RU2287597C2 - Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores - Google Patents
Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2287597C2 RU2287597C2 RU2004126098/02A RU2004126098A RU2287597C2 RU 2287597 C2 RU2287597 C2 RU 2287597C2 RU 2004126098/02 A RU2004126098/02 A RU 2004126098/02A RU 2004126098 A RU2004126098 A RU 2004126098A RU 2287597 C2 RU2287597 C2 RU 2287597C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- cobalt
- ore
- oxygenated
- solution
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способам извлечения никеля и кобальта из руд и может быть использовано при переработке окисленных никелевых и кобальтовых руд.The invention relates to methods for the extraction of nickel and cobalt from ores and can be used in the processing of oxidized nickel and cobalt ores.
Известен способ автоклавного сернокислотного выщелачивания никеля и кобальта из окисленных руд [1]. По этому способу, например, на заводе Моа Бей пульпу, содержащую 45% руды, подогревают в нагревательных колоннах острым паром, а затем выщелачивают в цепочке из четырех паролифтных автоклавов. Обработку ведут при температуре 240-250°С (давление около 4,0 МПа). Необходимую серную кислоту (98%-ную) в количестве примерно 240 кг/т руды подают в первый автоклав. Перемешивание в автоклавах осуществляют острым паром. Время выщелачивания 1-2 часа, при этом в раствор переходит около 95% никеля и кобальта. Недостатки процесса: высокая стоимость аппаратуры для автоклавного выщелачивания, сложность эксплуатации автоклавов.There is a method of autoclave sulfuric acid leaching of nickel and cobalt from oxidized ores [1]. According to this method, for example, at the Moa Bay plant, pulp containing 45% of ore is heated with hot steam in heating columns, and then leached in a chain of four vapor lift autoclaves. Processing is carried out at a temperature of 240-250 ° C (pressure of about 4.0 MPa). The required sulfuric acid (98%) in an amount of about 240 kg / t of ore is fed into the first autoclave. Mixing in autoclaves is carried out with direct steam. Leaching time is 1-2 hours, while about 95% of nickel and cobalt passes into the solution. The disadvantages of the process: the high cost of equipment for autoclave leaching, the complexity of the operation of autoclaves.
Наиболее близок к предлагаемому техническому решению способ извлечения никеля и кобальта из латеритовых руд в результате их смешивания с серной кислотой, термической обработки смеси и последующего выщелачивания металлов из огарка [2]. По этому способу измельченную до -0,15 мм руду распульповывают в воде с получением пульпы с содержанием около 60% твердого материала. Затем пульпу смешивают в течение 15 мин с заданным количеством концентрированной серной кислоты. Полученную пасту сушат при температуре выше 110°С, высушенную пасту дробят до крупности 4,7-1,65 мм, обжигают при температуре до 700-750°С, выщелачивают из огарка сульфаты и осаждают из раствора сульфиды никеля и кобальта. Испытаны образцы руды с содержанием 1,20-2,27% никеля и 0,03-0,26% кобальта. Получено извлечение 85% никеля и 90% кобальта. Недостатки способа - сложность подготовки шихты руды с серной кислотой к прокалке (распульповка руды в воде, сушка кислой пасты, дробление высушенной пасты со значительным выходом продукта некондиционной крупности), проведение двух термических операций (сушка и прокалка) и, соответственно, увеличение количества оборудования, относительно невысокое извлечение никеля из богатых окисленных руд, использование для осаждения металлов из растворов выщелачивания токсичного сероводорода.Closest to the proposed technical solution is a method for the extraction of nickel and cobalt from laterite ores as a result of their mixing with sulfuric acid, heat treatment of the mixture and subsequent leaching of metals from the cinder [2]. According to this method, crushed ore up to -0.15 mm is pulped in water to obtain pulp with a content of about 60% solid material. Then the pulp is mixed for 15 minutes with a predetermined amount of concentrated sulfuric acid. The resulting paste is dried at a temperature above 110 ° C, the dried paste is crushed to a particle size of 4.7-1.65 mm, calcined at a temperature of up to 700-750 ° C, sulfates are leached from the calcine and precipitated from a solution of nickel and cobalt sulfides. Ore samples with a content of 1.20-2.27% nickel and 0.03-0.26% cobalt were tested. An extraction of 85% nickel and 90% cobalt was obtained. The disadvantages of the method are the difficulty of preparing a mixture of ore with sulfuric acid for calcination (pulp ore in water, drying an acid paste, crushing the dried paste with a significant yield of product of substandard size), two thermal operations (drying and calcination) and, accordingly, an increase in the number of equipment, relatively low extraction of Nickel from rich oxidized ores, use for the deposition of metals from solutions of leaching of toxic hydrogen sulfide.
