RU2337164C1 - Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала - Google Patents

Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала Download PDF

Info

Publication number
RU2337164C1
RU2337164C1 RU2007108704/02A RU2007108704A RU2337164C1 RU 2337164 C1 RU2337164 C1 RU 2337164C1 RU 2007108704/02 A RU2007108704/02 A RU 2007108704/02A RU 2007108704 A RU2007108704 A RU 2007108704A RU 2337164 C1 RU2337164 C1 RU 2337164C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
germanium
zinc
pulp
solid
eluate
Prior art date
Application number
RU2007108704/02A
Other languages
English (en)
Inventor
Леонид Михайлович Черемисинов (RU)
Леонид Михайлович Черемисинов
Артем Михайлович Кураев (RU)
Артем Михайлович Кураев
Original Assignee
Леонид Михайлович Черемисинов
Артем Михайлович Кураев
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 Леонид Михайлович Черемисинов, Артем Михайлович Кураев filed Critical Леонид Михайлович Черемисинов
Priority to RU2007108704/02A priority Critical patent/RU2337164C1/ru
Priority to ZA200801806A priority patent/ZA200801806B/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2337164C1 publication Critical patent/RU2337164C1/ru

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

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к способу переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала. Техническим результатом является повышение степени извлечения германия и цинка. Способ включает выщелачивание материала водным раствором химического реагента и последующую обработку полученной пульпы для выделения германия и цинка. При этом выщелачивание проводят с механическим, истирающим и дезинтегрирующим воздействием с использованием в качестве раствора химического реагента раствора, содержащего окислитель в количестве от 1,8 до 2,5 кг на 1 кг германия, содержащегося в исходном материале, и гидроксид щелочного металла в количестве, обеспечивающем рН среды от 12 до 14, при соотношении твердой и жидкой фаз 1:(3-8). Из полученной пульпы проводят сорбционное осаждение германия путем пропускания ее через ионообменную смолу при добавлении к пульпе щелочи в количестве, обеспечивающем рН среды 13,5-14, и воды в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:(5-8). Полученный после сорбционного осаждения германия продукт обрабатывают в автоклаве при температуре 120-250°С и давлении 6-40 атм. Затем отделяют жидкую фазу, из которой выделяют цинк, а из ионообменной смолы элюируют германий. Из полученного элюата выделяют германий. 3 з.п. ф-лы.

