RU2547369C2 - Complex processing method of residues of domanic formations - Google Patents
Complex processing method of residues of domanic formations Download PDFInfo
- Publication number
- RU2547369C2 RU2547369C2 RU2013106978/02A RU2013106978A RU2547369C2 RU 2547369 C2 RU2547369 C2 RU 2547369C2 RU 2013106978/02 A RU2013106978/02 A RU 2013106978/02A RU 2013106978 A RU2013106978 A RU 2013106978A RU 2547369 C2 RU2547369 C2 RU 2547369C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- solution
- uranium
- carried out
- sorption
- Prior art date
Links
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Paper (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургической переработке доманиковых образований (черносланцевых свит), которые после частичной метаморфизации (трансформации) органических веществ (ОВ) в нефть содержат силикатные остатки в виде химически связанного и скелетного кремнезема, обогащенные алюминием, ванадием, ураном, молибденом, иттрием, скандием, редкоземельной и платиновой групп металлов. Доманиковые образования не совпадают по времени формирования с эпохами угленакопления, а соответствуют морской обстановке и следуют за эпохами рифтогенеза, во время которых в бассейны осадконакопления из недр Земли поступало большое количество минеральных веществ, предопределяющих вспышки биопродуктивности. По характеру тектонического развития доманиковые образования принадлежат к структурам с многоэтапным возобновлением рифтового режима. Увидеть единый механизм общего формирования пластовых экзогенных образований редких и редкоземельных металлов (РиРЗМ) практически во всех системах фанерозоя - крайне трудная задача. В настоящее время можно утверждать, что РиРЗМ попали в пластовые образования с останками живой материи. Трудности изучения пластовых экзогенных образований связаны с тем, что они, как правило, находятся в разной стадии метаморфизации в ходе своей геологической истории.The invention relates to hydrometallurgical processing of domanic formations (black shale formations), which, after partial metamorphization (transformation) of organic substances (OM) into oil, contain silicate residues in the form of chemically bonded and skeletal silica enriched with aluminum, vanadium, uranium, molybdenum, yttrium, scandium, rare earth and platinum groups of metals. Domanic formations do not coincide in formation time with the epochs of coal accumulation, but correspond to the marine environment and follow the epochs of riftogenesis, during which a large amount of mineral substances, which predetermine outbreaks of bioproductivity, came into the sedimentation basins from the Earth. By the nature of the tectonic development, the Domanic formations belong to structures with a multi-stage resumption of the rift regime. To see a single mechanism for the general formation formation of exogenous formations of rare and rare-earth metals (REM) in almost all systems of the Phanerozoic is an extremely difficult task. At present, it can be argued that RRSM fell into reservoir formations with the remains of living matter. Difficulties in studying exogenous reservoir formations are associated with the fact that, as a rule, they are at different stages of metamorphization during their geological history.
Таким образом, остатки доманиковых образований РиРЗМ - это ультрадисперсные, упорные, трудновскрываемые руды, состоящие из щелочных алюмосиликатов (глины), кремнезема, ОВ и редких и редкоземельных металлов, не поддающиеся механическому и флотационному обогащению, в которых ОВ и металлы в виде тонкой сыпи равномерно распределены в скелетном (аморфном) кремнеземе.Thus, the remnants of the DPRM domanic formations are ultrafine, refractory, hard-to-open ores, consisting of alkaline aluminosilicates (clay), silica, OM and rare and rare-earth metals, not amenable to mechanical and flotation enrichment, in which OM and metals in the form of a thin rape distributed in skeletal (amorphous) silica.
Попытки создания технологии комплексного извлечения металлов из остатков доманиковых образований (черносланцевых руд) предпринимались неоднократно. Одна из первых технологических схем извлечения РиРЗМ из остатков доманиковых образований включала пирометаллургический окислительный обжиг при температуре 750-850°C для выжигания ОВ и окисления металлов с последующим кислотным выщелачиванием.Attempts to create a technology for the integrated extraction of metals from the remains of domanic formations (black shale ores) have been made repeatedly. One of the first technological schemes for extracting RRM from residues of domanic formations included pyrometallurgical oxidative calcination at a temperature of 750-850 ° C for burning OM and metal oxidation followed by acid leaching.
К недостаткам пирометаллургической технологии относятся высокие энергетические затраты на нагрев многотоннажного потока руды, не эффективное, зачастую, бесполезное выгорание ОВ, образование вредных газов и пыли, содержащей радиоактивные элементы.The disadvantages of pyrometallurgical technology include high energy costs for heating a large tonnage ore stream, inefficient, often useless burning of organic matter, the formation of harmful gases and dust containing radioactive elements.
Известен способ прямого выщелачивания РиРЗМ из сырья в растворы кислот, в котором используют разнообразные окислители и комплексообразователи (Палант А.А. Прямое извлечение ванадия из титаномагнетитового концентрата. Ж. Металл, №5, 1996 г.). Введение окислителей, имеющих окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) более +330 мВ, позволяет окислить уран, молибден и железо в высшие степени окисления и перевести их в комплексные формы, которые хорошо извлекаются синтетическими ионитами или минеральными сорбентами.There is a method of direct leaching of rare-earth metals from raw materials into acid solutions, which use a variety of oxidizing agents and complexing agents (Palant A. A. Direct extraction of vanadium from titanomagnetite concentrate. J. Metal, No. 5, 1996). The introduction of oxidizing agents having an oxidation-reduction potential (ORP) of more than +330 mV allows oxidizing uranium, molybdenum, and iron to higher oxidation states and converting them into complex forms that are well extracted by synthetic ion exchangers or mineral sorbents.
Известен способ переработки ванадийсодержащего сырья, в том числе черных сланцев Каратау (RU 2374344 C2, МПК C22B 34/22, C22B 3/08, опубл. 27.11.2009). Эта технология включает двухэтапное кучное выщелачивание ванадия из руды крупностью 0,01-0,6 м путем закладывания ее в кучу с одновременным смешиванием с концентрированной серной кислотой с расходом не менее 30 кг/т и выщелачиванием ванадия на первом этапе оборотными маточниками сорбции с плотностью орошению 3,5-4,5 л/м2 и количеством циклов не менее трех, доукрепление оборотных маточников сорбции серной кислотой до ее содержания 8,0-8,5% и подачи их на кучу на втором этапе выщелачивания.A known method of processing vanadium-containing raw materials, including black shale Karatau (RU 2374344 C2, IPC C22B 34/22, C22B 3/08, publ. 27.11.2009). This technology includes two-stage heap leaching of vanadium from ore with a size of 0.01-0.6 m by laying it in a heap with simultaneous mixing with concentrated sulfuric acid with a flow rate of at least 30 kg / t and leaching vanadium in the first stage with reverse sorption mothers with irrigation density 3.5-4.5 l / m 2 and the number of cycles of at least three, additional strengthening of the reverse mother liquors of sorption with sulfuric acid to its content of 8.0-8.5% and feeding them to the heap in the second leaching stage.
