CS269061B1 - Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment - Google Patents

Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment Download PDF

Info

Publication number
CS269061B1
CS269061B1 CS875643A CS564387A CS269061B1 CS 269061 B1 CS269061 B1 CS 269061B1 CS 875643 A CS875643 A CS 875643A CS 564387 A CS564387 A CS 564387A CS 269061 B1 CS269061 B1 CS 269061B1
Authority
CS
Czechoslovakia
Prior art keywords
leaching
liquid
stage
leachate
ore
Prior art date
Application number
CS875643A
Other languages
Czech (cs)
Other versions
CS564387A1 (en
Inventor
Petr Ing Fiala
Stanislav Ing Baloun
Vaclav Ing Csc Homolka
Original Assignee
Fiala Petr
Baloun Stanislav
Homolka Vaclav
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 Fiala Petr, Baloun Stanislav, Homolka Vaclav filed Critical Fiala Petr
Priority to CS875643A priority Critical patent/CS269061B1/en
Publication of CS564387A1 publication Critical patent/CS564387A1/en
Publication of CS269061B1 publication Critical patent/CS269061B1/en

Links

Classifications

    • 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

  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Ňeěení se tfii. způsobu zpracováni obtížně loužitelnýoh Jemnýoh podílů rud kyeelýw hydrometaltcrgiokým postupem. Řeíí louženl Jemných podílů zejména uran zlrkoniových rud v kyselině sírové a toohnolo^ioký postup tvorby a separace výluhů. Podstata řeěení Je maložena na působení směsného výluhu, vzniklého oddělením kapaliny ae eměei výstupu z kyselého louženl Jeemýoh podílů a produktů s louženl hrubých podílů rud, nebo Jiných produktů rprsaaríaí. rud na vstttpuJloí Jemné podíly. Louženl ee provádí v oyklu, který umožňuje recyklaci oxidačních složek, nebohacení výluhů a jednoduchou separaci fází k získáni části Sirých výluhů.Throwing three. processing method difficult to leachable using a hydrometaltic procedure. Řeíí leached fine particles especially uranium zinc ores in sulfuric acid and potassium hydroxide leaching and separation process. The essence of the solution It is based on action mixed liquor resulting from separation the liquid and the output of the acid loužen Jeemýoh shares and products with leaching of crude ore or other produkty rprsaaríaí. ore at vstttpuJloí Fine Shares. The leaching is carried out in a loop that allows the recycling of oxidation components, non-infusion of leachates and simple phase separation to obtain a portion Sulfur leaches.

Description

CS 269 061 B1 1 - Vynález se týká způsobu zpraoování obtížné loužitelnýoh .jemných-podílů rud.BACKGROUND OF THE INVENTION 1. Field of the Invention The present invention relates to a process for the treatment of difficult leachable fines.