Description

Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, а именно к способам гидрометаллургической переработки цинк- и германийсодержащих твердофазных полиметаллических минеральных материалов с целью выделения из них германия и цинка.
В настоящее время актуальной задачей является разработка технологических процессов извлечения таких ценных техногенных элементов, как германий и цинк, из бедных руд, а также из вторичных продуктов пирометаллургического производства цветных металлов (шлаков, пыли, прочих отходов пирометаллургического производства).
Поскольку указанные выше исходные продукты представляют собой трудно растворимые твердофазные материалы, содержащие в своем составе германий и цинк в виде целого спектра химических соединений, а также множество других сопутствующих химических элементов и соединений, приходится разрабатывать специальные многостадийные способы селективного выделения цинка и германия, основной целью которых является повышение степени их извлечения.
Известен способ переработки шлаков медеплавильного производства с целью получения из них германия и цинка [А.Н.Зеликман, Б.Г.Коршунов. Металлургия редких металлов. М., 1991 г., с 258], включающий продувку через расплавленый шлак угольной пыли с воздухом (фьюминг-процесс), при котором германий и цинк извлекаются в виде оксидов и концентрируются в возгонах.
Данный способ характеризуется достаточно высокой степенью извлечения целевых компонентов, однако он требует больших энергетических затрат.
Более экономичными с точки зрения энергетических затрат являются гидрометаллургические методы переработки вышеуказанных исходных материалов с целью получения целевых продуктов, в частности германия и цинка, включающие растворение извлекаемого компонента в результате выщелачивания избирательно действующим реагентом, по-возможности не затрагивающим остальные составляющие исходного сырья.
Так, в частности, известен способ переработки пыли медеплавильного производства с целью выделения из указанного материала германия и цинка [Известия ВУЗов. Цветная металлургия, №3, 2006, с.43], выбранный авторами в качестве ближайшего аналога.
Согласно данному способу осуществляют выщелачивание исходного материала раствором серной кислоты с концентрацией 0,2 моль/дм3 при соотношении твердой и жидкой фаз 1:3, а затем полученную пульпу используют для селективного выделения германия и цинка.
Данный способ обеспечивает извлечение 65-85% германия и 75-85% цинка, что не является достаточно высоким показателем.
Задачей заявляемого изобретения является создание способа переработки твердофазного полиметаллического минерального материала, обеспечивающего выделение германия и цинка при повышении степени их извлечения.
Сущность изобретения состоит в том, что в способе переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала, включающем выщелачивание материала водным раствором химического реагента при определенном соотношении твердой и жидкой фаз и последующую обработку полученной пульпы с целью получения продуктов, используемых для выделения германия и цинка, согласно изобретению в процессе выщелачивания материала на него оказывают механическое истирающее и дезинтегрирующее воздействие, в качестве химического реагента используют раствор, включающий окислитель в количестве от 1,8 до 2,5 кг на 1 кг германия, содержащегося в составе материала, и гидроксид щелочного металла в количестве, обеспечивающем рН среды от 12 до 14, при этом процесс выщелачивания ведут при соотношении твердой и жидкой фаз 1:(3-8), затем осуществляют сорбционное осаждение германия из полученной пульпы путем ее пропускания через ионообменную смолу при добавлении к пульпе щелочи в количестве, обеспечивающем рН среды 13,5-14, и воды в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:(5-8), полученный после сорбционного осаждения германия продукт обрабатывают в автоклаве при температуре 120-250°С и давлении 6-40 атм с последующим отделением жидкой фазы, которую используют для выделения из нее цинка, а германий элюируют из ионообменной смолы и используют полученный элюат для выделения из него германия.
В частном случае выполнения изобретения германий элюируют 1,1-5,0 н. раствором соляной кислоты и из полученного элюата выделяют германий в виде диоксида германия путем нагрева элюата до температуры не более 90°С, отделения газовой фазы, отмывки ее в колонне для проведения гидролиза и сушки выпавшего осадка.
В результате экспериментальных исследований авторами заявляемого изобретения был разработан многостадийный процесс переработки различных видов полиметаллических минеральных материалов, обеспечивающий выделение из них германия и цинка при повышении степени их извлечения.
Согласно предлагаемому способу процесс выщелачивания исходного материала химическим реагентом осуществляется в условиях, обеспечивающих дезинтегрирующее и истирающее воздействие на обрабатываемый материал, в результате чего происходит развитие и активация поверхности его частиц, а также быстрое обновление поверхности контакта жидкой и твердой фаз, что способствует интенсификации протекающих в ходе выщелачивания химических реакций.
