CN114908253A - 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 - Google Patents
一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN114908253A CN114908253A CN202210525428.2A CN202210525428A CN114908253A CN 114908253 A CN114908253 A CN 114908253A CN 202210525428 A CN202210525428 A CN 202210525428A CN 114908253 A CN114908253 A CN 114908253A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching
- rare earth
- solution
- type rare
- adsorption type
- 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
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 182
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 89
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 82
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 title claims abstract description 48
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 37
- QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N Acetic acid Chemical compound CC(O)=O QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 38
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 34
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 4
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 7
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 52
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 32
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 16
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 16
- CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L Magnesium sulfate Chemical compound [Mg+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 14
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 9
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 7
- 229910052943 magnesium sulfate Inorganic materials 0.000 description 7
- 235000019341 magnesium sulphate Nutrition 0.000 description 7
- 239000002689 soil Substances 0.000 description 7
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 4
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 4
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 description 3
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 3
- 230000002572 peristaltic effect Effects 0.000 description 3
- -1 rare earth ions Chemical class 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- HDYRYUINDGQKMC-UHFFFAOYSA-M acetyloxyaluminum;dihydrate Chemical compound O.O.CC(=O)O[Al] HDYRYUINDGQKMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229940009827 aluminum acetate Drugs 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000084 colloidal system Substances 0.000 description 2
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 2
- 229940021013 electrolyte solution Drugs 0.000 description 2
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-M Acetate Chemical compound CC([O-])=O QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- KDYFGRWQOYBRFD-UHFFFAOYSA-N Succinic acid Natural products OC(=O)CCC(O)=O KDYFGRWQOYBRFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000000218 acetic acid group Chemical group C(C)(=O)* 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- NHJPVZLSLOHJDM-UHFFFAOYSA-N azane;butanedioic acid Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]C(=O)CCC([O-])=O NHJPVZLSLOHJDM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 description 1