Podle dosud známých způsobů hydromotalurgiokáho zpracováni rud, zejména pískovco-vého typu, se ruda hydraulioky roztřídí na Jemné a hrubé podíly. Jemné podíly obsahujíu rud pískovoovýoh ložisek převážné Jílovité podíly s vysokým obsahem alumo silikátů,hrubé podíly jsou tvořeny především křemennými zrny. hranice tří dání mezi Jemnými a hru-bými podíly se udržuje v 0,06 mna až 0,12 mm. Při průmyslovém zpracování obsahu- jí vytříděné Jemné podíly zpravidla nejvýíe 10 částic, převyšujíoíoh zvolenou hráni—oi třídění. Při třídění na Jemné a hrubé podíly doohází také k redietribuoi užitkovýohsložek rudy, y» pří klad u uranového zrudnění se větěí část uranu koncentruje do Jemnýohpodílů. Poměr mezi množstvím hrubýoh a jemných podílů se většinou pohybuje v rozmezí1 až 8, Zpraoování Jemných podílů se provádí louže nim v kyselině sirové. Obtížně lo uži-té Iné rvxly vyžadují vysoké dávky kyseliny, při kterýoh doohází k současnému rozpuštěníaluaosilikátovýoh minerálů. Poměr kapalné a pevné fáze v loužené směsi bývá obvykle 1,5až 2, Vyloužené směs má vysokou viskozitu, bráníoí snadnému oddělení výluhu. Další zpra-oování se provádí smísením se suspenzí hrubýoh podílů rudy, které se louží účinkem zbyt-kové kyseliny po loužení jemných podílů. Snížení měrné spotřeby kyseliny sírové se podleznámých způsobů dosahuje její recyklaoí z vyloužené směsi Jemnýoh a hrubýoh podílůpo odstranění pevné fáze děkan tací nebo filtraoi. Tyto operaoe jsou náročné na výkonzařízení, protože se odděluje pevná fáze jak hrubýoh, tak Jemných podílů. Oddělená ka-palná fáze, re cyklovaná zčásti zpět na loužení Jemnýoh podílů obsahuje vysoké koncentra-ce rozpuštěných složek rudy, které nepříznivě ovlivňují výtěžnost loužení jemnýoh podí-lů, Koncentrace kyseliny ve vratném proudu je níz£á díky naředění značným množstvím ka-palné fáze ze suspenze hrubýoh podílů, Loužení užitkovýoh složek, zvláště uranu, vyžadu-je přítomnost oxidantu, Ten se přidává do rudy nebo do Jemných podílů. Je znám také způ-sob, podle kterého se jemné podíly částečně vy louží malým podílem kyseliny sírové. Meto-da využívá oxidaci vylouženého Železa vzduchem. Potom se suspenze dolouží zbylým podílemkyseliny sírové. Nevýhoda způsobu spočívá v nízkém využití Železa, přítomného v Jemnýchpodílech, Další nevýhody známýoh způsobů zpracování jemnýoh podílů se projevují při změněJejioh poměru k hrubým podílům rudy, který je dán především přírodní skladbou rudy, Ky-selina se zpravidla dávkuje v konstantním poměru k jemným podílům. Při zvýšení relacemezi jemnými a hrubými podíly vzrůstá měrná spotřeba, kyseliny sírové na jednotkové množ-ství rudy. Při zpracování zvláště obtížně loužitelnýoh rud použitím vysokých dávek kyse-liny sírové vzniká další nevýhoda známých postupů, protože před se per ač nimi procesy seaisi nezareagovaná kyselina zčásti neutralizovat karbonátovými surovinami, nebo vápnem,According to the prior art methods of hydromotalurgical ore processing, in particular of the sand type, the ore is classified as fine and coarse. Fine fractions contain ore sandblasting deposits predominantly clayey fractions with a high content of alumo silicates, coarse fractions are mainly composed of quartz grains. the three-day limit between fine and coarse proportions is maintained at 0.06 to 0.12 mm. In industrial processing, the finely divided particles usually contain at most 10 particles, exceeding the selected size. When sorting into fine and coarse fractions, the ore redox is also redietribed, the example of uranium mineralization is the larger part of the uranium concentrated in fine particles. The ratio between the coarse amount and the fines is usually in the range of 1 to 8, and the pellets are treated with sulfuric acid. Difficult to use Other rvxly require high doses of acid, at which concomitant dissolution of the tallow silicate minerals occurs. The ratio of liquid to solid phase in the leached mixture is usually 1.5 to 2. The leached mixture has a high viscosity, preventing easy separation of the leachate. Further processing is carried out by mixing with a coarse ore suspension which is leached by the residual acid after leaching the fines. Reducing the specific consumption of sulfuric acid by known methods is achieved by recycling it from the leached blend of fine and coarse particles to remove the solid phase by decantation or filtration. These operations are labor intensive because the solid phase separates both coarse and fine particles. The separated liquid phase recycled partially back to leaching The fines contain high concentrations of dissolved ore components which adversely affect the leaching yield of fines, the concentration of acid in the return stream is low due to dilution with a significant amount of liquid phase From the coarse fraction suspension, the leaching of the utility components, especially uranium, requires the presence of an oxidant, which is added to the ore or fines. There is also a method in which the fines are partially leached with a small amount of sulfuric acid. Metodo uses the oxidation of leached iron by air. Thereafter, the suspension is quenched with the remaining sulfuric acid. A disadvantage of the method is the low utilization of the iron present in the fine particles. Further disadvantages of the known methods of processing the fines are when changing the ratio of the gross ore ratio, which is mainly due to the natural ore composition. The acid is generally dosed at a constant ratio to the fines. By increasing the proportion by fine and coarse proportions, the specific consumption of sulfuric acid increases per unit amount of ore. In the processing of particularly difficult-to-leachable ores using high doses of sulfuric acid, a further disadvantage of the known processes arises, since the seaisi processes are partially neutralized by carbonate raw materials or lime prior to the process.