Технический результат предлагаемого решения заключается в достижении высокой степени извлечения никеля и кобальта из окисленной руды, в том числе с низким содержанием металлов.The technical result of the proposed solution is to achieve a high degree of extraction of Nickel and cobalt from oxidized ore, including low metal content.
Технический результат достигается тем, что согласно предлагаемому способу окисленную руду сушат, измельчают и смешивают в грануляторе с серной кислотой, полученные гранулы последовательно сначала сульфатизируют, а затем прокаливают в одну стадию в работающей в режиме противотока трубчатой вращающейся печи, из прокаленного продукта водой выщелачивают никель и кобальт, после нейтрализации раствора и осаждения железа и алюминия сорбируют на ионит никель и кобальт и перерабатывают насыщенный металлами ионит с получением никелькобальтового концентрата. Нейтрализацию раствора ведут до оптимальной для работы ионита рН в интервале его значений 3,0-5,5 и сорбируют никель и кобальт из полученной пульпы.The technical result is achieved by the fact that according to the proposed method, the oxidized ore is dried, crushed and mixed in a granulator with sulfuric acid, the granules obtained are subsequently sulphated first and then calcined in a single stage in a counter-rotating tube rotary kiln, nickel is leached from the calcined product with water and cobalt, after neutralization of the solution and precipitation of iron and aluminum, nickel and cobalt are sorbed on the ion exchanger and the metal-saturated ion exchanger is processed to produce nickel cobalt th concentrate. The solution is neutralized to a pH optimum for ion exchange in the range of 3.0-5.5 and sorbed nickel and cobalt from the resulting pulp.
Пример 1Example 1
Окисленную никелевую руду с содержанием никеля 0,70 и 1,25% высушили, измельчили до крупности 100% -0,15 мм и смешали на чашевом грануляторе с серной кислотой при расходе последней 0,47-0,52 т/т руды. Последовательно операции сульфатизации и прокалки проводили, помещая пробы загранулированной смеси в муфельную печь при комнатной температуре и нагревая ее до заданной в пределах 650-800°С. Время термообработки 4,5 часа. Прокаленный продукт выщелачивали водой в течение 1 часа при температуре 70°С и Т:Ж=1:1, операцию повторяли 3 раза, после каждой отделяли раствор, после последнего выщелачивания гранулы промыли водой. Объединенный раствор проанализировали. Полученные данные приведены в табл.1.Oxidized nickel ore with a nickel content of 0.70 and 1.25% was dried, crushed to a particle size of 100% -0.15 mm and mixed on a bowl granulator with sulfuric acid at a flow rate of 0.47-0.52 t / t ore. Successively, sulfatization and calcination operations were carried out by placing samples of the granulated mixture in a muffle furnace at room temperature and heating it to a predetermined value within 650-800 ° C. The heat treatment time is 4.5 hours. The calcined product was leached with water for 1 hour at a temperature of 70 ° C and T: W = 1: 1, the operation was repeated 3 times, after each solution was separated, after the last leaching, the granules were washed with water. The combined solution was analyzed. The data obtained are given in table 1.