Выбранный авторами для выщелачивания в качестве химического реагента раствор, включающий окислитель в количестве от 1,8 до 2,5 кг на 1 кг германия, содержащегося в составе материала, и гидроксид щелочного металла в количестве, обеспечивающем рН среды от 12 до 14, а также выбранное соотношение твердой и жидкой фаз, равное 1:(3-8), при котором осуществляется процесс выщелачивания, обуславливают протекание химических процессов, обеспечивающих на данной стадии чрезвычайно высокую степень извлечения германия в виде водорастворимых соединений германия, образующихся в процессе выщелачивания и выводимых на данной стадии в жидкую фазу.
Выбранные условия процесса выщелачивания обеспечивают также извлечение из исходного материала значительной части цинка в виде его водорастворимых соединений.
Как показали результаты анализов, проведение процесса выщелачивания исходного материала при соблюдении совокупности вышеуказанных условий обеспечивает уже на данной стадии процесса селективное извлечение в жидкую фазу до (97-99)% германия и до 60% цинка.
Дезинтегрирующее и истирающее воздействие на обрабатываемый материал в ходе его выщелачивания может быть обеспечено, в частности, путем проведения процесса в планетарной мельнице.
В качестве входящего в состав химического реагента окислителя могут быть использованы, в частности, гипохлорит натрия, перекись водорода.
Прием сорбционного осаждения германия из полученной в процессе выщелачивания пульпы путем ее пропускания через ионообменную смолу позволяет селективно отделить соединения германия от остальных компонентов пульпы. При этом условия проведения процесса сорбционного осаждения германия, а именно значение рН среды от 13,5-14 и соотношение твердой и жидкой фаз 1:(5-8), выбраны авторами экспериментально и являются оптимальными с точки зрения обеспечения полноты сорбции германия на поверхности ионообменной смолы. Указанные значения рН среды и соотношения твердой и жидкой фаз обеспечиваются путем добавления к пульпе необходимых количеств, соответственно, гидроксида щелочного металла и воды.
Для сорбционного осаждения германия могут быть использованы различные ионообменные смолы, способные селективно сорбировать германий, в частности ионообменные смолы слабоосновного типа с вторичными или третичными аминными активными функциональными группами, макропористые полистирольные хелатные слабоосновные аниониты и другие.
При обработке в автоклаве полученного после сорбционного осаждения германия продукта, который представляет собой прошедшую через ионообменную смолу смесь не растворившихся в процессе выщелачивания твердых частиц и жидкой фазы, реализуется процесс гидротермического выделения оставшегося в составе твердой фазы цинка в жидкую фазу. Режимы автоклавной обработки указанного продукта, а именно температура 120-250°С и давление 6-40 атм, выбраны авторами экспериментально и являются оптимальными с точки зрения обеспечения полноты и селективности выделения цинка в жидкую фазу.
Отделение указанной жидкой фазы от твердофазных продуктов, например, путем фильтрации позволяет получить жидкий продукт, содержащий извлеченный на предыдущих стадиях процесса цинк и в дальнейшем использовать указанный продукт для выделения из него цинка различными известными способами.
Извлечение из ионообменной смолы германия осуществляют путем его вымывания с поверхности ионообменной смолы раствором химического вещества, обеспечивающим десорбцию германия, и далее выделяют германий из полученного элюата различными известными способами.
Целевым продуктом в процессе выделения цинка согласно заявляемому способу может быть оксид цинка, который получают путем карбонизации отделенной после автоклавной обработки продукта жидкой фазы, отделения выпавшего осадка, проведения процесса декарбонизации осажденного продукта и его сушки.
Целевым продуктом в процессе выделения германия согласно заявляемому способу может быть диоксид германия, который получают путем десорбции германия с поверхности ионообменной смолы раствором щелочи с концентрацией от 5 до 30 мас.%, подкисления полученного элюата до рН 6,5-7,5, отделения выпавшего осадка и его сушки.
Диоксид германия в качестве целевого продукта также может быть получен путем десорбции германия с поверхности ионообменной смолы 1,1-5,0 н. раствором соляной кислоты, нагрева полученного элюата до температуры не более 90°С, отделения газовой фазы, отмывки полученного газофазного продукта в колонке и сушки выпавшего осадка.
Способ осуществляют следующим образом.
Исходный цинк- и германийсодержащий твердофазный полиметаллический минеральный материала подвергают выщелачиванию в условиях, обеспечивающих механическое истирающее и дезинтегрирующее воздействие на материал. Процесс, в частности, осуществляют в планетарной мельнице, в которую подают кусковой или измельченный исходный материал, а также водный раствор, включающий окислитель в количестве от 1,8 до 2,5 кг на 1 кг германия, содержащегося в составе материала, и гидроксид щелочного металла в количестве, обеспечивающем рН среды от 12 до 14. В мельнице на материал воздействуют высокие динамические нагрузки (более 20 G), при этом происходит нагрев реакционной массы до 70-95°С, а также дробление, измельчение и истирание обрабатываемого материала, в результате чего он переходит в мелкодисперсное состояние (со степенью дисперсности порядка 10-40 мкм). Процесс выщелачивания ведут при соотношении твердой и жидкой фаз 1:(3-8), что достигается расчетным количеством воды в растворе. Время проведения процесса выщелачивания составляет от 5 мин до 4 часов.