Uvedené nevýhody odstraňuje způsob podle vynálezu. Podstatou vynálezu Je, že sena Jemné podíly obtížně loužitelnýoh rud působí v prvním stupni loužení směsným výluhemz druhého stupně loužení při teplotě 10 až 250 °C po dobu 30 sekund až 96 hodin při hmot-nostním poměrů kapalná a pevné fáze 2 až 8Ο7 potom se zahuštěním pevné fáze na poměr ka— -palné a pevné fáze 0,3 až 2 vytváří produkt prvního stupně loužení a oddělený kapalnýpodíl tvoří pivní výluh užitkových složek, produkt prvního stupně loužení se louží vedruhém stupni loužení při teplotě 5θ až 250 °C po dobu 6θ sekund až U8 hodin při poměrukapalné a pevné fáze 1,5 až působením kyseliny sírové, dávkované tak, Že Její koncen-trace v kapalné fázi na výstupu náaledujíoího míšení čini 0,2 až 30 výstup z druhéhostupně loužení se smísí s roztoky nebo suspenzemi ze zpraoování rud tak, aby po smíseníbyl poměr kapalné a pevné fáze nejméně 1,3 krát vyšší než ve výstupu z druhého stupniloužení a menší než 80, potom ve vznikl éa produktu míšení se zahuštěním na poměr kapal-né a pevné fáze nejméně 1,3 krát nižší než před tímto zahuštěním a vyšší než 0,3 vytvořísměsný produkt loužení a oddělený kapalný podíl tvoří směsný výluh z druhého stupně lou—žení, který se zčásti nebo úplně využívá k působení na jemné podíly. Základní výhodou řešení je vysoké využití kyseliny sírové při loužení. Koncentracikyseliny sírové v prvním výluhu užitkovýoh složek lze udržovat na nehodnotě,při které ještě zůstanou žádané složky v roztoku. Vyšší koncentrace kyseliny odchází 2 CS 269 061 B1 kapalnou fází směsného produktu loužení. Množství této kapalné f&ze Je nízké a závisína kvalitě oddělení pevné fáze po míšení, Řešeni umožňuje využití kyseliny sírové, odpa-dající z Jinýoh proudů při zpracování rud, V případě zavedení výluhu z loužení hrubýchpodílů rudy do operaoe míšení se snižuje závislost osikové dávky kyseliny na poměrní Jem-ných a hrubýoh podílů. Další výhoda vyplývá z možnosti separaoe užltkovýoh složek z pro-duktu míšení, nebo ze směsného výluhu, Xonoentraoe kyseliny v těchto proudeoh může býtudržována na vyíšíoh hodnotách, při kterých nedooházi k vyluěování žádanýoh komponentz výluhu. Takto lze například odeeporovat zlrkonium pří zpraoování uranzírkoniovýoh rud.Dále lze úpravou pH v prvním stupni loužení nad hodnotu 2,5 dosáhnout převedeni rozpuě-těnýoh železnatýoh a žslezitýoh iontů do pevné fáze a případnou oxidaoí zvýšit oxidačněredukční potenciál v následujícím loužení. Takto lze akumulovat do pevné fáze vysokénožství železa, které se ze systému vyvádí částečně směsným produktem loužení. Zbytekvýstupu lze řídit hodnotou pH na konoi prvního stupně loužení. Podobné výhody lze do-sáhnout pro další složky, převáděné toužením do roztoku. Způsobem podle vynálezu lzena Jednoduchých zařízeních získat větší část čirého výluhu s vysokou konoentraol roz-puštěnýob složek. Přiklad provedení 1These disadvantages are eliminated by the method according to the invention. SUMMARY OF THE INVENTION It is an object of the present invention that the fine fines of the hardly leachable ore act in the first stage of leaching with the leachate of the second leaching step at a temperature of 10 to 250 ° C for 30 seconds to 96 hours at a liquid to solid phase weight ratio of 2 to 7 to 7, then with concentration. the solid phase to the solid and solid phase ratio of 0.3 to 2 forms the first leach product, and the separated liquid portion forms the leachate of the ingredients, the first leach product leaches the second leaching step at 5 ° to 250 ° C for 6 seconds up to U8 hours at a liquid and solid phase of 1.5 to sulfuric acid, dosed so that its liquid phase concentration at the outlet of the mixing mixture is 0.2 to 30 from the second step leaching is mixed with ore solutions or suspensions so that after mixing, the liquid-solid ratio is at least 1.3 times higher than in the liquid phase a blend of leaching and less than 80, then a mixed leaching product is formed in the resulting blend product by concentration to a liquid and solid phase ratio of at least 1.3 times less than prior to this concentration, and a separate leachate constitutes a blend a second stage leachate which is used, in whole or in part, to act on the fines. The basic advantage of the solution is the high use of sulfuric acid in leaching. The concentration of sulfuric acid in the first extract of the utility component can be maintained at a non-value at which the desired components remain in solution. The higher acid concentration leaves the liquid phase of the leaching mixed product. The amount of this liquid is low and dependent on the quality of separation of the solid phase after mixing, the solution allows the use of sulfuric acid corresponding to other streams in the ore processing. on proportional Fine and Gross Shares. A further advantage results from the possibility of separating the components from the mixing product, or from the mixed liquor, the Xonoentraoic acid in these fluids can be maintained at higher values in which the desired leaching components are not leached out. In this way, for example, the uranium zirconium ore can be removed from the uranium zirconium. Further, by adjusting the pH in the first stage of leaching above 2.5, the dissolved iron oxide and the ion exchanged ion can be converted into the solid phase and the oxidation potential can be increased by the potential oxidation reduction potential in the subsequent leaching. In this way, high levels of iron can accumulate in the solid phase, which is partially discharged from the system by the leaching product. The remainder of the output can be controlled by the pH of the first stage leaching cone. Similar advantages can be obtained for other components which are cured in solution. According to the process according to the invention, the simple apparatuses obtain a larger portion of the clear liquor with a high concentration of dissolved components. Example 1