Недостатками этого способа являются невысокое извлечение ванадия из руды, составляющее около 70%, а также отсутствие попутного извлечения других ценных металлов (уран, молибден, РЗЭ).The disadvantages of this method are the low extraction of vanadium from ore, amounting to about 70%, as well as the lack of associated extraction of other valuable metals (uranium, molybdenum, REE).
Известен также способ комплексной переработки углеродистых ванадий-урансодержащих кварцитов Каратау (Козлов В.А. и др. Комплексная переработка кварцитов Каратау. VIII Всероссийская конференция 26-29 сентября 2000 г., г.Чусовой. Ванадий, химия, технология, применение. Тезисы докладов, с.146). Способ включает измельчение руд до крупности 50-70 мм, кучное выщелачивание раствором серной кислоты, последующее кондиционирование растворов и сорбцию ванадия и урана анионитом АМП. Последующая их десорбция проводится раздельно: урана - раствором нитрата аммония и серной кислоты при pH 1-1,5, а ванадия - раствором нитрата аммония и аммиака при pH 8,2-8,7. Урановые и ванадиевые десорбаты перерабатываются до закиси-окиси урана и пентоксида ванадия известными способами.There is also known a method of complex processing of carbon vanadium-uranium-containing quartzites of Karatau (V. Kozlov and others. Complex processing of Karatau quartzites. VIII All-Russian Conference September 26-29, 2000, Chusovoy. Vanadium, chemistry, technology, application. Abstracts p.146). The method includes grinding ores to a particle size of 50-70 mm, heap leaching with a solution of sulfuric acid, subsequent conditioning of the solutions and sorption of vanadium and uranium by AMP anion exchange resin. Their subsequent desorption is carried out separately: uranium with a solution of ammonium nitrate and sulfuric acid at a pH of 1-1.5, and vanadium with a solution of ammonium nitrate and ammonia at a pH of 8.2-8.7. Uranium and vanadium desorbates are processed to uranium oxide and vanadium pentoxide by known methods.
Недостатком этого способа является невысокое извлечение ванадия, урана, других ценных компонентов из кусков руды столь крупного размера (50-70 мм), (≥70%), в которых диффузия окислителя и растворителя к значительной части целевой минерализации практически невозможна за экономически приемлемую продолжительность процесса. Кроме того, не предусмотрено попутного извлечения таких дефицитных и дорогостоящих металлов, как молибден и РЗЭ (лантаноиды + иттрий).The disadvantage of this method is the low extraction of vanadium, uranium, other valuable components from pieces of ore of such a large size (50-70 mm), (≥70%), in which diffusion of the oxidizing agent and solvent to a significant part of the target mineralization is practically impossible for an economically acceptable process time . In addition, there is no provision for the associated extraction of such scarce and expensive metals as molybdenum and REE (lanthanides + yttrium).
Известен способ извлечения урана, молибдена и ванадия из силикатных руд (RU 2211253 МПК C22B 60/02, C22B 34/34, опубл. 27.08.2003), в котором в качестве окислителя используют анионит в OH--форме при создании окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) от -50 до +150 мВ. Такой ОВП не позволяет эффективно выщелачивать уран, молибден, ванадий и РЗЭ из сланцевых руд, для которых необходимо поддерживание величины ОВП при выщелачивании в пределах 400-470 мВ. Кроме того, в этом способе сорбция металлов из рудной пульпы, а не из растворов, приводит к повышенному удельному расходу анионита вследствие его истирания (измельчения).A known method for the extraction of uranium, molybdenum and vanadium from silicate ores (RU 2211253 IPC C22B 60/02, C22B 34/34, publ. 08/27/2003), in which an anion exchange resin in the OH - form is used as an oxidizing agent to create a redox potential (ORP) from -50 to +150 mV. Such ORP does not allow efficient leaching of uranium, molybdenum, vanadium and REE from shale ores, for which it is necessary to maintain the ORP value during leaching within 400-470 mV. In addition, in this method, the sorption of metals from ore pulp, and not from solutions, leads to an increased specific consumption of anion exchange resin due to its abrasion (grinding).
Известен способ комплексной переработки уран-ванадиевой руды месторождения Рудное (Центральные Кызылкумы), содержащей ~0,1% и 1,0% урана и ванадия, соответственно (Смирнов И.П., и др. Современные направления в разработке технологии комплексного использования уран-ванадиевого и нетрадиционного (техногенного) ванадиевого сырья. Стратегия использования и развития минерально-сырьевой базы редких металлов России в XXI веке. ТОМ 2. Доклады Международного симпозиума 5-9 октября 1998 г., Москва. «Минеральное сырье», №7, ВИМС, 2000. с.169-175). Вмещающие породы представлены углисто-глинистыми сланцами. Основная часть ванадия (~80%) находится в виде сравнительно упорной минерализации, а меньшая часть - в виде легковскрываемых карнотита и тюямунита. Ванадийсодержащие минералы имеют преимущественно микронные размеры и рассеяны в рудной массе. Предложено проводить сернокислотное окислительное выщелачивание ванадия и урана из этой руды при 130-150°C и остаточной кислотности пульпы 15-20 г/л с добавкой калиевых соединений для осаждения трехвалентного железа в виде калиевого ярозита до остаточной концентрации железа 1-3 г/л, а затем проводить сорбцию урана и ванадия из пульпы с получением их товарных оксидов. Этот способ позволяет достичь извлечения урана и ванадия в товарные продукты, равного соответственно 97 и 80%.There is a method of complex processing of uranium-vanadium ore from the Rudnoye deposit (Central Kyzylkum) containing ~ 0.1% and 1.0% of uranium and vanadium, respectively (IP Smirnov, and others. Modern directions in the development of technology for the integrated use of uranium Vanadium and non-traditional (technogenic) vanadium raw materials. Strategy for the use and development of the mineral resource base of rare metals in Russia in the XXI century. Volume 2. Reports of the International Symposium on October 5-9, 1998, Moscow. Mineral Raw Materials, No. 7, VIMS, 2000.S. 169-175). The host rocks are carbonaceous shales. The main part of vanadium (~ 80%) is in the form of relatively persistent mineralization, and the smaller part is in the form of easily opened carnotite and tyuyununit. Vanadium-containing minerals are predominantly micron in size and scattered in the ore mass. It was proposed to carry out sulfuric acid oxidative leaching of vanadium and uranium from this ore at 130-150 ° C and residual pulp acidity of 15-20 g / l with the addition of potassium compounds to precipitate ferric iron in the form of potassium jarosite to a residual iron concentration of 1-3 g / l, and then sorption of uranium and vanadium from the pulp to obtain their marketable oxides. This method allows to achieve the extraction of uranium and vanadium in commercial products, equal to respectively 97 and 80%.