Пульпу, полученную на стадии выщелачивания, пропускают через ионообменную смолу с целью сорбционного осаждения германия, например через кассету с ионообменной смолой, установленную в реакторе. Процесс ведут при добавлении к пульпе щелочи в количестве, обеспечивающем рН среды 13,5-14, и воды в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:(5-8). При этом пульпу пропускают через кассету в режиме противотока по отношению к потоку водного раствора щелочи.
Полученный после сорбционного осаждения германия продукт подают в автоклав, где проводят его гидротермическую обработку при температуре 120-250°С и давлении 6-40 атм в течение 40 мин - 4 ч. Из полученного после автоклавной обработки продукта отделяют жидкую фазу, например, путем вакуумной фильтрации. Полученную жидкую фазу используют для выделения из нее цинка.
Германий элюируют из ионообменной смолы и используют полученный элюат для выделения из него германия.
Возможность реализации способа показана в примерах конкретного выполнения.
Пример 1.
В качестве исходного материала использовали отвальные полиметаллические шлаки свинцового производства, содержащие по данным масс-спектрального анализа 5 мас.% цинка и 0,04 мас.% германия.
В планетарную мельницу загружали исходный шлак в количестве 100 кг и подавали водный раствор, содержащий 10 г/л гипохлорита натрия, в количестве, определенном из расчета 2 кг гипохлорита натрия на 1 кг германия, содержащегося в составе шлака. В планетарную мельницу загружали также гидрооксид натрия в количестве, обеспечивающем величину рН среды 13,5. Соотношение твердой и жидкой фаз в реакционной среде составляло 1:4. Время проведения процесса выщелачивания составляло около 50 мин.
Пульпу, полученную на стадии выщелачивания, направляли в реактор, пропуская ее через установленную в реакторе кассету с макропористым полистирольным слабоосновным анионитом марки D403, при этом к пульпе добавляли гидроксид натрия в количестве, обеспечивающем рН среды равным 14, и воду в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:6. Пульпу пропускали через кассету в режиме противотока по отношению к водному раствору щелочи.
Полученный после сорбционного осаждения германия продукт подавали в автоклав, где проводили его гидротермическую обработку при температуре 220°С и давлении 30 атм в течение 2 часов. Из полученного после автоклавной обработки продукта отделяли жидкую фазу путем вакуумной фильтрации.
Отфильтрованную жидкую фазу направляли в двухступенчатую колонну карбонизации, работающую в пенном режиме. В качестве карбонизирующего агента использовали углекислый газ. В результате карбонизации получали Zn(OH)2СО3, который подвергали декарбонизации путем нагрева до 300°С и получали в качестве конечного продукта оксид цинка. Выход цинка по отношению к его содержанию в исходном шлаке составил 99,97%.
Для извлечения осажденного на анионите германия кассету с анионитом замачивали в 20% растворе гидроксида натрия, а затем промывали кассету водой. Полученный элюат подкисляли до рН=7, при этом в осадок выпадал двуводный диоксид германия. Отфильтровывали полученный осадок, осуществляли его сушку и прокаливание при t=300°С.
В качестве конечного продукта был получен диоксид германия. Выход германия по отношению к его содержанию в исходном шлаке составил 99,95%.
Пример 2.
Использовали тот же исходный материал, что и в примере 1.
В планетарную мельницу загружали исходный шлак и подавали водный раствор, содержащий 30% раствор перекиси водорода, в количестве, определенном из расчета 2,4 кг перекиси водорода на 1 кг германия, находящегося в составе шлака. В планетарную мельницу загружали также гидрооксид натрия в количестве, обеспечивающем величину рН среды 13,8. Соотношение твердой и жидкой фаз в реакционной среде составляло 1:5. Время проведения процесса выщелачивания составляло 30 мин.
Пульпу, полученную на стадии выщелачивания, направляли в реактор, пропуская ее через установленную в реакторе кассету с макропористым полистирольным слабоосновным анионитом марки D403, при этом к пульпе добавляли гидроксид натрия в количестве, обеспечивающем рН среды равным 14, и воду в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:6. Пульпу пропускали через кассету в режиме противотока по отношению к водному раствору щелочи.
Полученный после сорбционного осаждения германия продукт подавали в автоклав, где проводили его гидротермическую обработку при температуре 220°С и давлении 30 атм в течение 2 часов. Из полученного после автоклавной обработки продукта отделяли жидкую фазу путем вакуумной фильтрации.
Отфильтрованную жидкую фазу направляли в двухступенчатую колонну карбонизации, работающую в пенном режиме. В качестве карбонизирующего агента использовали углекислый газ. В результате карбонизации получали Zn(OH)2СО3, который подвергали декарбонизации путем нагрева до 300°С и получали в качестве конечного продукта оксид цинка. Выход цинка по отношению к его содержанию в исходном шлаке составил 99,90%.
Для извлечения осажденного на анионите германия кассету с анионитом замачивали в 1,5 н. растворе соляной кислоты, а затем промывали кассету водой. Полученный элюат нагревали до температуры 85-90°С, в результате чего полученный тетрахлорид германия выделялся в виде газа, который направляли в колонну для проведения процесса гидролиза с последующим отделением выпавшего осадка и его сушкой.
В качестве конечного продукта получили диоксид германия. Выход германия по отношению к его содержанию в исходном шлаке составил 99,97%.

