RU2565174C2 - Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates - Google Patents
Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2565174C2 RU2565174C2 RU2013130384/05A RU2013130384A RU2565174C2 RU 2565174 C2 RU2565174 C2 RU 2565174C2 RU 2013130384/05 A RU2013130384/05 A RU 2013130384/05A RU 2013130384 A RU2013130384 A RU 2013130384A RU 2565174 C2 RU2565174 C2 RU 2565174C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- niobium
- tantalum
- concentrate
- ammonium
- mixture
- 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
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии, в частности к технологии переработки концентратов ниобия и тантала.The invention relates to hydrometallurgy, in particular to a technology for processing concentrates of niobium and tantalum.
Известен классический способ получения оксидов ниобия и тантала из их концентратов, получивший в настоящее время наиболее широкое распространение в промышленной практике. Согласно данному способу содержащие ниобий и тантал концентраты вскрывают в плавиковой кислоте или смеси плавиковой и других минеральных кислот (как правило, серной). Из полученных водных растворов фтористые соединения ниобия и тантала извлекают с помощью нейтральных экстрагентов (кетоны, алкилофосфаты, спирты). Экстракт промывают водой, что приводит к селективной реэкстракции ниобия. Затем органическую фазу промывают раствором фторида аммония, что приводит к реэкстракции тантала. Далее металлы в виде гидроксидов осаждают из реэкстрактов аммиаком. Полученные осадки промывают, сушат и прокаливают для получения оксидов ниобия и тантала (Зеликман А.Н. и др. "Металлургия редких металлов", Москва, Металлургия, 1991, стр. 103-105). Основными недостатками этого способа являются высокий удельный расход дорогостоящей плавиковой кислоты и образование значительного количества фторсодержащих отходов, требующих переработки.A classic method for producing niobium and tantalum oxides from their concentrates is known, which is currently the most widely used in industrial practice. According to this method, the concentrates containing niobium and tantalum are opened in hydrofluoric acid or a mixture of hydrofluoric and other mineral acids (usually sulfuric). From the obtained aqueous solutions, the fluoride compounds of niobium and tantalum are extracted using neutral extractants (ketones, alkyl phosphates, alcohols). The extract is washed with water, which leads to selective re-extraction of niobium. Then the organic phase is washed with a solution of ammonium fluoride, which leads to the re-extraction of tantalum. Further, metals in the form of hydroxides are precipitated from ammonia strips. The resulting precipitates are washed, dried and calcined to obtain niobium and tantalum oxides (Zelikman A.N. et al. “Rare Metals Metallurgy”, Moscow, Metallurgy, 1991, pp. 103-105). The main disadvantages of this method are the high specific consumption of expensive hydrofluoric acid and the formation of a significant amount of fluorine-containing waste that requires processing.
Известен способ получения оксидов ниобия и тантала из концентратов, в котором вскрытие концентратов проводят смесью фторидов аммония с серной кислотой (наряду с фторидами аммония могут быть использованы фториды натрия, калия, кальция или смеси всех перечисленных фторидов). Из полученного раствора оксиды ниобия и тантала могут быть получены по классической схеме (Патент США 7182925). Этот способ выбран в качестве прототипа.A known method of producing niobium and tantalum oxides from concentrates, in which the concentrates are opened with a mixture of ammonium fluorides with sulfuric acid (along with ammonium fluorides, sodium, potassium, calcium fluorides or a mixture of all of these fluorides can be used). From the resulting solution, the niobium and tantalum oxides can be obtained according to the classical scheme (US Patent 7182925). This method is selected as a prototype.
Основным недостатком данного способа является высокий удельный расход химикатов и образование значительного количества фторсодержащих отходов, требующих обезвреживания перед сбросом в окружающую среду, что в конечном итоге приводит к высокой стоимости получаемых оксидов ниобия и тантала.The main disadvantage of this method is the high specific consumption of chemicals and the formation of a significant amount of fluorine-containing wastes that require neutralization before discharge into the environment, which ultimately leads to the high cost of the obtained niobium and tantalum oxides.