2one
2
1,250.70
1.25
0,530.54
0.53
3,021.15
3.02
10,96.55
10.9
2,51,2
2,5
5,94.6
5.9
88,879.9
88.8
40,231.8
40,2
9,25.8
9.2
21,822.4
21.8
43
four
1,250.70
1.25
0,510.57
0.51
3,351.80
3.35
19,96.97
19.9
3,21,6
3.2
6,45.9
6.4
99,299.6
99,2
73,427.0
73,4
11,86.2
11.8
23,822.8
23.8
65
6
1,250.70
1.25
0,560.54
0.56
3,351.98
3.35
7,84.26
7.8
2,21,6
2.2
6,08.1
6.0
98,093.3
98.0
29,112.9
29.1
8,44.8
8.4
22,624.5
22.6
Как видно из табл.1, при данных параметрах переработки и максимальных температурах прокалки 700-750°С для испытанных двух проб достигнуто одинаково высокое извлечение никеля в раствор.As can be seen from table 1, with these processing parameters and maximum calcination temperatures of 700-750 ° C for the tested two samples, an equally high extraction of nickel in solution was achieved.
Пример 2Example 2
Окисленную никелевую руду с содержанием, %, 1,25 Ni; 0,44 Со; 17,9 Fe смешали на чашевом грануляторе с серной кислотой при расходе последней 0,47 т/т руды. Полученные гранулы обработали в трубчатой вращающейся печи в течение 3,5 часов, а затем выщелачивали водой при соотношении Т:Ж=1:1 три раза в течение 1 часа, растворы объединили и проанализировали. Результаты проведенных экспериментов приведены в табл.2.Oxidized nickel ore with a content,%, 1.25 Ni; 0.44 Co; 17.9 Fe was mixed in a bowl granulator with sulfuric acid at a flow rate of 0.47 t / t ore. The obtained granules were processed in a tubular rotary kiln for 3.5 hours, and then leached with water at a ratio of T: W = 1: 1 three times for 1 hour, the solutions were combined and analyzed. The results of the experiments are shown in table.2.
В данном примере наилучшие результаты по извлечению никеля в раствор при выщелачивании получены при температуре прокалки 650°С. Дальнейшее повышение температуры (до 700°С) приводит к более полному разложению сульфата железа и, по-видимому, частичному экранированию соединений никеля. В результате наблюдается некоторое снижение извлечения никеля, однако снижение количества железа, переходящего в раствор при выщелачивании никеля и кобальта, играет положительную роль при последующей очистке растворов от этого металла.In this example, the best results for the extraction of Nickel in the solution by leaching were obtained at a calcination temperature of 650 ° C. A further increase in temperature (up to 700 ° C) leads to a more complete decomposition of iron sulfate and, apparently, a partial screening of nickel compounds. As a result, there is a slight decrease in nickel recovery, however, a decrease in the amount of iron passing into the solution during leaching of nickel and cobalt plays a positive role in the subsequent purification of solutions of this metal.
Перед сорбцией никеля и кобальта из сернокислых растворов необходимо перевести в осадок содержащееся в растворе железо. Для этого можно нейтрализовать раствор, например, известняком или оксидом кальция. Экспериментальные данные показывают, что эффективность действия указанных реагентов имеет существенное различие (табл.3), проявляющееся в различной степени соосаждения с железом никеля (соответственно, 5,3 и 9,4%) и алюминия (96,4 и 99,5%).Before sorption of nickel and cobalt from sulfuric acid solutions, the iron contained in the solution must be precipitated. To do this, you can neutralize the solution, for example, with limestone or calcium oxide. Experimental data show that the effectiveness of the indicated reagents has a significant difference (Table 3), which manifests itself in various degrees of coprecipitation with nickel iron (5.3 and 9.4%, respectively) and aluminum (96.4 and 99.5%) .