- KDYFGRWQOYBRFD-NUQCWPJISA-N butanedioic acid Chemical compound O[14C](=O)CC[14C](O)=O KDYFGRWQOYBRFD-NUQCWPJISA-N 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 239000002734 clay mineral Substances 0.000 description 1
- 238000010668 complexation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- CVOQYKPWIVSMDC-UHFFFAOYSA-L dipotassium;butanedioate Chemical compound [K+].[K+].[O-]C(=O)CCC([O-])=O CVOQYKPWIVSMDC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 1
- 229910001404 rare earth metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 229940074404 sodium succinate Drugs 0.000 description 1
- ZDQYSKICYIVCPN-UHFFFAOYSA-L sodium succinate (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C(=O)CCC([O-])=O ZDQYSKICYIVCPN-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
Images
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
- 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
- C22B3/16—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in organic solutions
- C22B3/1608—Leaching with acyclic or carbocyclic agents
- C22B3/1616—Leaching with acyclic or carbocyclic agents of a single type
- C22B3/165—Leaching with acyclic or carbocyclic agents of a single type with organic acids
-
- 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
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及稀土提取。公开了一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法。本发明采用二段浸取方式，先用助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取并将浸出液收集，待至少八小时后再将经一段浸取过的离子吸附型稀土矿用浸出剂溶液进行二段浸取并收集浸出液。所述助浸剂溶液为pH＝3～4的醋酸溶液。本发明工艺流程简单，适用性强，降低浸出液中的杂质铝含量，从而实现提高浸出选择性的目的。
Description
技术领域
本发明涉及稀土提取领域，具体涉及一种离子吸附型稀土矿分段浸取方法。
背景技术
离子吸附型稀土矿是我国重要的战略性矿产资源，其富含的中重稀土是发展尖端科技不可或缺的关键元素。离子吸附型稀土矿中的稀土元素通常以离子相(以水合离子态或羟基水合离子态的形式吸附在粘土矿物表面的稀土离子)、胶态相(以稀土氧化物或稀土氢氧化物胶体形式存在)、水溶相和矿物相等多种形式存在，其中离子相占大多数。离子吸附型稀土矿具有矿点分散、稀土品位低(大致为0.05％～0.3％)的特点，采用传统的浮选、重选、磁选等选矿方法无法提炼出稀土精矿。
人们基于离子交换的思路发明了电解质溶液浸取离子吸附型稀土矿中的离子相稀土元素的方法。自离子吸附型稀土矿被发现以来，其开采技术不断完善，由初期的氯化钠池浸，到中期的硫酸铵堆浸，再到目前普遍使用的硫酸铵原地浸出，一定程度上减少了早期池浸、堆浸工艺由于大面积挖采矿体引发的环境问题，并且在降低了工业生产成本的同时提升了资源利用率。
随着离子吸附型稀土矿长时间的大规模开挖，硫酸铵原地浸出工艺逐渐暴露出以下问题：(1)离子吸附型稀土矿中以胶态相形式存在的稀土元素比离子相稀土的化学性质更加稳定，无法通过采用硫酸铵等电解质溶液浸取回收，这间接造成了部分稀土资源的损失；(2)浸出剂硫酸铵的选择性较差，导致稀土浸出液中Al3+含量往往较高，增加了后续除杂成本和除杂造成的稀土损失量。
因此，在环境友好型经济发展的宗旨下，如何实现在减少浸出剂用量的前提下，最大程度的提高稀土浸出率、减少杂质浸出，并降低环境污染是当前离子吸附型稀土资源浸出技术研究的主要趋势。
CN106702181A“一种提高离子吸附型稀土矿浸出率的浸取方法”公开了采用丁二酸、丁二酸钠、丁二酸钾、丁二酸铵的一种或多种混合作为助浸剂，但是其浸出选择性表现不佳。
发明内容
本发明针对离子吸附型稀土矿浸取存在的上述问题，本发明从浸矿机理出发，旨在提供一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法。本发明先后采用助浸剂溶液和浸出剂溶液进行分段浸取，不仅可强化对胶态相稀土的回收，而且在减少浸出剂用量的同时提高了稀土浸出率、降低了浸出液中杂质Al3+含量。
本发明的实现采用如下方案：
一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，采用二段浸取方式，先用助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取并将浸出液收集，等待至少8小时后再将经一段浸取过的离子吸附型稀土矿用浸出剂溶液进行二段浸取并收集浸出液，所述的助浸剂溶液为醋酸溶液。
需要说明的是，所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，选用的浸出剂溶液为硫酸镁、氯化钙等溶液中的一种或多种混合。
需要说明的是，所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，助浸剂溶液的pH值为3～4。