Suspenze Jemných podílů uran zlrkoniové pískovcové rudy z ložiska sedimentárníhopůvodu o konoentraol pevné fáze 1*0 Jí a velikosti částio v pevné fázi v množství 92 Jimenších než 0,074 mm se přivádí do prvního stupně loužení, tvořeného kaskádou vzduohemmíohanýoh reaktorů. Ha vstup kaskády se přivádí současně směsný výluh. Teplota suspenzev kaskádě Je 60 °C až S0 °C. Střední doba zádrže v kaskádě činí 2 hodiny. V poslednímreaktoru kaskády se přivedením části suspenze Jemnýoh podílů udržuje pH na hodnotě 2,3až 3ιθ· Výstup z prvního stupně loužení se podrobí flltraoi na vakuovém filtru. Odděle-ný filtrát tvoří první výluh užltkovýoh složek. Koláč z filtru se louži v kyseliněsirové, dávkované v množství 360 ke na 1 000 ke pevné fáze, při teplotě 140 °C a střednídobě loužení 2,2 hodiny, Poměr kapalné a pevné'fáze při loužení se upravuje doplněnímoirkulační vodou na 1,8 až 2,0. Tento druhý stupeň loužení se provádí v autoklávu, Vý-stup z autoklávu. ee smlsl a výluhem z kyselého loužení hrubýoh podílů rudy, který v ka-palné fázi obsahuje 3,2 Jí volné kyseliny sírové. Poměr výluhu z loužení hrubýoh podílůke kapalné fázi suspenze z autoklávu se mění v závislosti na zastoupení hrubýoh a Jem-nýoh podílů v rudě od 3 do 6. Vzniklý produkt míšení ee podrobí sedimentaci v zahučíovo-či za přídavku floknlantu, Zahuštěná suspenze tvoři směsný produkt loužení, který sepo ochlazení v rekuperátoru tepla vede na sorpci uranu. Sliv zahuěíovače tvoří směsnývýluh, který se vede zpět do prvního stupně loužení. Příklad provedení 2Suspension of fine particles of uranium zirconium sandstone ore from the sedimentary deposit of solid phase concentrate 1 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 6 0 0 0 0 0 0 0 0 0 4 0 At the same time, the mixed liquor is fed into the cascade. The temperature of the suspension cascade is 60 ° C to 0 ° C. The mean cascade retention time is 2 hours. In the last cascade reactor, bringing a portion of the finely divided slurry to a pH of 2.3 to 3, the output of the first leaching step is subjected to a vacuum filter. The separated filtrate forms the first extract of the yellow components. The acid-sulfur puddle cake was dispensed at 360 to 1000 to solid, at 140 ° C and 2.2 hours at medium leaching. 2.0. This second leaching step is carried out in an autoclave, leaving the autoclave. ee was mixed with an acidic leach liquor containing coarse fractions of ore containing 3.2 .mu.m of free sulfuric acid in the liquid phase. The leaching ratio of the leaching of the coarse fraction of the liquid phase of the suspension from the autoclave varies depending on the proportion of coarse and fine particles in the ore from 3 to 6. The resulting mixture of ee is subjected to sedimentation in the thickener or with the addition of floknlant. , which leads to uranium sorption after cooling in the heat recuperator. The thickeners of the thickeners form a mixed extract, which is returned to the first stage of leaching. Embodiment Example 2