При увеличении рН выше 3,5 количество переходящих в осадок металлов возрастает как за счет их соосаждения с железом, так и за счет достижения рН собственного осаждения. Например, при осаждении железа из приведенного в табл.3 исходного раствора его нейтрализацией оксидом кальция до рН 5 содержание в растворе железа снижается до 0,38; никеля - до 1,38 (т.е. на 18,8%); алюминия - до 0,006 г/дм3.With an increase in pH above 3.5, the amount of metals passing into the precipitate increases both due to their coprecipitation with iron and due to the achievement of the pH of its own deposition. For example, when iron is precipitated from the initial solution shown in Table 3 by neutralizing it with calcium oxide to pH 5, the content in the iron solution decreases to 0.38; nickel - up to 1.38 (i.e. 18.8%); aluminum - up to 0.006 g / dm 3 .
Минимизировать потери никеля и кобальта с осадком железа позволяет использование процесса сорбции этих металлов из пульпы, для чего полученную после нейтрализации пульпу при постоянных рН и температуре контактируют с ионитом в противоточном режиме. В качестве ионитов предлагается использовать пиридингидроксильные иониты, например, ВПГ, или иониты, содержащие пиридиниевый азот, например, DOWEX XWS 4195 фирмы DOW Chemical.The use of the process of sorption of these metals from the pulp allows minimizing the losses of nickel and cobalt with the iron precipitate, for which the pulp obtained after neutralization at constant pH and temperature is contacted with the ion exchanger in countercurrent mode. As ion exchangers, it is proposed to use pyridine hydroxyl ion exchangers, for example, HSV, or ion exchangers containing pyridinium nitrogen, for example, DOWEX XWS 4195 from DOW Chemical.
После сорбционного извлечения никеля и кобальта из сульфатного раствора насыщенный металлами ионит отмывают водой и обрабатывают при 40-45°С водным раствором минеральной кислоты (серной, соляной) с концентрацией не более 3н. Полученные концетрированные никель-кобальтовые растворы направляют на осаждение карбонатов или гидроксидов.After sorption extraction of nickel and cobalt from the sulfate solution, the metal-saturated ion exchanger is washed with water and treated at 40-45 ° C with an aqueous solution of mineral acid (sulfuric, hydrochloric) with a concentration of not more than 3N. The resulting concentrated nickel-cobalt solutions are sent to precipitate carbonates or hydroxides.
Пример 3Example 3
Сорбцию никеля и кобальта из нейтрализованной пульпы с рН 5,0-5,5 вели при механическом перемешивании, Т:Ж=1:5, загрузке ВПГ в H+/SO4 2- - форме 30% к объему пульпы. Полученные результаты приведены в табл.4.Sorption of nickel and cobalt from neutralized pulp with a pH of 5.0-5.5 was carried out with mechanical stirring, T: W = 1: 5, loading HSV in H + / SO 4 2- - form 30% by volume of the pulp. The results are shown in table 4.
Таким образом, в присутствии ионита извлечение из пульпы (жидкой и твердой фаз) составило 97,6% никеля и 99,2% кобальта.Thus, in the presence of ion exchanger recovery from pulp (liquid and solid phases) was 97.6% nickel and 99.2% cobalt.
Аналогичные результаты по извлечению никеля и кобальта из нейтрализованной пульпы получены и при использовании ионита DOWEX XWS 4195 фирмы DOW Chemical. Однако в этом случае процесс проводится при более низком значении рН 3,0-3,5, что позволяет снизить расход нейтрализатора (СаСО3) на 10-12%.Similar results on the recovery of nickel and cobalt from neutralized pulp were obtained using DOWEX XWS 4195 ion exchange resin from DOW Chemical. However, in this case, the process is carried out at a lower pH value of 3.0-3.5, which reduces the consumption of the neutralizer (CaCO 3 ) by 10-12%.
Емкость ионитов по никелю составляет, мг/г: ВПГ - 48,2; DOWEX XWS 4195 - 83,9.The capacity of ion exchangers for nickel is, mg / g: HSV - 48.2; DOWEX XWS 4195 - 83.9.