К недостаткам способа можно отнести дополнительное использование калиевых соединений, недостаточно высокое извлечение ванадия из руды.The disadvantages of the method include the additional use of potassium compounds, insufficiently high extraction of vanadium from the ore.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки упорных углерод-кремнеземистых черносланцевых руд, описанный в работе Айбетовой И.О. «Разработка технологии производства метаванадата аммония из черных сланцев месторождения Баласаускандык». Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук, Республика Казахстан, Алматы, 2010 - прототип.Closest to the proposed invention in technical essence and the achieved result is a method of processing refractory carbon-siliceous black shale ores described in the work of Aibetova I.O. "Development of a technology for the production of ammonium metavanadate from the black shales of the Balasauskandyk deposit." Abstract of dissertation for the degree of candidate of technical sciences, Republic of Kazakhstan, Almaty, 2010 - prototype.
Согласно способу-прототипу черносланцевую руду (с содержанием ~1,1% V2O5 и влажностью ~10%) дробят (измельчают) до крупности -25 мм, затем обрабатывают в течение 2 ч серной кислотой (расход 140 кг/т) с целью насыщения ею пор и трещин кусков руды, при этом температура повышается до 45°C. Затем эту руду подвергают термообработке предпочтительно при 140°C и атмосферном давлении в течение 4 ч с целью вскрытия (окислительного разрушения) сульфидов и шпинелидов, содержащих ванадий в низших (V2+; V3+) степенях окисления и перевода его в кислоторастворимую форму сульфата ванадила VOSO4 при ОВП не выше 450 мВ, при котором не происходит окисления ванадия до пятивалентного состояния.According to the prototype method, black shale ore (with a content of ~ 1.1% V 2 O 5 and a moisture content of ~ 10%) is crushed (crushed) to a particle size of -25 mm, then treated for 2 hours with sulfuric acid (consumption 140 kg / t) s the purpose of saturating with it the pores and cracks of pieces of ore, while the temperature rises to 45 ° C. This ore is then subjected to heat treatment, preferably at 140 ° C and atmospheric pressure for 4 hours, in order to open (oxidatively destroy) sulfides and spinelides containing vanadium in the lower (V 2+ ; V 3+ ) oxidation states and convert it to the acid-soluble form of sulfate vanadyl VOSO 4 at an AFP of not higher than 450 mV, in which vanadium does not oxidize to a pentavalent state.
Подготовленная таким образом черносланцевая руда формируется в рудный штабель и подвергается кучному выщелачиванию в две стадии: на первой стадии водой при Т:Ж=1:2 с получением продуктивного раствора, имеющего pH 1,4 и концентрацию 2,39 г/л V2O5 при степени извлечения ванадия из руд 43,8%, и на второй стадии выщелачивания раствором с концентрацией 30 г/л H2SO4 при Т:Ж=1:0,5 с получением продуктивного раствора (pH=0,8), содержащего 1,93 г/л V2O5. В результате двухстадийного кучного выщелачивания средняя концентрация компонентов в продуктивном растворе составляет, г/л: 2,10 V2O4; 0,06 U; 0,06 Mo; 0,01 ΣРЗЭ; 60 Fe; 63,4 Al; 91,5 P.Thus prepared black shale ore is formed into an ore stack and subjected to heap leaching in two stages: in the first stage with water at T: W = 1: 2 to obtain a productive solution having a pH of 1.4 and a concentration of 2.39 g / l V 2 O 5 when the degree of extraction of vanadium from ores 43.8%, and in the second stage of leaching with a solution with a concentration of 30 g / l H 2 SO 4 at T: W = 1: 0.5 to obtain a productive solution (pH = 0.8), containing 1.93 g / l V 2 O 5 . As a result of two-stage heap leaching, the average concentration of components in the productive solution is, g / l: 2.10 V 2 O 4 ; 0.06 U; 0.06 Mo; 0.01 Σ REE; 60 Fe; 63.4 Al; 91.5 P.
Извлечение ванадия, урана и молибдена из продуктивного раствора предложено производить путем анионообменной сорбции. Вначале проводят коллективную анионообменную сорбцию урана и молибдена при pH 1,3-1,5, в частности, с использованием анионита Ambersept 920. После этого проводят кондиционирование маточных растворов по величине pH с помощью NaHCO3 (расход 8 кг/м3) и ОВП с помощью пероксида водорода (расход 60%-ного H2O2 равен 1 л/м3) для окисления ванадия в пятивалентное состояние. Затем из маточного раствора сорбируют ванадий анионитом Ambersept 920 с насыщением его до 300-350 кг/т V2O5. Маточный раствор сорбции направляют на кучное выщелачивание, а анионит - на донасыщение его ванадием до 400-450 кг/т V2O5 с помощью синтетического раствора с концентрацией V2O5, равной ~15 г/л в виде декаванадиевой кислоты Н6 V10O28 при рН 2,5-3,5. Это позволяет с учетом последующей промывки сернокислым раствором насыщенного ванадием анионита при Т:Ж=1:3 достичь высокой (98%-ной) степени очистки анионита и ванадиевого продукта от примесей, в том числе от фосфора.It is proposed to extract vanadium, uranium, and molybdenum from a productive solution by anion exchange sorption. First, collective anion-exchange sorption of uranium and molybdenum is carried out at a pH of 1.3-1.5, in particular, using Ambersept 920 anion exchange resin. After that, the mother liquors are conditioned by pH using NaHCO 3 (consumption 8 kg / m 3 ) and redox potential using hydrogen peroxide (consumption of 60% H 2 O 2 is 1 l / m 3 ) for the oxidation of vanadium to the pentavalent state. Then, vanadium is sorbed from the mother liquor with Ambersept 920 anion exchanger with its saturation up to 300-350 kg / t V 2 O 5 . The sorption mother liquor is sent to heap leaching, and the anion exchange resin is sent to saturate it with vanadium up to 400-450 kg / t V 2 O 5 using a synthetic solution with a concentration of V 2 O 5 equal to ~ 15 g / l in the form of decavanadic acid Н 6 V 10 O 28 at a pH of 2.5-3.5. This allows taking into account the subsequent washing with an anion exchange resin saturated with vanadium with a sulfuric acid solution at T: L = 1: 3 to achieve a high (98%) degree of purification of the anion exchange resin and the vanadium product from impurities, including phosphorus.
Десорбцию ванадия проводят раствором смеси нитрата аммония (150-200 г/л) и аммиака при рН 8,5 и температуре 30-35°C с выделением в твердую фазу метаванадата аммония NH4VO3. После фильтрации получают метаванадат в качестве готового ванадиевого продукта и фильтрат, который используют в обороте для приготовления десорбирующего раствора. Анионит после десорбции ванадия перезаряжается в 
Основными недостатками способа-прототипа являются низкое извлечение ванадия из углерод-кремнеземистой черносланцевой руды, равное около 52%, расходование значительного количества бикарбоната натрия (8 кг/м3 продуктивного раствора) и отсутствие попутного извлечения дефицитных и дорогостоящих РЗМ.The main disadvantages of the prototype method are the low extraction of vanadium from carbon-siliceous black shale ore, equal to about 52%, the consumption of a significant amount of sodium bicarbonate (8 kg / m 3 of productive solution) and the lack of associated extraction of scarce and expensive rare-earth metals.