需要说明的是，所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，浸出剂溶液的质量分数为2％～4％。
需要说明的是，所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，助浸剂溶液与离子吸附型稀土矿的液固比为0.4～0.8:1。
需要说明的是，所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，浸出剂溶液与离子吸附型稀土矿的液固比为0.7～1:1。
本发明用于离子吸附型稀土矿浸出，它的特点在于：
其一，通过醋酸溶液作为助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取，可使其中的胶态相稀土Re(OH)3在酸性环境中转化成Re(OH)2 +、Re(OH)2+、Re3+等离子相稀土，增加可被浸出剂阳离子交换的稀土离子含量，从而为提高稀土浸出率创造了有利条件；同时，利用助浸剂溶液中H+参与对离子相稀土的交换，为减少浸出剂用量创造了良好条件。
其二，通过醋酸溶液作为助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取，CH3COO-可与离子吸附型稀土矿中主要杂质离子Al3+发生络合反应，且待一定时间(至少8小时)后，CH3COO-与Al3+络合物可充分形成醋酸铝沉淀，使大量Al3+留在矿土中，大幅减少了浸出液中的Al3+离子含量。
与现有技术相比，本发明的：(1)助浸剂成分不同，本专利助浸剂为pH＝3～4的醋酸溶液；(2)浸取流程不同，本发明先用助浸剂溶液进行一段浸取并收集一段浸出液，待至少8小时后再采用浸取剂进行二段浸取并收集二段浸出液；(3)助浸原理不同，本项目不仅利用助浸剂醋酸溶液中大量H+促进胶态相稀土浸出从而提高稀土浸出率，同时也利用助浸剂中的醋酸根CH3COO-与离子吸附型稀土矿中主要杂质离子Al3+发生络合反应，待一定时间(8小时)后即可生成醋酸铝沉淀，从而实现提高浸出选择性的目的。
附图说明
图1是本发明的浸出流程图。
具体实施方式
请参见图1，本发明采用二段浸取方式，先用助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取并将浸出液收集，等待至少8小时后再将经一段浸取过的离子吸附型稀土矿用浸出剂溶液进行二段浸取并收集浸出液，所述预浸剂为醋酸。
实施例1
江西某离子吸附型稀土矿，品位为0.08％。
采用本发明提供的一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，对该矿样进行实验室小型试验，试验具体步骤如下：
将该离子吸附型稀土矿经自然风干后分别取300g矿土，均匀倒入1#、2#两根PVC材质的浸出柱中。1#浸出柱采用醋酸溶液作为助浸剂，硫酸镁溶液作为二段浸出剂，配置pH＝3的醋酸溶液240mL和质量分数为3％的硫酸镁溶液300mL；2#浸出柱采用硫酸铵作为浸出剂，配置质量分数为3％的硫酸铵溶液300mL。然后将所配置的溶液通过蠕动泵以0.4mL/min的流速分别加入其对应的浸出柱中，完成此步骤后再用去离子水对两组矿土进行淋洗，并且将各组的浸出液体都收集好，化验并计算稀土浸出率。实验结果如表1。
表1采用硫酸镁溶液作为二段浸出剂与硫酸铵溶液直接浸取的实验结果对比
从实验结果看，采用硫酸铵溶液直接浸取所得稀土浸出率为95.60％、浸出液中Al3+含量为171.6mg/L；采用本发明提供的分段浸取方法所得稀土浸出率为96.90％、浸出液中Al3+含量为52.4mg/L；本发明提供的方法可使稀土浸出率提高1.3个百分点、浸出液中Al3 +含量降低69.46％。
实施例2
湖南某离子吸附型稀土矿，品位为0.15％。
采用本发明提供的一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，对该矿样进行实验室小型试验，试验具体步骤如下：
将该离子吸附型稀土矿经自然风干后分别取300g矿土，均匀倒入1#、2#两根PVC材质的浸出柱中。1#浸出柱采用醋酸溶液作为助浸剂，氯化钙溶液作为二段浸出剂，配置pH＝3的醋酸溶液240mL和质量分数为3％的氯化钙溶液270mL；2#浸出柱采用硫酸铵作为浸出剂，配置质量分数为3％的硫酸铵溶液300mL。然后将所配置的溶液通过蠕动泵以0.4mL/min的流速分别加入其对应的浸出柱中，完成此步骤后再用去离子水对两组矿土进行淋洗，并且将各组的浸出液体都收集好，化验并计算稀土浸出率。实验结果如表2。
表2采用氯化钙溶液作为二段浸出剂与硫酸铵溶液直接浸取的实验结果对比
从实验结果看，采用硫酸铵溶液直接浸取所得稀土浸出率为95.10％、浸出液中Al3+含量为155.10mg/L；采用本发明提供的分段浸取方法所得稀土浸出率为97.20％、浸出液中Al3+含量为42.30mg/L；本发明提供的方法可在浸出剂用量减少10％的情况下，使稀土浸出率提高2.10个百分点、浸出液中Al3+含量降低72.73％。
实施例3
福建某离子吸附型稀土矿，品位为0.11％。
采用本发明提供的一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，对该矿样进行实验室小型试验，试验具体步骤如下：
将该离子吸附型稀土矿经自然风干后分别取300g矿土，均匀倒入1#、2#两根PVC材质的浸出柱中。1#浸出柱采用醋酸溶液作为助浸剂，硫酸镁+氯化钙(1:1)混合溶液作为二段浸出剂，配置pH＝3的醋酸溶液240mL和质量分数为3％的硫酸镁+氯化钙(1:1)混合溶液240mL；2#浸出柱采用硫酸铵作为浸出剂，配置质量分数为3％的硫酸铵溶液300mL。然后将所配置的溶液通过蠕动泵以0.4mL/min的流速分别加入其对应的浸出柱中，完成此步骤后再用去离子水对两组矿土进行淋洗，并且将各组的浸出液体都收集好，化验并计算稀土浸出率。实验结果如表3。
从实验结果看，采用硫酸铵溶液直接浸取所得稀土浸出率为96.30％、浸出液中Al3+含量为94.60mg/L；采用本发明提供的分段浸取方法所得稀土浸出率为98.50％、浸出液中Al3+含量为23.90mg/L；本发明提供的方法可在浸出剂用量减少20％的情况下，使稀土浸出率提高2.20个百分点、浸出液中Al3+含量降低74.73％。
表3采用硫酸镁+氯化钙(1:1)混合溶液作为二段浸出剂与硫酸铵溶液直接浸取的实验结果对比
Claims (5)
1.一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，其特征在于：采用二段浸取方式，先用助浸剂溶液对离子吸附型稀土矿进行一段浸取并将浸出液收集，等待至少八小时后将经一段浸取过的离子吸附型稀土矿用浸出剂溶液进行二段浸取并收集浸出液，所述助浸剂溶液为醋酸溶液。
2.根据权利要求1所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，其特征在于：所述助浸剂溶液的pH值为3～4。
3.根据权利要求1或2所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，其特征在于：所述助浸剂溶液与离子吸附型稀土矿的液固比为0.4～0.8:1。