Обработка ионитов, насыщенных никелем и кобальтом, водными растворами минеральных кислот, например серной, позволяет сконцентрировать металлы в виде раствора сульфатов, удобного для получения карбонатного концентрата известным способом. Полнота десорбции никеля и кобальта и степень их концентрирования зависят от концентрации кислоты и температуры процесса.The treatment of ion exchangers saturated with nickel and cobalt with aqueous solutions of mineral acids, for example sulfuric, allows the metals to be concentrated in the form of a sulfate solution suitable for producing carbonate concentrate in a known manner. The completeness of the desorption of nickel and cobalt and the degree of their concentration depend on the acid concentration and the process temperature.
Пример 4Example 4
Раствором серной кислоты обработан ионит, насыщенный никелем и кобальтом в условиях, указанных в примере 3. Десорбцию металлов провели в динамических условиях, объем товарного десорбата составил 1,7-2,0 объема к объему ионита.A solution of sulfuric acid was treated with an ion exchanger saturated with nickel and cobalt under the conditions specified in example 3. The desorption of metals was carried out under dynamic conditions, the volume of commodity desorbate was 1.7-2.0 volume to the volume of ion exchanger.
Наибольшая полнота десорбции (99%) достигнута при концентрации серной кислоты в десорбирующем растворе 100-120 г/дм и температуре 40-45°С. Концентрация никеля в товарном десорбате составила 8-10 г/дм3 для ВПГ и 15-16 г/дм3 для DOWEX XWS 4195.The highest degree of desorption (99%) was achieved at a concentration of sulfuric acid in a stripping solution of 100-120 g / dm and a temperature of 40-45 ° C. The nickel concentration in the product desorbate was 8-10 g / dm 3 for HSV and 15-16 g / dm 3 for DOWEX XWS 4195.
Из товарных десорбатов осадили карбонатный концентрат 15%-ным раствором кальцинированной соды при температуре 70-80°С. Полученный концентрат отфильтровали, промыли и высушили. В расчете на вес сухого продукта он содержал, %: 38-45 Ni; 0,08-0,1 Со; 2,0-2,8 Fe; 1,0-1,1 Al; 0,4-0,5 Mg.Carbonate concentrate was precipitated from salable desorbates with a 15% solution of soda ash at a temperature of 70-80 ° С. The resulting concentrate was filtered, washed and dried. Based on the weight of the dry product, it contained,%: 38-45 Ni; 0.08-0.1 Co; 2.0-2.8 Fe; 1.0-1.1 Al; 0.4-0.5 Mg.
Техническая эффективность предлагаемого способа переработки окисленной никелевой руды заключается в том, что в результате использования процессов смешивания окисленной никелевой руды с серной кислотой на грануляторе, твердофазной сульфатизации руды и прокалки гранул обеспечивается хорошее взаимодействие серной кислоты и соединений извлекаемых ценных металлов. Прокалка гранул позволяет резко снизить количество железа, переходящего в раствор при выщелачивании. В свою очередь сорбционное извлечение никеля и кобальта из пульп обеспечивает получение высококачественного никелькобальтового концентрата, сводит к минимуму потери этих металлов с осадком гидроксида железа.The technical efficiency of the proposed method for processing oxidized nickel ore is that as a result of using processes of mixing oxidized nickel ore with sulfuric acid on a granulator, solid-phase sulfatization of ore and calcining of granules, a good interaction of sulfuric acid and compounds of extracted valuable metals is ensured. Calcination of granules can drastically reduce the amount of iron passing into the solution during leaching. In turn, the sorption extraction of nickel and cobalt from pulps ensures the production of high-quality nickel-cobalt concentrate and minimizes the loss of these metals from the precipitation of iron hydroxide.
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИINFORMATION SOURCES
1. Резник И.Д., Ермаков Г.П., Шнеерсон Я.М. Никель. М.: ООО "Наука и технологии ", 2001. Т.2: Окисленные никелевые руды, стр.3 85-3 88.1. Reznik I.D., Ermakov G.P., Shneerson Y.M. Nickel. M.: Nauka i Tekhnologii LLC, 2001. Vol.2: Oxidized Nickel Ores, p. 3 85-3 88.