Техническим результатом изобретения является повышение извлечения ванадия из черносланцевой руды и попутное извлечение дорогостоящих редкоземельных металлов (РЗМ).The technical result of the invention is to increase the extraction of vanadium from black shale ore and the associated extraction of expensive rare earth metals (REM).
Технический результат достигается способом комплексной переработки остатков доманиковых образований, обогащенных органическим веществом и содержащих алюминий, ванадий, уран, молибден, редкоземельную и платиновую группу металлов в виде трудновскрываемой руды, характеризующимся тем, что проводят измельчение руды до крупности частиц не более 0,2 мм с заданным гранулометрическим составом, далее ведут агитационную нейтрализацию - декарбонизацию обработкой пульпы измельченной руды укрепленным раствором, очищенным от алюминия, или нейтрализатором щелочного характера, разделение полученной пульпы на продуктивный раствор, содержащий ванадий, уран, молибден, редкоземельные металлы (РЗМ) и кислый декарбонизированный кек, агитационное сернокислотное выщелачивание глинистого продукта в виде нефелина из декарбонизированного кека укрепленным раствором, смешанным с концентрированной серной кислотой, при атмосферном давлении с получением сернокислой пульпы, автоклавное окислительное выщелачивание металлов урана, ванадия, молибдена и РЗМ из твердой фазы сернокислой пульпы в присутствии веществ, избирательно окисляющих ванадий, выпуск пульпы из автоклава, охлаждение, разбавление промывным раствором и обработку флокулянтами и фильтрацию с получением укрепленного раствора, содержащего алюминий, ванадий, уран, молибден, РЗМ и нерастворимый остаток, промывку и извлечение золота и платины из остатка, затем проводят кристаллизацию алюмокалиевых квасцов (АКК) из укрепленного раствора, разделение укрепленного раствора от АКК на две равные части, одну часть раствора отправляют на агитационное сернокислотное выщелачивание при атмосферном давлении, другую часть - на агитационную нейтрализацию-декарбонизацию, затем ведут сорбцию урана и молибдена высокоосновным анионитом из продуктивного раствора с получением уранового и молибденового продукта, окисление и нейтрализацию маточных растворов для сорбции ванадия высокоосновным анионитом с получением раствора, содержащего группу РЗМ и насыщенного ванадием анионита, десорбцию ванадия с анионита и получение ванадиевого продукта, катионообменную сорбцию РЗМ из маточного раствора, десорбцию РЗМ с катионита и получение концентрата РЗМ, маточники сорбции подвергают известковой обработке, сбрасывают в виде пульпы в шламонакопитель для отстоя, а осветленный раствор возвращают в технологический процесс, шлам-флюс направляют на извлечение благородных металлов и приготовление шихты из шлама-флюса, содержащего кремнезем и органические вещества для получения ферросплавов.The technical result is achieved by a method of complex processing of residues of domanic formations enriched with organic matter and containing aluminum, vanadium, uranium, molybdenum, a rare-earth and platinum group of metals in the form of hard-to-open ore, characterized in that the ore is ground to a particle size of not more than 0.2 mm predetermined particle size distribution, then agitation neutralization is carried out - decarbonization by treatment of pulverized ore pulp with a fortified solution purified from aluminum, or neutral an alkaline ionizer, separation of the resulting pulp into a productive solution containing vanadium, uranium, molybdenum, rare earth metals (REM) and acid decarbonized cake, agitated sulfuric acid leaching of a clay product in the form of nepheline from decarbonized cake with a fortified solution mixed with concentrated sulfuric acid, pressure to obtain sulphate of pulp, autoclave oxidative leaching of metals of uranium, vanadium, molybdenum and rare-earth metals from the solid phase of sulphate of pulp in in the presence of substances that selectively oxidize vanadium, the release of pulp from the autoclave, cooling, dilution with a washing solution and treatment with flocculants and filtration to obtain a hardened solution containing aluminum, vanadium, uranium, molybdenum, rare-earth metals and an insoluble residue, washing and extracting gold and platinum from the residue, then, crystallization of potassium alum (ACC) from the fortified solution is carried out, separation of the fortified solution from ACC into two equal parts, one part of the solution is sent to agitation sulfuric acid leached atmospheric pressure, the other part is for agitation neutralization-decarbonization, then sorption of uranium and molybdenum by highly basic anion exchange resin from a productive solution to produce a uranium and molybdenum product, oxidation and neutralization of mother solutions for sorption of vanadium by high-basic anion exchange resin to obtain a solution containing an REM group and vanadium saturated anion exchange resin, desorption of vanadium from anion exchange resin and obtaining a vanadium product, cation exchange sorption of rare-earth metals from the mother liquor, desorption of rare-earth metals with cat filaments and obtaining REM concentrate, sorption mother liquors are calcined, discharged in the form of pulp into a sludge collector for sludge, and the clarified solution is returned to the process, sludge flux is sent to extract precious metals and to prepare a mixture from a sludge flux containing silica and organic substances to obtain ferroalloys.
Способ может характеризоваться тем, что измельчение руды проводят до крупности частиц не более 0.2 мм с гранулометрическим составом -0.074 мм 25-35%.The method can be characterized in that the grinding of the ore is carried out to a particle size of not more than 0.2 mm with a particle size distribution of -0.074 mm 25-35%.
Способ может характеризоваться тем, что агитационную нейтрализацию-декарбонизацию проводят до рН 1,3-1,6 в атмосферных условиях при температуре 65-95°С, отношении Т:Ж=1:1,5, плотности 1,20-1,25 г/см3 в течение 1-2 часов.The method can be characterized in that the agitation neutralization-decarbonization is carried out to a pH of 1.3-1.6 in atmospheric conditions at a temperature of 65-95 ° C, the ratio T: W = 1: 1.5, density 1.20-1.25 g / cm 3 for 1-2 hours.
Способ может характеризоваться тем, что пульпу после нейтрализации-декарбонизации перед фильтрованием сгущают с добавками неионогенного и катионного флокулянтов до осветленного продуктивного раствора методом отстаивания и фильтрации сгущенной суспензии до плотности 1,35-1,40 г/см3 до получения кислого кека.The method can be characterized by the fact that the pulp after neutralization-decarbonization before filtering is concentrated with the addition of nonionic and cationic flocculants to a clarified product solution by settling and filtering the thickened suspension to a density of 1.35-1.40 g / cm 3 to obtain acid cake.