Задачей настоящего изобретения является разработка малоотходного способа переработки ниобий- и танталсодержащих рудных концентратов, характеризуемого низким удельным расходом химикатов и высокой экономической эффективностью.The objective of the present invention is to develop a low-waste method for processing niobium and tantalum-containing ore concentrates, characterized by a low specific consumption of chemicals and high economic efficiency.
Поставленную задачу решают следующим образом. Содержащие ниобий и тантал концентраты шихтуют со смесью фторидов аммония (фторида и бифторида). Количество фторидов аммония рассчитывают исходя из обеспечения массового отношения концентрат:фтор-ион = 1:0,60÷0,85. Внесение фторида аммония в меньшем количестве, чем данное соотношение, не обеспечивает полноту протекания реакции из-за недостатка фторирующего реагента. Внесение большего количества фторида аммония обеспечивает его избыток в реакционной смеси, который взаимодействует с материалом оборудования, вызывая его коррозию, и не содержащей ниобия и тантала минеральной составляющей концентрата, что приводит к нецелевому расходованию данного реагента.The problem is solved as follows. Concentrates containing niobium and tantalum are mixed with a mixture of ammonium fluorides (fluoride and bifluoride). The amount of ammonium fluoride is calculated on the basis of ensuring the mass ratio of the concentrate: fluorine ion = 1: 0.60 ÷ 0.85. The introduction of ammonium fluoride in a smaller amount than this ratio does not ensure the completeness of the reaction due to the lack of a fluorinating reagent. The introduction of a larger amount of ammonium fluoride provides its excess in the reaction mixture, which interacts with the equipment material, causing corrosion, and does not contain niobium and tantalum mineral component of the concentrate, which leads to inappropriate use of this reagent.
Полученную смесь нагревают до 110-240°C и выдерживают при данной температуре в течение 0,5-5 часов, что обеспечивает протекание реакции фторирования между концентратом и фторидами аммония. Нагревание смеси ниже 110°C не позволяет перевести в расплавленное состояние фторид аммония, что не обеспечивает протекание реакции. При температуре более 240°C преимущественно протекает процесс разложения фторида аммония, что приводит к нецелевому расходованию данного регента. Наиболее интенсивно процесс взаимодействия расплава фторида аммония и концентрата протекает в первые 30 минут. Судя по объему выделяющегося в результате реакции аммиака, являющегося индикатором протекания реакции, около 85% концентрата реагирует с фторидом аммония в течение данного периода. Сплавление меньше 30 минут нецелесообразно, поскольку не обеспечивает полноту протекания реакции. По мере протекания реакции ее интенсивность снижается. Через 5 часов после начала реакции выделение аммиака, свидетельствующее о протекании реакции, полностью прекращается. Таким образом, сплавление концентрата и фторида аммония более 5-ти часов не оправдано, поскольку дальнейшее ведение процесса не приводит к увеличению степени реагирования исходных компонентов.The resulting mixture is heated to 110-240 ° C and maintained at this temperature for 0.5-5 hours, which ensures the occurrence of a fluorination reaction between the concentrate and ammonium fluorides. Heating the mixture below 110 ° C does not allow the transfer of ammonium fluoride to the molten state, which does not ensure the reaction. At temperatures above 240 ° C, the decomposition of ammonium fluoride predominantly occurs, which leads to the misuse of this regent. The most intense process of the interaction of the melt of ammonium fluoride and the concentrate proceeds in the first 30 minutes. Judging by the volume of ammonia released as a result of the reaction, which is an indicator of the course of the reaction, about 85% of the concentrate reacts with ammonium fluoride during this period. Fusion less than 30 minutes is impractical because it does not ensure the completeness of the reaction. As the reaction proceeds, its intensity decreases. 5 hours after the start of the reaction, the evolution of ammonia, indicating the course of the reaction, completely stops. Thus, the fusion of the concentrate and ammonium fluoride for more than 5 hours is not justified, since further process control does not increase the degree of reaction of the starting components.
