至5.5,并升温至85℃搅拌4h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣烘干作为铜精矿回收铜,检测铜渣中铜的质量分数为45.31%,铜渣重量1.06g,铜的回收率为85.82%;
(6)含钴溶液采用质量分数为9.5%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为9.0,常温下搅拌反应4h后过滤分离,得钴渣和废水;铜渣烘干回收钴,检测钴渣中钴的质量分数为20.12%,钴渣重量3.32g,钴的回收率为81.48%。
由实施例1~4可知,采用本发明方法处理含铜钴硫酸渣,铜钴回收率分别可达到80-90%,说明采用本发明方法回收硫酸渣中的铜钴切实可行。

Claims (2)

1.气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,其特征在于:是以含铜钴硫酸渣为原料,在CO/N2混合气氛中焙烧,然后采用硫酸浸出铜钴,实现硫酸渣中铜钴的回收;具体包括下述步骤:
(1)取适量的含铜钴硫酸渣置于管式气氛炉中,然后通入CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气后,以10~20℃/min的速率升温至540℃~560℃,保温焙烧30min~120min,然后冷却至60~80℃得焙烧渣;含铜钴硫酸渣的加料量占炉容的1/3~2/3;
(2)将冷却至60~80℃的焙烧渣加入到质量分数为5~30%的硫酸溶液中,液固比为4~5:1,料液升温至60~80℃,搅拌下浸出20min~300min;
(3)将浸出矿浆过滤,得到浸渣和浸液,浸渣经过磁选分离铁精矿和尾矿后,铁精矿回收处理,铜钴进入到浸液中分步回收铜和钴;
上述步骤(1)中硫酸渣置于管式气氛炉中,通入CO/N2混合气体完全置换管式气氛炉中的空气,其中CO气体含量为10%~30%;
所述含铜钴硫酸渣含铜品位为0.20%~0.80%,含钴品位为0.01%~3.0%,硫酸渣中铜钴主要以铁酸铜和铁酸钴的形式存在;
所述浸液分步回收铜和钴的方法,具体按下述步骤操作:
(1)将浸液温度升温至80~100℃,加入质量分数为28~30%的双氧水氧化50~80min,再加入质量分数为5~10%的碳酸钠和质量分数为5~10%的石灰乳,用石灰乳调节料液pH至2.5~3.5,搅拌0.5~4h,过滤得含铜钴溶液和铁渣,铁渣返回还原焙烧回收铁精矿;所述浸液:双氧水:碳酸钠的质量比为10:3~5:1~3;
(2)含铜钴溶液中加入质量分数为8~10%的硫代硫酸钠溶液作为沉淀剂,用量为铜离子摩尔量的2~3倍;用碳酸钠调节溶液pH至4.0~6.0,并升温至80~100℃搅拌3~4h过滤得铜渣和含钴溶液,铜渣作为铜精矿回收铜;
(3)含钴溶液采用质量分数为8~10%的碳酸钠溶液作为沉淀剂,调整溶液pH为8.0~9.0,常温下搅拌反应3~4h后过滤分离,得钴渣和废水。
2.根据权利要求1所述的一种气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法,其特征在于:经过步骤(2)过滤,铜的回收率为80~90%;经过步骤(3)过滤,钴的回收率为80~90%。
CN202210534051.7A 2022-05-17 2022-05-17 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法 Active CN114854982B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210534051.7A CN114854982B (zh) 2022-05-17 2022-05-17 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202210534051.7A CN114854982B (zh) 2022-05-17 2022-05-17 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN114854982A CN114854982A (zh) 2022-08-05
CN114854982B true CN114854982B (zh) 2024-05-28

Family

ID=82636620

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202210534051.7A Active CN114854982B (zh) 2022-05-17 2022-05-17 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN114854982B (zh)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106222430A (zh) * 2016-08-04 2016-12-14 西北矿冶研究院 一种铜钴渣的湿法冶金回收铜、钴方法
CN106906360A (zh) * 2015-12-22 2017-06-30 北京有色金属研究总院 一种综合回收含铜钴硫酸渣的工艺
CN109609768A (zh) * 2018-12-28 2019-04-12 武汉工程大学 一种低品位含铜钴硫酸渣的综合利用方法
CN111593205A (zh) * 2020-07-17 2020-08-28 武汉工程大学 一种从含钴硫酸渣中回收钴的方法
CN111809041A (zh) * 2020-07-17 2020-10-23 武汉工程大学 一种采用硫酸渣制备高品位铁精矿的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106906360A (zh) * 2015-12-22 2017-06-30 北京有色金属研究总院 一种综合回收含铜钴硫酸渣的工艺
CN106222430A (zh) * 2016-08-04 2016-12-14 西北矿冶研究院 一种铜钴渣的湿法冶金回收铜、钴方法
CN109609768A (zh) * 2018-12-28 2019-04-12 武汉工程大学 一种低品位含铜钴硫酸渣的综合利用方法
CN111593205A (zh) * 2020-07-17 2020-08-28 武汉工程大学 一种从含钴硫酸渣中回收钴的方法
CN111809041A (zh) * 2020-07-17 2020-10-23 武汉工程大学 一种采用硫酸渣制备高品位铁精矿的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN114854982A (zh) 2022-08-05

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN107058730B (zh) 一种对铜镍硫化矿综合利用的方法及其系统
CN109234522B (zh) 一种钴硫精矿综合回收处理方法
US4008076A (en) Method for processing manganese nodules and recovering the values contained therein
CN113897491B (zh) 一种综合高效处理锌浸出渣的方法
JP7459060B2 (ja) 高純度水和硫酸ニッケルを調製するための方法
CN112342377B (zh) 镍精矿的处理工艺
CN106834753A (zh) 一种从高硅高铁低品位含锗物料中提取锗的方法
CN111004917A (zh) 一种硫化砷渣综合回收的工艺
CN111088433A (zh) 一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法
CN103805789B (zh) 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法
EP1587964B1 (en) Process for nickel and cobalt extraction from laterite ores
CN113846214B (zh) 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
CN105110300A (zh) 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法
CN114854982B (zh) 气基低温还原焙烧—浸出回收硫酸渣中铜钴的方法
CN109777953B (zh) 一种低品位氧化及硫化铜矿环保回收工艺
JP4109501B2 (ja) 亜鉛の湿式製錬法
CN111455188B (zh) 一种从冰铜渣中碱性湿法浸出铜的工艺方法
CN110117721B (zh) 一种硫酸渣磷酸浸出-萃取提取有价金属的方法
CN106011502A (zh) 一种回收钒、钴、镍的方法
CN113699368A (zh) 利用柠檬酸进行氧化型矿物的低温多金属提取的方法
WO1996007762A1 (en) Mineral processing
US20070041884A1 (en) Resin and process for extracting non-ferrous metals
CN115786742B (zh) 一种铀铍矿综合回收方法
AU2013325098A1 (en) Method for the recovery of metals from nickel bearing ores and concentrates
CN115109931B (zh) 一种从钨钼废渣中回收多种金属的方法

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