Способ может характеризоваться тем, что агитационное выщелачивание алюминия и других металлов из кислого кека проводят укрепленным раствором при температуре 65-95°C, при отношении Т:Ж=1:(0,7-0,8), плотности 1,55-1,65 г/см3 с последующим доукреплением пульпы концентрированной серной кислотой до 150-200 г/л и общим временем выщелачивания 1-2 часа.The method can be characterized in that the agitation leaching of aluminum and other metals from acid cake is carried out with a fortified solution at a temperature of 65-95 ° C, with a ratio of T: W = 1: (0.7-0.8), density 1.55-1 , 65 g / cm 3 followed by consolidation of the pulp with concentrated sulfuric acid to 150-200 g / l and a total leaching time of 1-2 hours.
Способ может характеризоваться тем, что автоклавное выщелачивание упомянутых металлов проводят при отношении Т:Ж=1:(0,8-1,1) и продолжительности не более 2-х часов при давлении 13 атм в среде воздуха.The method can be characterized in that the autoclave leaching of the mentioned metals is carried out at a ratio of T: L = 1: (0.8-1.1) and a duration of not more than 2 hours at a pressure of 13 atm in air.
Способ может характеризоваться тем, что автоклавное выщелачивание упомянутых металлов проводят при отношении Т:Ж=1:(0,8-1,1) и продолжительности 1 час при давлении 3 атм кислорода, при температуре 140-160°C, ОВП 350-450 мВ и механическом помешивании в непрерывном режиме с выпуском в самоиспаритель для охлаждения до 90°C.The method can be characterized in that the autoclave leaching of the mentioned metals is carried out at a ratio of T: L = 1: (0.8-1.1) and a duration of 1 hour at a pressure of 3 atm oxygen, at a temperature of 140-160 ° C, ORP 350-450 mV and mechanical stirring continuously with discharge to a self-evaporator for cooling to 90 ° C.
Способ может характеризоваться тем, что в качестве вещества, избирательно окисляющего ванадий, используют серный ангидрид (SO3), кислый раствор солей железа (+III) и ванадия (+IV).The method can be characterized in that sulfuric anhydride (SO 3 ), an acid solution of iron salts (+ III) and vanadium (+ IV) are used as a substance selectively oxidizing vanadium.
Способ может характеризоваться тем, что разделение пульпы на укрепленный раствор и нерастворимый осадок фильтрацией проводят после разбавления промывным раствором до Т:Ж=1:(1,4-1,6) и плотности 1,35-1,40 г/см3 с добавками неионогенного и катионного флокулянтов.The method can be characterized in that the separation of the pulp into a hardened solution and an insoluble precipitate by filtration is carried out after dilution with a wash solution to T: W = 1: (1.4-1.6) and density 1.35-1.40 g / cm 3 s additives of nonionic and cationic flocculants.
Способ может характеризоваться тем, что промывку нерастворимого осадка проводят на фильтре 3% раствором серной кислоты и оборотной водой.The method may be characterized in that the washing of the insoluble precipitate is carried out on the filter with a 3% solution of sulfuric acid and circulating water.
Способ может характеризоваться тем, что укрепленный раствор обрабатывают сульфатом калия K2SO4 при соотношении сульфата алюминия Al2(SO4)3 и сульфата калия K2SO4, равном 1:0,8, для образования АКК при рН 0,8-1,0, охлаждают до температуры 15-25°C, кристаллы АКК отделяют на центрифуге, а маточник делят на две равные части, одну из которых используют для распульповки и выщелачивания алюминия из кислого кека, а другую направляют на нейтрализацию-декарбонизацию.The method may be characterized in that the fortified solution is treated with potassium sulfate K 2 SO 4 at a ratio of aluminum sulfate Al 2 (SO 4 ) 3 and potassium sulfate K 2 SO 4 equal to 1: 0.8, for the formation of ACC at pH 0.8- 1.0, cooled to a temperature of 15-25 ° C, the crystals of the ACC are separated in a centrifuge, and the mother liquor is divided into two equal parts, one of which is used to strip and leach aluminum from acid cake, and the other is sent to neutralization-decarbonization.
Способ может характеризоваться тем, что анионообменную сорбцию урана совместно с молибденом проводят из продуктивного раствора при рН 0,8-1,5, ОВП 350-450 мВ на анионитах АМП или Ambersept 920.The method may be characterized in that the anion-exchange sorption of uranium together with molybdenum is carried out from the productive solution at pH 0.8-1.5, ORP 350-450 mV on anion exchangers AMP or Ambersept 920.
Способ может характеризоваться тем, что перед сорбцией окисление четырехвалентного ванадия до его пятивалентного состояния в маточном растворе проводят пероксидом водорода до ОВП 750-800 мВ при рН 1,8-2,2.The method may be characterized in that before sorption, the oxidation of tetravalent vanadium to its pentavalent state in the mother liquor is carried out with hydrogen peroxide to an ORP of 750-800 mV at a pH of 1.8-2.2.
Способ может характеризоваться тем, что анионообменную сорбцию ванадия проводят на анионите Ambersept 920 при температуре 60°C.The method may be characterized in that the anion-exchange sorption of vanadium is carried out on Ambersept 920 anion exchange resin at a temperature of 60 ° C.
Способ может характеризоваться тем, что катионообменную сорбцию РЗМ из маточного раствора сорбции ванадия проводят при рН 1,8-2,2, ОВП не выше 350 мВ и температуре не выше 60°C.The method may be characterized in that cation-exchange sorption of rare-earth metals from the mother solution of vanadium sorption is carried out at a pH of 1.8-2.2, an ORP of no higher than 350 mV and a temperature of no higher than 60 ° C.
Способ может характеризоваться тем, что катионообменную сорбцию РЗМ проводят на катионитах КУ-2-8н или Ambersept 1200н.The method may be characterized in that cation-exchange sorption of rare-earth metals is carried out on KU-2-8n or Ambersept 1200n cation exchangers.
Таким образом, отличительными признаками способа являются: трехстадийное противоточное выщелачивание руды (остатков доманиковых образований) кислыми растворами с переменным содержанием H2SO4, при котором на первой стадии - 45-75 г/л, на второй стадии с последующим укреплением пульпы до 150-250 г/л концентрированной серной кислотой, на третьей стадии - автоклавное окислительное выщелачивание при температуре 140-160°C в воздушной среде при давлении 13 атм, ОВП 350-450 мВ и продолжительности не более 2-х часов, разделение пульпы на укрепленный раствор и нерастворимый осадок проводят после разбавления до плотности 1,35-1,40 г/см3, обработки флокулянтами, охлаждения укрепленного раствора и кристаллизации АКК, удаления избытка серной кислоты из укрепленного раствора и сорбционного извлечения урана и молибдена, окисления и сорбции ванадия, снижения ОВП и сорбции РЗМ.Thus, the distinguishing features of the method are: three-stage countercurrent leaching of ore (residues of domanic formations) with acid solutions with a variable content of H 2 SO 4 , in which at the first stage - 45-75 g / l, at the second stage with subsequent strengthening of the pulp to 150- 250 g / l with concentrated sulfuric acid, in the third stage - autoclave oxidative leaching at a temperature of 140-160 ° C in air at a pressure of 13 atm, redox potential of 350-450 mV and a duration of not more than 2 hours, separation of the pulp into a strengthened solution and n soluble precipitate was conducted after diluting to a density of 1.35-1.40 g / cm 3, treatment with flocculants, cooling the solution and crystallisation fortified ACC, removing excess sulfuric acid from the fortified solution and sorption extraction of uranium and molybdenum, vanadium oxidation and sorption decrease ORP and sorption of rare-earth metals.