Образующиеся при проведении данного процесса газы, содержащие преимущественно аммиак и пары воды, абсорбируют водой в охлаждаемой емкости, что обеспечивает получение водного раствора аммиака, используемого на последующих стадиях процесса.Gases generated during this process, containing predominantly ammonia and water vapor, are absorbed by water in a cooled container, which ensures the production of an aqueous solution of ammonia used in subsequent stages of the process.
Профторированый продукт вскрывают смесью серной и плавиковой кислот. Суммарная молярная концентрация кислот в растворе, подаваемом на вскрытие, должна составлять не менее 12 М. Меньшая концентрация кислот не обеспечит условия для перехода ниобия и тантала в органическую фазу на последующей стадии экстракции. Количество плавиковой кислоты, добавляемой в смесь кислот, рассчитывают исходя из обеспечения массового соотношения профторированный продукт:HF = 1:0,25-0,4. Соотношение Т:Ж в начальный момент вскрытия составляет 1:3-8. Вскрытие проводят при температуре 95-115°C в течение 1-5 часов. Полученную пульпу фильтруют. Ниобий и тантал извлекают из водного раствора экстракцией по классической схеме. Полученные реэкстраты обрабатывают аммиачной водой, в том числе полученной при абсорбировании газов, выделяющихся при сплавлении концентрата с фторидами аммония. Осадки промывают и прокаливают до оксидов металлов, а фильтраты, содержащие фторид аммония, упаривают. Полученную в результате упаривания смесь различных фторидов аммония, содержащую воду, возможно использовать для фторирования концентратов ниобия и тантала. Описываемые процессы схематично представлены на рисунке 1.The profiled product is opened with a mixture of sulfuric and hydrofluoric acids. The total molar concentration of acids in the solution fed to the autopsy should be at least 12 M. A lower concentration of acids will not provide the conditions for the transition of niobium and tantalum into the organic phase at the subsequent extraction stage. The amount of hydrofluoric acid added to the acid mixture is calculated on the basis of ensuring the mass ratio of the fluorinated product: HF = 1: 0.25-0.4. The ratio of T: W at the initial moment of opening is 1: 3-8. An autopsy is carried out at a temperature of 95-115 ° C for 1-5 hours. The resulting pulp is filtered. Niobium and tantalum are extracted from the aqueous solution by extraction according to the classical scheme. The obtained strips are treated with ammonia water, including those obtained by absorbing gases released during the fusion of the concentrate with ammonium fluorides. The precipitates are washed and calcined to metal oxides, and the filtrates containing ammonium fluoride are evaporated. The mixture of various ammonium fluorides containing water obtained by evaporation can be used for fluorination of niobium and tantalum concentrates. The described processes are schematically presented in Figure 1.
Предложенный способ позволяет регенерировать большую часть используемого в технологическом процессе фторида аммония и в несколько раз сократить количество образующихся отходов. Использование конденсата, получаемого при упаривании раствора фторида аммония, для реэкстракции ниобия и тантала и для абсорбции аммиака, позволяет снизить удельное потребление воды.The proposed method allows you to regenerate most of the ammonium fluoride used in the process and several times reduce the amount of waste generated. The use of condensate obtained by evaporation of a solution of ammonium fluoride for the reextraction of niobium and tantalum and for the absorption of ammonia, allows to reduce the specific water consumption.
