SU1047980A1 - Method of processing pulverized wastes of hard alloys - Google Patents
Method of processing pulverized wastes of hard alloys Download PDFInfo
- Publication number
- SU1047980A1 SU1047980A1 SU823436919A SU3436919A SU1047980A1 SU 1047980 A1 SU1047980 A1 SU 1047980A1 SU 823436919 A SU823436919 A SU 823436919A SU 3436919 A SU3436919 A SU 3436919A SU 1047980 A1 SU1047980 A1 SU 1047980A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- sulfuric acid
- leaching
- cobalt
- tungsten
- solution
- 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)
Description
4 four
соwith
0000
Изобретение относитс к цветной металлургии, а именно к способам переработки пылей заточки твердосплавного бурового инструмента.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing dusts for sharpening carbide drilling tools.
Известен способ переработки пылевидных отходов твердых сплавов, включагаций окислительный обжиг с последующим сплавлением их с содой и водным выщелачиванием плава LlJК недостаткам указанного способа относитс сильное спекание материала , что приводит к -сниженикг извлечени вольфрама при выщелачивании.A known method for processing powdered waste of hard alloys, including oxidation roasting, followed by fusing them with soda and water leaching of the LlJK melt. The disadvantages of this method include strong sintering of the material, which leads to a decrease in the extraction of tungsten during leaching.
Наиболее близким к предлагаемому вл етс способ переработки пылевидных отходов твердых сплавов, включающий выщелачивание серной кис .лотой, окислительный обжиг, выщелачивание раствором соды., осаждение меднокобальтового кека и шеелита 2JThe closest to the present invention is a method for processing powdered waste of hard alloys, including leaching with sulfuric acid, oxidation roasting, leaching with soda solution, precipitation of copper-cobalt cake and scheelite 2J
Недостатком указанного способа вл етс невысока - степень извлечени вольфрама. . .The disadvantage of this method is low - the degree of extraction of tungsten. . .
Цель изобретени - повышение степени извлечени вольфрама.The purpose of the invention is to increase the degree of extraction of tungsten.
Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу переработки пылевидных -отходов твердых сплавов , включающему выщелачивание серной кислотой, окислительный обжиг, выщелачивание раствором соды, осаждение медно-кобальтового кека и шеелита , перед выщела-чиванием серной кислотой ведут гранул цию пыли с концентрированной серной кислотой и последуквдий окислительный обжиг при температуре 18-30О С.в течение 1 3ч , а выщелачивание провод т серно кислотой с концентрацией 20-180 г/лThis aim is achieved in that according to a method for processing dust Wastes of hard alloys, comprising sulfuric acid leaching, oxidative roasting, leaching soda solution, precipitation of the cobalt-copper cake and scheelite before vyschela polarity of a sulfuric acid-lead pellet dust tion with concentrated sulfuric acid and subsequent oxidative roasting at a temperature of 18-30 ° C. for 1 3 hours, and leaching is carried out with sulfuric acid with a concentration of 20-180 g / l
При гранул ции пылевидных отходов с концентрированной серной кислотой образуютс прочные гранулы, что резко снижает пылевынос при последующем обжиге. Серна кислота, наход ща с в гранулах в тесном контакте с окисл емыми компонентами ( карбид вольфрама: железо, медь и кобальт в виде металлов, при температуре 180-300° С вл етс сильным к энергетичным окислителем. Причем при температуре ниже 180с ее окислительна способность по отношению к карбиду вольфрама и железу резко снижаетс , а при температуре выше становитс заметным процесс испарени серной кислоты из гранул без участи ее в окислении компонентов пылей ( температура начала кипени концентрированной серной кислоты 290°С, 98,3%-на кислота кипит гфи . При температуре 180 серна кислота окисл ет железо , кобальт и медь до сульфатов, . причем железо полностью переходит . в трехвалейтное состо ние. Карбид вольфрама при этих услови х окисл етс до трехокиси. Карборунд и корунд при температуре обжига 180 не подвергаютс заметны). изменени м . Приобработкеогарка раатвором серной кислоты концентрации 20-280г/л сульфаты трехвалентного железа, кобальта и меди переход т- в раствор (железо на--93-99,кобальт 9599 и медь 92-99%)-, а вольфрам и абрйзивы остаютс в осадке (кеке). При концентрации серной кислоты -меньше 20 г/л гидролиз сульфата трехвалентного- железа полностью, не подавл етс , в результате чего .