4.根据权利要求1所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，其特征在于：所述浸出剂溶液的质量百分数为2％～4％。
5.根据权利要求1或4所述的提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法，其特征在于：所述浸出剂溶液与离子吸附型稀土矿的液固比为0.7～1:1。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202210525428.2A CN114908253B (zh) | 2022-05-12 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202210525428.2A CN114908253B (zh) | 2022-05-12 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN114908253A true CN114908253A (zh) | 2022-08-16 |
| CN114908253B CN114908253B (zh) | 2024-06-07 |
Family
ID=
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1110328A (zh) * | 1994-04-05 | 1995-10-18 | 赣州有色冶金研究所 | 离子型稀土矿浸矿除杂沉淀新工艺 |
| KR20020066910A (ko) * | 2001-02-16 | 2002-08-21 | 김선미 | 희토복합산화물를 이용한 삼원촉매의 제조 방법과 자동차폐기체 정화 장치 |
| CN109097565A (zh) * | 2018-08-03 | 2018-12-28 | 江西理工大学 | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 |
| CN113025836A (zh) * | 2021-03-09 | 2021-06-25 | 中南大学 | 一种利用添加剂强化风化壳淋积型稀土矿浸出的方法 |
| CN113151697A (zh) * | 2021-03-09 | 2021-07-23 | 中南大学 | 一种浸出风化壳淋积型稀土矿的方法 |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1110328A (zh) * | 1994-04-05 | 1995-10-18 | 赣州有色冶金研究所 | 离子型稀土矿浸矿除杂沉淀新工艺 |
| KR20020066910A (ko) * | 2001-02-16 | 2002-08-21 | 김선미 | 희토복합산화물를 이용한 삼원촉매의 제조 방법과 자동차폐기체 정화 장치 |
| CN109097565A (zh) * | 2018-08-03 | 2018-12-28 | 江西理工大学 | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 |
| CN113025836A (zh) * | 2021-03-09 | 2021-06-25 | 中南大学 | 一种利用添加剂强化风化壳淋积型稀土矿浸出的方法 |
| CN113151697A (zh) * | 2021-03-09 | 2021-07-23 | 中南大学 | 一种浸出风化壳淋积型稀土矿的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| He et al. | Progress in green and efficient enrichment of rare earth from leaching liquor of ion adsorption type rare earth ores | |
| CN102676853B (zh) | 物料联动循环利用的稀土分离方法 | |
| CN108069447B (zh) | 利用锂离子电池正极活性废料制备电池级氢氧化锂的方法 | |
| CN106367621B (zh) | 从低含量稀土溶液和沉淀渣中回收和循环利用有价元素的方法 | |
| CN103789552B (zh) | 一种从高温合金酸浸液中回收铼的方法 | |
| CN112063861B (zh) | 一种从高铝稀土料液中分离稀土的萃取方法 | |
| CN111961839A (zh) | 一种从废旧锂离子电池正负极活性材料中浸出有价金属同步除杂的方法 | |
| CN102816931A (zh) | 一种从含铜酸性废水中回收铜、铁并产出石膏的方法 | |
| CN112359232A (zh) | 一种以氯化钙为浸取剂的离子吸附型稀土提取方法 | |
| CN115287469B (zh) | 一种从黏土型锂矿中选择性提锂的方法 | |
| CN112813268B (zh) | 一种pcb电镀铜与酸性蚀刻铜资源循环利用方法 | |
| CN113416856A (zh) | 一种从硫化镍精矿中选择性提取钴和镍的方法 | |
| CN114908253B (zh) | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 | |
| CN104878202A (zh) | 一种从含稀土污泥中提取稀土的方法 | |
| CN114908253A (zh) | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 | |
| CN116640923A (zh) | 用于浸取离子型稀土矿的浸取剂及其浸矿方法 | |
| CN102534212A (zh) | 一种萃取和分步反萃取分离低浓度多金属离子的方法 | |
| CN112662900B (zh) | 共沉淀酸溶解选择性沉淀协同回收浸出母液中稀土的方法 | |
| CN113337739B (zh) | 一种负载稀土树脂的解吸方法以及稀土的回收方法 | |
| CN112853119B (zh) | 卤水中提取锂的萃取体系、制备方法及卤水中提取锂的方法 | |
| Zhao et al. | Removal of chlorine from zinc sulfate solution: a review | |
| CN104745813A (zh) | 高镁低镍硫化矿生物浸出过程中综合回收镍镁的方法 | |
| CN113416857A (zh) | 一种从硫化镍精矿中选择性提取钴和镍的方法 | |
| CN114438348A (zh) | 一种从红土镍矿中选择性提钪的方法 | |
| CN112646985B (zh) | 一种ito薄膜刻蚀废液中金属铟的富集与纯化方法 |
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 |