Пример 1Example 1
100 г концентрата, содержащего 40% оксида ниобия и 4% оксида тантала, смешали с 110 г бифторида аммония (смесь 25% NH4F и 75% NH4F*HF). Смесь выдержали в течение 2-х часов при температуре 210°C. Выделившийся при протекании реакции фторирования концентрата газ абсорбировали в 80 мл воды. По завершению процесса спекания объем раствора в абсорбере составил 160 мл, содержание аммиака в нем 23,5% масс. Полученный в результате взаимодействия концентрата и фторида аммония продукт вскрывали в течение 3-х часов при температуре 110°C в 460 мл раствора, содержащего 350 г серной 40 г плавиковой кислот. Далее осадок отфильтровывали, а фильтрат (384 мл) помещали в делительную воронку. Экстракцию ниобия и тантала выполняли тремя порциями октанола по 100 мл. Порции экстракта объединяли и промывали тремя порциями воды по 50 мл. Порции реэкстракта объединяли и нейтрализовали 135 мл раствора аммиака, полученного на стадии взаимодействия концентрата с фторидом аммония. Полученный осадок отфильтровывали, промывали и прокаливали до постоянной массы. Выход оксида ниобия составил 34,2 г, содержание тантала в нем составило 0,1%. Затем октанол промывали тремя порциями по 10 мл раствора фторида аммония, концентрации 100 г/л. Порции танталового реэкстракта объединяли и нейтрализовали 30 мл аммиачной воды. Осадок отфильтровывали, промывали и прокаливали до постоянной массы. Выход оксида тантала составил 8,8 г (осадок представляет смесь оксида ниобия 5,0 г и оксида тантала 3,8 г). Извлечение ниобия и тантала из концентрата в полученные оксиды составило 98 и 95% соответственно. Полученные на стадии осаждения гидроксидов металлов фильтраты объемом 290 и 55 мл соответственно объединяли и упаривали при температуре не выше 135°C, что привело к получению 76 г смеси фторидов аммония влажностью 10%. Степень регенерации фторида аммония составила 62%.100 g of a concentrate containing 40% niobium oxide and 4% tantalum oxide were mixed with 110 g of ammonium bifluoride (a mixture of 25% NH 4 F and 75% NH 4 F * HF). The mixture was kept for 2 hours at a temperature of 210 ° C. The gas released during the course of the fluorination reaction of the concentrate was absorbed in 80 ml of water. Upon completion of the sintering process, the volume of the solution in the absorber was 160 ml, the ammonia content in it was 23.5% of the mass. The product obtained as a result of the interaction of the concentrate and ammonium fluoride was opened for 3 hours at a temperature of 110 ° C in 460 ml of a solution containing 350 g of sulfuric 40 g of hydrofluoric acid. Next, the precipitate was filtered off, and the filtrate (384 ml) was placed in a separatory funnel. The extraction of niobium and tantalum was performed in three portions of 100 ml of octanol. Portions of the extract were combined and washed with three 50 ml portions of water. Portions of the reextract were combined and neutralized with 135 ml of ammonia solution obtained at the stage of interaction of the concentrate with ammonium fluoride. The resulting precipitate was filtered off, washed and calcined to constant weight. The yield of niobium oxide was 34.2 g, the tantalum content in it was 0.1%. Then, octanol was washed with three portions of 10 ml of a solution of ammonium fluoride, a concentration of 100 g / l. Portions of tantalum reextract were combined and neutralized with 30 ml of ammonia water. The precipitate was filtered off, washed and calcined to constant weight. The yield of tantalum oxide was 8.8 g (the precipitate was a mixture of niobium oxide 5.0 g and tantalum oxide 3.8 g). Extraction of niobium and tantalum from the concentrate to the resulting oxides was 98 and 95%, respectively. The filtrates obtained in the precipitation stage of metal hydroxides with a volume of 290 and 55 ml were respectively combined and evaporated at a temperature not exceeding 135 ° C, which resulted in 76 g of a mixture of ammonium fluorides with a humidity of 10%. The degree of regeneration of ammonium fluoride was 62%.