сниж аетс степень, перехода железа, из огарка в сернокислый раствор, а при концент- рации выше 180 г/л не наблюдаетс , заметного положительного эффекта.. На чертеже показана схемапредлагаемого способа.When granulating powdered waste with concentrated sulfuric acid, durable granules are formed, which drastically reduces dust removal during subsequent calcination. Sulfuric acid, which is in granules in close contact with oxidizable components (tungsten carbide: iron, copper and cobalt in the form of metals, at a temperature of 180-300 ° C is strong for an energetic oxidizing agent. Moreover, at a temperature below 180c, its oxidative ability in relation to tungsten carbide and iron decreases sharply, and at a temperature higher, the process of evaporation of sulfuric acid from the granules becomes noticeable without its participation in the oxidation of the components of dusts (the initial boiling point of concentrated sulfuric acid is 290 ° C, 98.3% Ki slots boils gfy. At a temperature of 180, sulfuric acid oxidizes iron, cobalt and copper to sulphates, and the iron completely goes into the tricylate state. Tungsten carbide under these conditions is oxidized to trioxide. noticeable). Changes in the concentration of 20–280g / l sulfuric acid sulfate preparation at the garment of the sulphate of iron, cobalt and copper, the transition into the solution (iron 93–99, cobalt 9599 and copper 92–99%), and tungsten and abrasives remain in the sediment (cake). When the concentration of sulfuric acid is less than 20 g / l, the hydrolysis of ferric sulfate is not completely suppressed, as a result of which iron is reduced from cinder to sulphate, and at a concentration above 180 g / l , a noticeable positive effect .. The drawing shows the scheme of the proposed method.
Данный способ осуществл етс -; следующим образом. Пыль от заточки : твердосплавного бу-рового- инструмента состава, %: вольфрама 3-12; кобальта 0,3-0,7; меди -О, 3-1,5;- желе-. за 20-40; корунда 15-20, карбо.1рунда 40-50, в которой железо, и, кобальт нал:однтс преимущественно в виде металлов, а вольфрам в.виде его карбида и частично в -виде гранулируют с Концентрированной серной кислотой и подвергают окислительному обжигу при .температуре ГБО300 .°С в течение 1-3 ч. Огарок обрабатывают раст:во-ром серной кислоты концентрации 20-180 ,г/л .в течение This method is implemented by; in the following way. Dust from sharpening: hard-alloy bu-rovogo-tool composition,%: tungsten 3-12; cobalt 0.3-0.7; copper-O, 3-1,5; - jel-. for 20-40; corundum 15-20, carbo.1rund 40-50, in which iron, and cobalt metal: mainly in the form of metals, and tungsten in the form of its carbide and partly in the form of granulated with concentrated sulfuric acid and subjected to oxidative roasting at. temperature HBO300. ° C for 1-3 hours. The calcine is treated with growth: sulfuric acid in concentration of 20-180, g / l.
-1-2 ч при темдературе 7О--80.С--и Ж:Т 4:1. Кек отфильтровывают, раствор , содержащий сульфаты трехвалент ного железа, кобальта и меди, гидролитическим методом очищают от железа и затем из фильтрата содой или щелочью осаждают медно-кобальтовый кек . Кек от сернокислотного выщелачивани обрабатывают раствором соды (50 г/л) в .течение 2-4 ч при темпе-, ратуре 70-80 С и Ж:Т 4:1. Осадок, содержащий абразивный материал, отфильтровывают , а из полученного раст вора вольфрамата натри хлористым кальцием выдел ют, вольфр.ам в .виде искусственного шеелита (63-67% окиси вольфрама).-1-2 h with temp. 7O - 80.C - and F: T 4: 1. The cake is filtered, a solution containing ferric sulfate, cobalt and copper is removed by iron hydrolysis, and then copper-cobalt cake is precipitated from the filtrate with soda or alkali. Sulfuric acid leaching cake is treated with soda solution (50 g / l) for 2-4 hours at a temperature of 70-80 ° C and G: T 4: 1. The precipitate containing the abrasive material is filtered off, and tungsten in the form of artificial scheelite (63-67% of tungsten oxide) is separated from the sodium tungstate obtained from calcium chloride with calcium chloride.