Claims (4)

1. Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала, включающий выщелачивание материала водным раствором химического реагента и последующую обработку полученной пульпы для выделения германия и цинка, отличающийся тем, что выщелачивание проводят с механическим, истирающим и дезинтегрирующим воздействием с использованием в качестве раствора химического реагента раствора, содержащего окислитель в количестве от 1,8 до 2,5 кг на 1 кг германия, содержащегося в исходном материале, и гидроксид щелочного металла в количестве, обеспечивающем рН среды от 12 до 14, при соотношении твердой и жидкой фаз 1:(3-8), из полученной пульпы осуществляют сорбционное осаждение германия путем пропускания ее через ионообменную смолу при добавлении к пульпе щелочи в количестве, обеспечивающем рН среды 13,5-14, и воды в количестве, обеспечивающем соотношение твердой и жидкой фаз 1:(5-8), полученный после сорбционного осаждения германия продукт обрабатывают в автоклаве при температуре 120-250°С и давлении 6-40 атм и отделяют жидкую фазу, из которой выделяют цинк, а из ионообменной смолы элюируют германий и из полученного элюата выделяют германий.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что цинк выделяют в виде оксида цинка путем карбонизации жидкой фазы и отделения выпавшего осадка, его декарбонизации и сушки.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что германий элюируют раствором щелочи с концентрацией от 5 до 30 мас.% и выделяют из элюата германий в виде диоксида германия путем подкисления элюата до рН 6,5-7,5, отделения выпавшего осадка и его сушки.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что германий элюируют 1,1-5,0 н. раствором соляной кислоты и из полученного элюата выделяют германий в виде диоксида германия путем нагрева элюата до температуры не более 90°С, отделения газовой фазы, отмывки ее в колонне для проведения гидролиза и сушки выпавшего осадка.
RU2007108704/02A 2007-03-06 2007-03-06 Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала RU2337164C1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007108704/02A RU2337164C1 (ru) 2007-03-06 2007-03-06 Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала
ZA200801806A ZA200801806B (en) 2007-03-06 2008-02-26 Method of treating of zinc- and germanium containing solid-phase polymetallic mineral material

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2007108704/02A RU2337164C1 (ru) 2007-03-06 2007-03-06 Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2337164C1 true RU2337164C1 (ru) 2008-10-27

Family

ID=40042039

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2007108704/02A RU2337164C1 (ru) 2007-03-06 2007-03-06 Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала

Country Status (2)

Country Link
RU (1) RU2337164C1 (ru)
ZA (1) ZA200801806B (ru)

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104862500A (zh) * 2015-06-03 2015-08-26 云南天浩稀贵金属股份有限公司 一种回收金属锗装置及金属锗回收方法
CN106148690A (zh) * 2015-04-08 2016-11-23 贵州宏达环保科技有限公司 一种锗硅分离方法
CN108130431A (zh) * 2017-12-04 2018-06-08 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种富锗锌精矿氧压浸出抑制锗浸出的方法
RU2658546C2 (ru) * 2016-09-09 2018-06-21 Елена Алексеевна Строганова Способ переработки цинк- и медьсодержащего полиметаллического минерального материала
CN115058607A (zh) * 2022-07-26 2022-09-16 广东先导稀材股份有限公司 一种含锗溶液富集锗的方法
CN116732356A (zh) * 2023-08-15 2023-09-12 昆明理工大学 一种次氧化锌烟尘中锗同步浸出及沉淀的方法
CN116875826A (zh) * 2023-09-07 2023-10-13 昆明理工大学 一种氧化锌烟尘深度、短流程提锗的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Известия ВУЗов Цветная металлургия, №3, 2006, с.43. *