Пример 2Example 2
100 г концентрата, содержащего 20% оксида ниобия и 2% оксида тантала, смешали со 100 г бифторида аммония (смесь 25% NH4F и 75% NH4F*HF). Смесь выдержали в течение 3,5-х часов при температуре 160°C. Выделившиеся при сплавлении шихты газы абсорбировали в 70 мл воды. В окончании процесса сплавления объем раствора в абсорбере составил 140 мл, содержание аммиака в нем 25% масс. Полученный при взаимодействии концентрата и фторида аммония продукт вскрывали в течение 3-х часов при температуре 110°C в 460 мл раствора, содержащего 350 г серной и 40 г плавиковой кислот. Далее осадок отфильтровывали, а фильтрат помещали в делительную воронку. Экстракцию ниобия и тантала выполняли тремя порциями октанола по 50 мл. Порции экстракта объединяли и промывали тремя порциями воды по 25 мл. Порции реэкстракта объединяли и нейтрализовали 63 мл раствора аммиака, полученного на стадии сплавлении концентрата с фторидом аммония. Образовавшийся при нейтрализации реэкстракта осадок отфильтровывали, промывали водой, сушили и прокаливали до постоянной массы. Выход оксида ниобия составил 15,9 г, содержание тантала в нем 0,1%. Затем октанол промывали тремя порциями по 5 мл раствора фторида аммония концентрации 100 г/л. Танталовый реэкстракт объединяли и нейтрализовали 20 мл аммиачной воды. Образовавшийся осадок отфильтровывали, промывали и прокаливали до постоянной массы, которая составила 5,8 г (осадок состоял из оксида ниобия 3,9 г и оксида тантала 1,9 г). Извлечение ниобия и тантала из концентрата в полученные оксиды составляет 99 и 95% соответственно. Полученные на стадии обработки реэкстрактов аммиаком фильтраты объемом 142 и 36 мл соответственно, объединяли и упаривали, что привело к получению 37 г смеси фторидов аммония, содержащей 7% влаги. Регенерировано 34% фторида аммония, использованного в процессе.100 g of a concentrate containing 20% niobium oxide and 2% tantalum oxide were mixed with 100 g of ammonium bifluoride (a mixture of 25% NH 4 F and 75% NH 4 F * HF). The mixture was kept for 3.5 hours at a temperature of 160 ° C. The gases released during the fusion of the charge were absorbed in 70 ml of water. At the end of the fusion process, the volume of the solution in the absorber was 140 ml, the ammonia content in it was 25% by weight. The product obtained by the interaction of the concentrate and ammonium fluoride was opened for 3 hours at a temperature of 110 ° C in 460 ml of a solution containing 350 g of sulfuric and 40 g of hydrofluoric acid. Next, the precipitate was filtered off, and the filtrate was placed in a separatory funnel. Extraction of niobium and tantalum was carried out in three portions of 50 ml octanol. Portions of the extract were combined and washed with three 25 ml portions of water. Portions of the reextract were combined and neutralized with 63 ml of the ammonia solution obtained at the stage of fusion of the concentrate with ammonium fluoride. The precipitate formed upon neutralization of the reextract was filtered off, washed with water, dried and calcined to constant weight. The yield of niobium oxide was 15.9 g, the tantalum content in it was 0.1%. Then, octanol was washed with three portions of 5 ml of a solution of ammonium fluoride at a concentration of 100 g / l. Tantalum re-extract was combined and neutralized with 20 ml of ammonia water. The precipitate formed was filtered off, washed and calcined to a constant weight of 5.8 g (the precipitate consisted of niobium oxide 3.9 g and tantalum oxide 1.9 g). Extraction of niobium and tantalum from the concentrate to the resulting oxides is 99 and 95%, respectively. The filtrates of 142 and 36 ml, respectively, obtained at the stage of treating the reextracts with ammonia, were combined and evaporated, resulting in 37 g of a mixture of ammonium fluorides containing 7% moisture. 34% of the ammonium fluoride used in the process is regenerated.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013130384/05A RU2565174C2 (en) | 2013-07-02 | 2013-07-02 | Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2013130384/05A RU2565174C2 (en) | 2013-07-02 | 2013-07-02 | Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013130384A RU2013130384A (en) | 2015-01-10 |
| RU2565174C2 true RU2565174C2 (en) | 2015-10-20 |
Family
ID=53278976