Směsný výluh z příkladu provedení 1 es po oohlazení v rekuperátoru tepla vedena sorpci zírkonia, Výstup z této sorpoe se vede zpět do prvního stupně loužení z pří-kladu provedení 1,The mixed liquor of the embodiment 1 is conducted by sorption of sorbent after cooling in the heat recuperator, the outlet of the sorption being returned to the first stage of leaching from the embodiment of example 1,

Claims (5)

CS 269 061 B1 3 PŘEDMĚT VYNÁLEZUOBJECT OF THE INVENTION 1. Způsob zpracování obtížná loužitelnýoh Jemnýoh podílů rud, vyznačující se tím, žese na jemná podíly působí v prvním stupni loužení směsným výluhem z druhého stupnělouženi při teplotě 10 °0 sž 250 °C po dobu 30 sekund až $6 hodin při hmotnostním pomářu kapalné a pevná fáze 2 a$ 80, potom se zahuštěním pevná fáze na poměr kapalnáa pevné fáze 0,3 až 2 vytvoří produkt prvního stupně loužení a oddělený kapalný po-díl tvoří první výluh užitkovýoh složek, produkt prvního stupně loužení se loužive druhém stupni 1 nuž«ní při teplotě 50 °C až 250 °C po dobu 60 ««kund až 48 hodinpři poměru kapalné a pevné fáze 1,5 až 4 působením kyseliny sírové, dávkované tak,aby její konoentraoe v kapalné fázi na výstupu následujícího míšení byla 0,2 až30 výstup z druhého stupně loužení se smísí s roztoky nebo suspenzemi ze zpracová-ní rud tak, aby po míšení byl poměr kapalná a pevné fáze nejméně 1,3 krát vyšší, nežve výstupu z druhého stupně loužení a menší než 80, vznikne produkt míšení, ve kterémse zahuštěním na poměr kapalné a pevné fáze nejméně 1,3 krát nižší, než před tímtozahuštěním a vyšší než 0,3 vytvoří směsný produkt loužení a oddělený kapalný podíltvoří směsný výluh z druháho stupně loužení, který se zěásti nebo úplně použije k pů-sobení na Jemné podíly.1. A process for the treatment of a difficult leachable finely divided ore, characterized in that the fines are treated in the first stage of the leachate from the second leaching at a temperature of 10 DEG to 250 DEG C. for 30 seconds to 6 hours at a weight ratio of liquid and solid. phase 2 and $ 80, then by concentrating the solid phase to a liquid to solid phase ratio of 0.3 to 2, the first stage leaching product forms and the separated liquid portion forms the first leachate of the utility component, the first stage leaching product leaches the second stage 1 null at a temperature of 50 ° C to 250 ° C for 60 µg to 48 hours at a liquid / solid ratio of 1.5 to 4 with sulfuric acid, dosed so that its concentration in the liquid phase at the output of the subsequent mixing is 0.2 to 30 the outlet of the second leaching step is mixed with the ore solutions or suspensions so that, after mixing, the ratio of liquid to solid phase from at least 1.3 times higher than the output from the second stage of leaching and less than 80, a blend product is produced, in which the blend is concentrated to a liquid / solid phase ratio of at least 1.3 times lower than before and greater than 0.3; the leaching product and the separated liquid form a mixed leachate from the second leaching step which is partially or completely used to effect the fines. 2. Způsob podle bodu 1, vyznačující se tím, že se Jako roztok pro míšení s výstupem z druhého stupně loužení z bodu 1 použije výluh z loužení hrubých podílů rudy, nebočást prvního výluhu z prvního stupně loužení,2. Method according to claim 1, characterized in that a leachate from the leaching of coarse ores or a part of the first leachate from the first stage of leaching is used as the mixing solution with the outlet of the second stage of leaching from point 1, 3. Způsob podle bodu 1, vyznačující se tím, že jako suspenze pro míšení s výstupem z druhóho stupně loužení se použije Jiným způsobem vyloužená suspenze jemnýoh podílů rud,3. A process according to claim 1, wherein a fine ore suspension is used as a suspension for mixing with the second leaching step. 4. Způsob podle bodu 1, vyznačujíoí se tím, že se produkt míšení, nebo směsný výluh z druhého stupně loužení podrobí před dalším zpraoováním separaci užitkovýoh složek,4. The process of claim 1 wherein the blending product or mixed leachate from the second leaching step is subjected to separation of useful ingredients prior to further processing. 5. Způsob podle bodu 1, vyznačujíoí se tím, že v prvním stupni loužení se udržuje pH v rozmezí 1,3 až 8,5 při míohání suspenze vzduchem, nebo pří přídavku suroviny s oxi-dačními účinky.5. The process of claim 1 wherein the pH of the first leaching step is from about 1.3 to about 8.5 by agitating the slurry with air or by adding an oxidizing feedstock.
CS875643A 1987-07-28 1987-07-28 Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment CS269061B1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CS875643A CS269061B1 (en) 1987-07-28 1987-07-28 Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CS875643A CS269061B1 (en) 1987-07-28 1987-07-28 Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CS564387A1 CS564387A1 (en) 1989-09-12
CS269061B1 true CS269061B1 (en) 1990-04-11