Прилагаемая схема комплексной переработки остатков доманиковых образований включает основные переделы: рудоподготовка, атмосферное и автоклавное выщелачивание, кристаллизация АКК, сорбционное разделение металлов и вспомогательные - нейтрализация-декарбонизация, упарка, фильтрация и осаждение концентратов. Подробное описание схемы переработки приведено в примере.The attached scheme for the complex processing of residues of domanic formations includes the main stages: ore preparation, atmospheric and autoclave leaching, crystallization of ACC, sorption separation of metals and auxiliary ones - neutralization-decarbonization, evaporation, filtration and precipitation of concentrates. A detailed description of the processing scheme is given in the example.
Пример предпочтительной реализации изобретения.An example of a preferred implementation of the invention.
Остатки доманиковых образований (черносланцевую руду), содержащую, масс. %: 0,52 V; 0,02 U; 0,03 Мо и 0,06ΣРЗМ, измельчают и просеивают на грохоте с ячейкой 0,2 мм. Измельченную руду в виде пульпы при Т:Ж=1:0,8 подают на первую стадию выщелачивания при атмосферном давлении, температуре 65-95°C, ОВП 350-450 мВ до Т:Ж=1:1,5 в течение 2-х часов в присутствии ионов трехвалентного железа и ионов ванадия (+IV) в качестве окислителя, для разрушения карбонатов сернокислым укрепленным и промывным раствором с узла фильтрации шлама-флюса и кристаллизации алюмокалиевых квасцов (АКК). Полученную пульпу кондиционируют до рН1,3-1,6 измельченной исходной рудой (или другим нейтрализатором щелочного характера) и разделяют ее с использованием флокулянтов, отстаивают и фильтруют сгущенную пульпу до плотности 1,35-1,40 г/см3 на продуктивный раствор, содержащий уран, молибден, ванадий, РЗМ и твердую фазу в виде кислого кека.The remains of domanic formations (black shale ore) containing, mass. %: 0.52 V; 0.02 U; 0.03 Mo and 0.06ΣRZM, crushed and sieved on a screen with a 0.2 mm cell. The crushed ore in the form of pulp at T: L = 1: 0.8 is fed to the first leaching stage at atmospheric pressure, a temperature of 65-95 ° C, an ORP of 350-450 mV to T: L = 1: 1.5 for 2- x hours in the presence of ferric ions and vanadium ions (+ IV) as an oxidizing agent, for the destruction of carbonates by sulfuric acid with a strengthened and washing solution from a sludge-flux filtration unit and crystallization of potassium alum (ACC). The resulting pulp is conditioned to pH1.3-1.6 with ground source ore (or another alkaline neutralizer) and separated using flocculants, sedimented and filtered thickened pulp to a density of 1.35-1.40 g / cm 3 per productive solution, containing uranium, molybdenum, vanadium, rare-earth metals and a solid phase in the form of acid cake.
Продуктивный раствор после контрольной фильтрации направляют на сорбционный передел, а кислый кек - на вторую стадию атмосферного выщелачивания укрепленным раствором при температуре 65-95°C, при отношении Т:Ж=1:(0,7-0,8), плотности 1,55-1,65 г/см3 с последующим доукреплением пульпы концентрированной серной кислотой до 150-250 г/л и общим временем выщелачивания 2 часа. Доукрепленную пульпу направляют на третью стадию - автоклавное окислительное сернокислотное выщелачивание при отношении Т:Ж=1:(0,7-0,9) и продолжительности не более 2-х часов при давлении 13 атм в среде воздуха или 1 час при давлении 3 атм кислорода при температуре 150°C, ОВП 350-450 мВ и механическом перемешивании с выпуском в самоиспаритель для охлаждения до 90°C. При этом суммарный расход серной кислоты на всех стадиях выщелачивания составляет 105 кг/т руды. В качестве веществ, избирательно окисляющих ванадий, используют серный ангидрид (SO3), кислый раствор солей железа (+III) и ванадия (+IV). После самоиспарителя выщелоченную пульпу плотностью 1,65-1,75 г/см3 разбавляют промывным раствором до Т:Ж=1:(1,4-1,6) до плотности 1,35-1,40 г/см3 и обрабатывают неионогенным и катионным флокулянтами, разделение пульпы на укрепленный раствор и нерастворимый осадок проводят на фильтре, промывают 3% раствором серной кислоты и оборотной водой, промытый нерастворимый остаток, содержащий, масс.%: 0,03 V; 0,003 U; 0,006 Мо и 0,01ΣРЗМ, 15% С, 82% SiO2, направляют на утилизацию известными способами. В горячий укрепленный раствор с содержанием, г/л: 12 Al; 2,6 V; 0,15 U; 0,17 Мо; 0,28ΣРЗМ, вводят K2SO4 из расчета 90% на образование алюмокалиевых квасцов (АКК) и принудительно охлаждают до температуры 15-25°C до выпадения в осадок 90% алюминия в виде АКК. Укрепленный раствор, очищенный от аммония и калия, с содержанием г/л: 1,5 Al; 2,6 V; 0,15 U; 0,17 Мо; 0,20ΣРЗМ и 45-75 г/л H2SO4, отправляется на корректировку кислотности исходной рудой.The productive solution after control filtration is sent to the sorption redistribution, and acid cake - to the second stage of atmospheric leaching with a fortified solution at a temperature of 65-95 ° C, with a ratio of T: W = 1: (0.7-0.8), density 1, 55-1.65 g / cm 3 followed by consolidation of the pulp with concentrated sulfuric acid to 150-250 g / l and a total leaching time of 2 hours. The reinforced pulp is sent to the third stage - autoclave oxidative sulfuric acid leaching at a ratio of T: W = 1: (0.7-0.9) and a duration of not more than 2 hours at a pressure of 13 atm in air or 1 hour at a pressure of 3 atm oxygen at a temperature of 150 ° C, an ORP of 350-450 mV and mechanical stirring with release into a self-evaporator for cooling to 90 ° C. The total consumption of sulfuric acid at all stages of leaching is 105 kg / t of ore. As substances that selectively oxidize vanadium, use sulfuric anhydride (SO 3 ), an acid solution of iron salts (+ III) and vanadium (+ IV). After the self-evaporator, the leached pulp with a density of 1.65-1.75 g / cm 3 is diluted with a wash solution to T: W = 1: (1.4-1.6) to a density of 1.35-1.40 g / cm 3 and treated non-ionic and cationic flocculants, the separation of the pulp in a hardened solution and insoluble precipitate is carried out on the filter, washed with 3% sulfuric acid solution and circulating water, washed insoluble residue containing, wt.%: 0.03 V; 0.003 U; 0.006 Mo and 0.01Σ REM, 15% C, 82% SiO 2 , are sent for disposal by known methods. In a hot fortified solution with a content, g / l: 12 Al; 2.6 V; 0.15 U; 0.17 Mo; 0.28ΣRZM, K 2 SO 4 is introduced at a rate of 90% for the formation of potassium alum (ACC) and is forcedly cooled to a temperature of 15-25 ° C until 90% aluminum precipitates in the form of ACC. The strengthened solution purified of ammonium and potassium, with the content of g / l: 1,5 Al; 2.6 V; 0.15 U; 0.17 Mo; 0.20ΣРЗМ and 45-75 g / l H 2 SO 4 , sent to adjust the acidity of the original ore.