2. Zubryckyj N., Evans D.J.I., Mackiw V.N. Preferential sulfation of nikel and cobalt in lateritic ores // Journal of metals. 1965. May. P.478-486.2. Zubryckyj N., Evans D.J.I., Mackiw V.N. Preferential sulfation of nikel and cobalt in lateritic ores // Journal of metals. 1965. May. P. 478-486.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2004126098/02A RU2287597C2 (en) | 2004-08-27 | 2004-08-27 | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2004126098/02A RU2287597C2 (en) | 2004-08-27 | 2004-08-27 | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2287597C2 true RU2287597C2 (en) | 2006-11-20 |
Family
ID=37502497
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2004126098/02A RU2287597C2 (en) | 2004-08-27 | 2004-08-27 | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2287597C2 (en) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2532871C1 (en) * | 2013-04-23 | 2014-11-10 | Иван Иванович Калиниченко | Method for processing of oxidised nickel ores |
RU2596510C1 (en) * | 2015-05-22 | 2016-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Method of processing oxidized nickel ores |
RU2756326C2 (en) * | 2020-03-03 | 2021-09-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore |
-
2004
- 2004-08-27 RU RU2004126098/02A patent/RU2287597C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ZUBRYCKYJ N. ЕТ AL. Preferential sulfation of nickel and cobalt in laterite ores. Journal of metals, 1965, May, p.478-486. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2532871C1 (en) * | 2013-04-23 | 2014-11-10 | Иван Иванович Калиниченко | Method for processing of oxidised nickel ores |
RU2596510C1 (en) * | 2015-05-22 | 2016-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" | Method of processing oxidized nickel ores |
RU2756326C2 (en) * | 2020-03-03 | 2021-09-29 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US10131968B2 (en) | Recovery of lithium from silicate minerals | |
AP1355A (en) | A method for isolation and production of magnesium metal, magnesium chloride, magnesite and magnesium based products. | |
CA2707830C (en) | Liquid and solid effluent treatment process | |
US6391089B1 (en) | Acid leaching of nickel laterite ores for the extraction of their nickel and cobalt values | |
CN101760641B (en) | Technology for recovering magnesium from magnesium sulfate solution | |
FI121180B (en) | A method for treating nickel plater ore | |
CN111424170B (en) | Method and system for producing ammonium paratungstate by acidic extraction | |
CN108330298A (en) | A method of extracting rubidium, caesium, lithium, potassium from more metal mica ores | |
CN108911237A (en) | The method of sodium vanadium extracting waste water resource utilization | |
CN101760637B (en) | Leaching technology of magnesium-containing ore | |
CN101760646A (en) | Leaching method of magnesium-containing ore | |
CN114737066B (en) | Method for extracting lithium from leaching residues of lithium ores | |
CN111422907B (en) | Method and system for producing ammonium paratungstate by alkaline extraction | |
RU2287597C2 (en) | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores | |
CN101760638B (en) | Method for recovering magnesium from magnesium sulfate solution | |
CN106566933B (en) | A method of cobalt content in the mixing slag in being produced for reducing nickel sulfate | |
WO2024084233A1 (en) | Production of battery grade chemicals | |
CN102220483B (en) | Two-stage roasting treatment method for laterite nickel ore | |
KR20000001579A (en) | Separation and recovery of nickel, vanadium, and molybdenum from waste catalyst of vacuum residue desulfurization | |
WO2007117169A1 (en) | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore | |
CN101724748A (en) | Method for leaching magnesium-containing ores | |
CN101760644B (en) | Leaching technique for magnesium-containing ore | |
CN101760642B (en) | Process for recovering magnesium from magnesium sulfate solution | |
CN112723404A (en) | Method for separating calcium, magnesium and phosphorus in chemical beneficiation by-product | |
RU2756599C1 (en) | Method for complex processing of red sludge by heap leaching |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090828 |