Cited By (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106148690A (zh) * 2015-04-08 2016-11-23 贵州宏达环保科技有限公司 一种锗硅分离方法
CN106148690B (zh) * 2015-04-08 2018-06-29 贵州宏达环保科技有限公司 一种锗硅分离方法
CN104862500A (zh) * 2015-06-03 2015-08-26 云南天浩稀贵金属股份有限公司 一种回收金属锗装置及金属锗回收方法
RU2658546C2 (ru) * 2016-09-09 2018-06-21 Елена Алексеевна Строганова Способ переработки цинк- и медьсодержащего полиметаллического минерального материала
CN108130431A (zh) * 2017-12-04 2018-06-08 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种富锗锌精矿氧压浸出抑制锗浸出的方法
CN108130431B (zh) * 2017-12-04 2019-09-20 云南驰宏资源综合利用有限公司 一种富锗锌精矿氧压浸出抑制锗浸出的方法
CN115058607A (zh) * 2022-07-26 2022-09-16 广东先导稀材股份有限公司 一种含锗溶液富集锗的方法
CN116732356A (zh) * 2023-08-15 2023-09-12 昆明理工大学 一种次氧化锌烟尘中锗同步浸出及沉淀的方法
CN116732356B (zh) * 2023-08-15 2023-10-03 昆明理工大学 一种次氧化锌烟尘中锗同步浸出及沉淀的方法
CN116875826A (zh) * 2023-09-07 2023-10-13 昆明理工大学 一种氧化锌烟尘深度、短流程提锗的方法
CN116875826B (zh) * 2023-09-07 2023-11-14 昆明理工大学 一种氧化锌烟尘深度、短流程提锗的方法

Also Published As

Publication number Publication date
ZA200801806B (en) 2009-10-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2337164C1 (ru) Способ переработки цинк- и германийсодержащего твердофазного полиметаллического минерального материала
CN102796877B (zh) 一种从含铑有机废催化剂中富集铑的方法
KR101535250B1 (ko) 니켈 및 코발트 혼합 수산화물을 포함한 원료로 사용하여 상압침출을 통해 제조되는 고순도 황산니켈 및 그 제조방법
KR101412462B1 (ko) 니켈 및 코발트 혼합 수산화물을 포함한 원료로 제조되는 고순도 황산니켈 및 그 제조방법
CN102575315A (zh) 从原材料中分离出多种金属的方法及用于使用该方法的体系
JP2020066795A (ja) リチウムの浸出方法及びリチウムの回収方法
WO2014153672A1 (en) Integrated recovery of metals from complex substrates
MX2014002803A (es) Proceso para la purificacion del oxido de zinc.
US11697597B2 (en) Integrated process for mineral carbonation
CN103031436A (zh) 生物氧化再生三价铁浸出硫化砷废渣工艺
WO2019244527A1 (ja) 硫酸ニッケル化合物の製造方法
RU2627835C2 (ru) Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья
CN109207720B (zh) 一种石煤提钒的浸取方法
CN100355917C (zh) 对铂系金属的回收
US20230235427A1 (en) Desulfurisation of lead-containing waste
CN116716493A (zh) 一种从低品位含锗物料中二次回收锗的方法
AU2010217184A1 (en) Zinc oxide purification
JP2011089176A (ja) モリブデンの精錬方法
KR101966063B1 (ko) 제강분진, 망간폐기물 및 구리폐기물로부터 황산아연, 황산철, 황산구리 및 황산망간을 포함하는 복합 미네랄을 제조하는 방법
CN113337724A (zh) 一种碲化亚铜渣同步分离提取稀散元素碲和金属铜的方法
RU2196183C2 (ru) Способ переработки марганцевых руд
RU2175991C1 (ru) Способ переработки марганцевых руд
Chen et al. Thermodynamics and phase transformations in the recovery of zinc from willemite
JP4262829B2 (ja) コバルト回収方法
CN115786602B (zh) 利用铁铝渣制备赤铁矿的方法

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20150307