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2013130384/05A RU2565174C2 (en) | 2013-07-02 | 2013-07-02 | Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2565174C2 (en) |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107099661A (en) * | 2017-06-06 | 2017-08-29 | 江西理工大学 | A kind of method that niobium is extracted from pyrochlore |
| CN107190141A (en) * | 2017-06-07 | 2017-09-22 | 江西理工大学 | A kind of method that sulfuric acid system villiaumite auxiliary ixiolite is decomposed |
| CN114150166B (en) * | 2021-11-15 | 2022-11-04 | 中南大学 | Pre-enrichment and smelting method of niobium ore |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2160787C1 (en) * | 2000-06-27 | 2000-12-20 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of production of oxides of refractory metals from loparite concentrate |
| RU2237738C2 (en) * | 2002-04-01 | 2004-10-10 | Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" | Niobium pentoxide preparation process |
| US7182925B2 (en) * | 2003-04-24 | 2007-02-27 | Osram Sylvania Inc. | Tantalum concentrates dissolution and purification method |
| RU2360985C1 (en) * | 2008-02-21 | 2009-07-10 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Processing method of plumb-microlitic concentrate |
-
2013
- 2013-07-02 RU RU2013130384/05A patent/RU2565174C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2160787C1 (en) * | 2000-06-27 | 2000-12-20 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of production of oxides of refractory metals from loparite concentrate |
| RU2237738C2 (en) * | 2002-04-01 | 2004-10-10 | Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" | Niobium pentoxide preparation process |
| US7182925B2 (en) * | 2003-04-24 | 2007-02-27 | Osram Sylvania Inc. | Tantalum concentrates dissolution and purification method |
| RU2360985C1 (en) * | 2008-02-21 | 2009-07-10 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Processing method of plumb-microlitic concentrate |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2013130384A (en) | 2015-01-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA1335150C (en) | Process for the production or recovery of acids from metalliferous solutions of such acid | |
| RU2416654C1 (en) | Procedure for extraction of rare earth elements from phospho-gypsum | |
| KR102111827B1 (en) | Method for processing fluorine-containing electrolyte solution | |
| CN102295303B (en) | Extraction method of lithium carbonate | |
| CN104831075A (en) | Method for separating and purifying vanadium and molybdenum of waste vanadium-molybdenum SCR (selective catalytic reduction) catalyst | |
| CN102828025A (en) | Method for extracting V2O5 from stone coal navajoite | |
| RU2565174C2 (en) | Method of producing of niobium and tantalum oxides from ore concentrates | |
| EP2984042B1 (en) | A method for purification of circulating leaching solutions from phosphates and fluorides | |
| CN105129851A (en) | Preparation method for high-purity niobium oxide | |
| KR102312762B1 (en) | Nuclear Power Plant Liquid Waste Treatment Method with Boron Control | |
| JPS6219494B2 (en) | ||
| Shlewit | Treatment of phosphate rocks with hydrochloric acid | |
| RU2595672C1 (en) | Method of processing rare-earth elements concentrate | |
| US20210388466A1 (en) | Process For Purifying And Concentrating Rare Earths From Phosphogypsum | |
| JP2013245159A (en) | Method for comprehensively treating claus tail gas and producing manganese sulfate | |
| RU2667932C1 (en) | Method of processing monazite raw materials | |
| RU2630989C1 (en) | Method for processing fluoride rare-earth concentrate | |
| RU2623570C1 (en) | Method of processing of the tantalone-biobase concentrate | |
| JP2640498B2 (en) | How to recover acids | |
| CN114592130B (en) | Recycling treatment method and system for lead-zinc smelting water-quenched slag | |
| RU2612244C1 (en) | Treatment method of ree phosphate concentrate | |
| US1071290A (en) | Process of extracting metals from minerals, rocks, and other materials. | |
| RU2702883C1 (en) | Fluorite opening method | |
| Fomin et al. | Selective extraction of magnesium from asbestos-containing raw materials | |
| RU2160787C1 (en) | Method of production of oxides of refractory metals from loparite concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160703 |