Таким образом, степень извлечения из черносланцевых руд в продуктивный раствор составляет, % 91 V; 98 U; 85 Мо, 92 Al и 75ΣРЗМ.Thus, the degree of extraction from black shale ores into the productive solution is,% 91 V; 98 U; 85 Mo, 92 Al and 75ΣREM.
Из продуктивного раствора, содержащего 130 г/л сульфат-ионов, сначала извлекают путем анионообменной сорбции совместно уран и молибден при рН 1,3-1,6 и ОВП 400 мВ и температуре не выше 60°C. В качестве сорбента могут быть использованы аниониты АМП или Ambersept 920.From a productive solution containing 130 g / l sulfate ions, uranium and molybdenum are simultaneously extracted by anion exchange sorption at a pH of 1.3-1.6 and an ORP of 400 mV and a temperature of no higher than 60 ° C. As the sorbent, AMP or Ambersept 920 anion exchangers can be used.
Насыщенный ураном и молибденом анионит направляют на их десорбцию и получение урановой и молибденовой продукции известными способами. Регенерированный анионит возвращают на операцию сорбции. В маточном растворе после сорбции урана и молибдена окисляют ванадий до высшей степени окисления путем доведения ОВП раствора до 750-800 мВ с помощью пероксида водорода. При этом расход 60%-ного H2O2 составляет 1 л/м3 раствора. После этого сорбируют ванадий (+V) при температуре не выше 60°C Ambersept 920, затем нагруженный анионит донасыщают ванадием до 550 кг/т с помощью части ванадиевых десорбатов или ванадийсодержащего раствора, полученного путем растворения некоторого количества кристаллов МВА. Последующая десорбция ванадия известным способом, например раствором нитрата аммония (150-200 г/л), доведенным до рН 8,5 аммиачной водой в статических условиях, позволяет достичь практически количественной десорбции (99%) с получением кристаллов МВА высокого качества. После десорбции анионит из нитратной формы переводят (перезаряжают) в сульфатную форму путем обработки раствором серной кислоты.Saturated with uranium and molybdenum, the anion exchange resin is sent to their desorption and production of uranium and molybdenum products by known methods. Regenerated anion exchange resin is returned to the sorption operation. After the sorption of uranium and molybdenum in the mother liquor, vanadium is oxidized to the highest degree of oxidation by adjusting the ORP of the solution to 750-800 mV using hydrogen peroxide. The flow rate of 60% H 2 O 2 is 1 l / m 3 solution. After that, vanadium (+ V) is sorbed at a temperature not exceeding 60 ° C Ambersept 920, then the loaded anion exchange resin is saturated with vanadium up to 550 kg / t using a part of vanadium desorbates or a vanadium-containing solution obtained by dissolving a certain amount of MBA crystals. Subsequent desorption of vanadium in a known manner, for example, with a solution of ammonium nitrate (150-200 g / l) adjusted to pH 8.5 with ammonia water under static conditions, it is possible to achieve practically quantitative desorption (99%) to obtain high quality MBA crystals. After desorption, the anion exchange resin from the nitrate form is converted (recharged) into the sulfate form by treatment with a solution of sulfuric acid.
Анионообменная сорбция Ambersept 920 позволяет обеспечить извлечение ванадия из окисленного раствора в пределах 97-99%, а поддерживание температуры до 60°C в маточном растворе сорбции ванадия приводит к разрушению остаточного пероксида водорода и снижению ОВП до 350 мВ.Anion exchange sorption of Ambersept 920 allows the extraction of vanadium from the oxidized solution in the range of 97-99%, and maintaining the temperature up to 60 ° C in the mother solution of vanadium sorption leads to the destruction of residual hydrogen peroxide and the reduction of the ORP to 350 mV.
Сорбцию РЗМ проводят Ку-2-8 или CYBBER КХ100 из маточного раствора сорбции ванадия при рН 2,0-2,3, ОВП не выше 350 мВ при температуре 60°C. При этом степень извлечения РЗМ из раствора достигает ~98%, а их остаточная концентрация в маточном растворе сорбции не превышает 5 мг/л. Насыщенный катионит направляют на десорбцию РЗМ и получение целевого продукта известным способом, а катионит после регенерации возвращают вновь на операцию сорбции. Маточный раствор сорбции РЗМ подают на утилизацию известным способом, например обработку известковым молоком или карбонатом кальция с образованием осадка сопутствующих элементов (Fe, Al, Р и др.) и очищенной водой с возвратом ее в технологический процесс (рудоподготовка, промывка нерастворимого остатка - шлама-флюса).REM sorption is carried out by Ku-2-8 or CYBBER KX100 from the mother solution of vanadium sorption at a pH of 2.0-2.3, ORP not higher than 350 mV at a temperature of 60 ° C. In this case, the degree of REM extraction from the solution reaches ~ 98%, and their residual concentration in the sorption mother liquor does not exceed 5 mg / L. Saturated cation exchange resin is sent to desorption of rare-earth metals and obtaining the target product in a known manner, and the cation exchange resin after regeneration is returned to the sorption operation. The stock solution of sorption of rare-earth metals is fed for disposal in a known manner, for example, treatment with lime milk or calcium carbonate to form a precipitate of related elements (Fe, Al, P, etc.) and purified water with its return to the technological process (ore preparation, washing of insoluble residue - sludge - flux).
Следует отметить, что ионообменную сорбцию и десорбцию урана, молибдена, ванадия, РЗМ проводят в аппаратах колонного типа СНК, ИНПМ, КДС и др. с фиксированным слоем ионита.It should be noted that ion-exchange sorption and desorption of uranium, molybdenum, vanadium, rare-earth metals are carried out in column-type apparatuses SNK, INPM, KDS, etc. with a fixed layer of ion exchanger.