Family

ID=5401667

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CS875643A CS269061B1 (en) 1987-07-28 1987-07-28 Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment

Country Status (1)

Country Link
CS (1) CS269061B1 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
CS564387A1 (en) 1989-09-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2015330958B2 (en) Recovery process
AU2012204844B2 (en) Dissolution and recovery of at least one element Nb or Ta and of at least one other element U or rare earth elements from ores and concentrates
CN108138258B (en) Method for removing arsenic from arsenic-containing material
JPH0237414B2 (en)
CN105016387B (en) A kind of processing method of chromic salts mud
CN102605186A (en) Method for producing manganese sulfate from manganese-rich slag through atmospheric pressure leaching
CN104946887A (en) Method for treating bastnasite concentrate
US5023059A (en) Recovery of metal values and hydrofluoric acid from tantalum and columbium waste sludge
CN111204768B (en) Method and device for treating waste acid leached by acid in quartz tailing purification process
CN101768662A (en) Utilization method of sulfur-containing magnetite
CN106521167A (en) Comprehensive treatment method for high-arsenic lead zinc flue dust ash
CN108706844A (en) Iron, chromium, the separation and recovery method of aluminium and its application in more metal hazardous wastes
CN105523590A (en) Method for preparing ferric chloride
CN104402062A (en) Method for preparing ferric chloride from pyrite cinder
CN105296762B (en) A kind of method that vanadium liquid is prepared using vanadium oxide industrial wastewater
CZ298583B6 (en) Method for upgrading steel plant dust
CS269061B1 (en) Method of ores' difficult-to-leach fine portions treatment
CN104445105B (en) Method for enriching and recovering tellurium dioxide from tellurium-containing soda residue
RU2336344C1 (en) Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores
CN108070717B (en) The adverse current tandem for controlling liquid-solid ratio simultaneously and embathing completion liquid concentration embathes method and system
CN103131865A (en) Method for preparing basic chromium sulfate by using vanadium extraction chromium slag
RU2352401C2 (en) Method of flotation extraction of sulphide concentrate from sulphide -oxidised copper ore
AU2016101526A4 (en) Recovery Process
CN104152669A (en) Method for extracting high-grade powdered iron from low-grade sulfuric-acid residue
CN103613116A (en) Method for simultaneously and comprehensively recycling zinc ash and high-arsenic zinc oxide in iron and steel plant