Общая степень извлечения целевых металлов на операциях выщелачивания, сорбции и осаждения в целевой продукт составляет, %: 90,0 V; 96,0 U; 85,0 Мо, и 75ΣРЗМ при удельном расходе серной кислоты (около 110 кг/т руды).The total degree of extraction of the target metals in the leaching, sorption and precipitation operations in the target product is,%: 90.0 V; 96.0 U; 85.0 Mo, and 75ΣРЗМ at a specific consumption of sulfuric acid (about 110 kg / t of ore).
Таким образом, патентуемый способ переработки остатков доманиковых образований (черносланцевых руд) позволяет увеличить степень извлечения алюминия, ванадия, урана, молибдена, РЗМ, сохранить ОВ в кремнеземистом композите и эффективно использовать его в ферросплавном производстве в качестве восстановителя.Thus, the patented method for processing residues of domanic formations (black shale ores) allows to increase the degree of extraction of aluminum, vanadium, uranium, molybdenum, rare-earth metals, to save OM in a siliceous composite and to effectively use it in a ferroalloy production as a reducing agent.
Claims (16)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KZ2012/0301.1 | 2012-03-12 | ||
| KZ20120301A KZ26799A4 (en) | 2012-03-12 | 2012-03-12 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013106978A RU2013106978A (en) | 2014-08-27 |
| RU2547369C2 true RU2547369C2 (en) | 2015-04-10 |
Family
ID=51455911
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013106978/02A RU2547369C2 (en) | 2012-03-12 | 2013-02-18 | Complex processing method of residues of domanic formations |
Country Status (2)
| Country | Link |
|---|---|
| KZ (1) | KZ26799A4 (en) |
| RU (1) | RU2547369C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104841682A (en) * | 2015-04-03 | 2015-08-19 | 张伟峰 | Comprehensive utilization method of stone coal resources |
| DE102019003556B3 (en) * | 2018-06-21 | 2019-11-28 | Bernd Kunze | Process for the leaching of rare earth elements. |
| RU2724832C1 (en) * | 2019-10-14 | 2020-06-25 | Государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Альметьевский государственный нефтяной институт" | Complex procedure for selection of acid compositions for intensification of oil production in domanic deposits |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2585593C1 (en) * | 2015-01-27 | 2016-05-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВПО "ЗабГУ") | Method for heap leaching of gold from refractory ores and technogenic mineral raw material |
| WO2016201456A1 (en) * | 2015-06-12 | 2016-12-15 | Государственное Предприятие "Навоийский Горно-Металлургический Комбинат" | Method for comprehensive black-shale ore processing |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1297078A (en) * | 1969-05-26 | 1972-11-22 | ||
| US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
| AU547455B2 (en) * | 1981-01-15 | 1985-10-24 | Agnew Clough Ltd. | Benefication of vanadium-bearing titaniferrous ore |
| RU2148669C1 (en) * | 1998-10-12 | 2000-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Method of processing vanadium-containing raw materials |
-
2012
- 2012-03-12 KZ KZ20120301A patent/KZ26799A4/xx unknown
-
2013
- 2013-02-18 RU RU2013106978/02A patent/RU2547369C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1297078A (en) * | 1969-05-26 | 1972-11-22 | ||
| US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
| AU547455B2 (en) * | 1981-01-15 | 1985-10-24 | Agnew Clough Ltd. | Benefication of vanadium-bearing titaniferrous ore |
| RU2148669C1 (en) * | 1998-10-12 | 2000-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Method of processing vanadium-containing raw materials |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| АЙМБЕТОВА И.О. "Разработка технологии производства метаванадата аммония из черных сланцев месторождения Баласаускандык". Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук, республика Казахстан, Алматы, 2010; . * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104841682A (en) * | 2015-04-03 | 2015-08-19 | 张伟峰 | Comprehensive utilization method of stone coal resources |
| DE102019003556B3 (en) * | 2018-06-21 | 2019-11-28 | Bernd Kunze | Process for the leaching of rare earth elements. |
| WO2020233826A1 (en) | 2018-06-21 | 2020-11-26 | ABDULKHALEK, Ahmed | Process for leaching rare earth elements |
| RU2724832C1 (en) * | 2019-10-14 | 2020-06-25 | Государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Альметьевский государственный нефтяной институт" | Complex procedure for selection of acid compositions for intensification of oil production in domanic deposits |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2013106978A (en) | 2014-08-27 |
| KZ26799A4 (en) | 2013-04-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106868307B (en) | A kind of comprehensive utilization process of pyrite cinder arsenic removal enrichment gold and silver | |
| CN101314818B (en) | Golden shifting process of biological oxidation-torrefaction-cyanidation | |
| RU2547369C2 (en) | Complex processing method of residues of domanic formations | |
| RU2477327C1 (en) | Complex processing method of carbon-silicic black-shale ores | |
| CN109518005A (en) | A kind of production method of battery grade cobalt sulfate crystal | |
| CN102828025B (en) | Method for extracting V2O5 from stone coal navajoite | |
| Zhu et al. | Near-complete recycling of real mix electroplating sludge as valuable metals via Fe/Cr co-crystallization and stepwise extraction route | |
| CN1908207A (en) | Method of comprehensive utilizing iron making blast furnace dust resources | |
| CN101285126A (en) | Gold extraction process with low pollution and high recovery for refractory gold concentrate | |
| CN101407355B (en) | Method for comprehensively utilizing iron vitriol dreg of yellow sodium | |
| CN102605186A (en) | Method for producing manganese sulfate from manganese-rich slag through atmospheric pressure leaching | |
| CN102212683A (en) | Wet metallurgical method with comprehensive reclamation, basically no three wastes and zero discharge | |
| CN115820946A (en) | Comprehensive utilization method of steel slag | |
| WO2021119728A1 (en) | Recovery of vanadium from slag materials | |
| CN110775998A (en) | System and method for producing nano zinc oxide by industrially recycling zinc | |
| CN109607622A (en) | A method of iron oxide red product is prepared using the heavy scum of zinc hydrometallurgy hematite process | |
| Wang et al. | A new method of full resource utilization of copper slag | |
| CN105256135B (en) | Method for recovering phosphorus resource in high-phosphorus iron ore through ball-milling acid leaching-biological adsorption | |
| CN113088702B (en) | Method for recovering valuable elements from acid leaching solution of roasting slag of gold-containing sulfur concentrate | |
| US11697600B2 (en) | Vanadium extraction from disparate shale ores | |
| CN103131867A (en) | Method for extracting vanadium from vanadium containing slag | |
| WO2016201456A1 (en) | Method for comprehensive black-shale ore processing | |
| CN104402062A (en) | Method for preparing ferric chloride from pyrite cinder | |
| CN106882839B (en) | Method for comprehensively utilizing titanium white waste acid | |
| CN105523590A (en) | Method for preparing ferric chloride |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20190219 |