Дл снижени расхода серной кислоты и соды соо.тветствук цие растворы можно при выщелачивании использоватьмногократно ( от 2 до б раз) или же Проводить противрточное выщелачивание . .В этом случаеконцентраци -железа в растворе может быть доведена до 150-180 г/л, а концентраци волыфрама до 80-90 г/л.In order to reduce the consumption of sulfuric acid and soda, co-corresponding solutions can be used in leaching many times (2 to b times) or an anti-root leaching is carried out. In this case, the iron concentration in the solution can be increased to 150-180 g / l, and the concentration of volyfram to 80-90 g / l.
Пример 1, 500 г пыли от заточки твердосплавного гбурового инструмента состава,%: вольфрам 9; крбальт 0,69; медь 0,45; железо 20} корунд и карборунд 63, гранулируют р концентрированной серной кислотой (140 МЛ 1,обжигают при температурах 150, 180, 200, 300 и 350 С в течение 1 ч. Полученный огарок выщелачи вают серной кислотой, концентрации г/л при температуре 75 ° С в течение 1 ч иЖ:Т 4 :1. Кек отфильт овывают и обрабатывают раствором. технической солы (50 г/л7 в течение .2 ч при Ж:Т 4:1 и температуре 70.с. Из раствора вольфрамата натри хлористым кальцием осаждают искусст венный шеелит. Раствор.сернокислотн го выщелачивани гидролитическим методом очищают от железа и из филь рата осаждают карбонатный-медно-кобальтовый кек. Результаты опытов по извлечению вольфрама и кобальта из пьллей заточ ки бурового инструмента представлены в табл. 1, опыты 1-5. Как видно из табл. , -при температуре обжига ниже -ISOC степень из вдечени железа, кобальта и медисн жаетс с 96-99.% до 52-90%; при температуре выше 300 С .степень извлече ни этих металлов из раствора-серно . кислотного выщелачивани также за- метно падает (до 82-91%J. Причем снижение.степени извлечени этих металлов одновременно сопровождаетс и снижением степени извлечени воль рама на стадии содового выщелачивани за счет неполного окислени кар бида вольфрама, как при температуре ниже , так и при температуре выше , что подтверждаетс данными микроскопического исследовани огарка. П.РИМ. ер 2. 500г пыли .от заточки твердосплавного б.урового инструмента состава, приведенно.го в примере 1, гранулируют с концентрированной-серной кислотой (140 мл) и обжигают при температуре 180°С 1ч. Полученный огарок .выщелачивают.раствором серной кислоты конц.ентрадии 5, 20, 100, 180 и 200 г/л 1 ч при. температуре 75 С и т 4:1. Осадок отфильтровывают и полученный кек обрабатывают раствором технической соды 50 т/п) при температуре 70°С в течение 2 ч и Ж:т 4:1.. Из растворов .осаждают медно-кобальтовый кек и искусственный шеелит{ пример 1). Результаты представлены в табл.1 опыть 2,6,,8и9. Из табл. 1. видно, что при концентрации серной кислоты ниже 20 г/л :снижаетс степень перехода железа и меди .в раствор сернокислотного выщелачивани и падает извлечение вольфрама при содовом выщелачивании кека (с 97 до 92%). Использование серной кислоты с концентрацией вьаае 180 г/л нецелесообразно из-за отсутстви згиметного положительного эффекта.Пример 3. 500 г пыли затопки твердосплавного бурового инстру TvieHTa ,содержащего, %:вольфрам 3 ,.6;кобальт 0,32;медь 0,41;железо 25;корунд и.-карборунд 70, гранулируют с концентрированной серной кислотой .(140 мл) и обжигают при температуре 200С в -течение 0,5,1,2,3 и 6 ч. . Полученный огарок выщелачивают. растворо 1 серной кислоты концентрации 75 г/л 2 ч при .Ж:Т 4:1. Осадок отфильтровыв ают и полученный кек обрабатывают раствором технической соды {50 T/nJ при температуре 75С в течение 2 ч при Ж:Т 4:1. Из полученных растворов осаждают медно- кобальтовый кек и шеелит ( пример ) , .Результаты представлены в табл.1 , опыты 10-14. Из приведенных данных видно, что при продолжител.ьности обжига менее -1 ч процесс окислени не успевает завершитьс : в огарке согласно MI-SKроскопическим наблюдени м остаютс неокнсленные частицы металлического . железа и твердого сплава. При -продолжительности окислени более 3 ч роста извлечени вольфрама и кобальта не происходит. Таким образом, продолжнтельно.сть процесса обжига пыли должна составл ть от 1 до З.ч. Пример 4, ,500 г пыли ат .заточки твердосплавного бурового инс.трумента состава, приведенного в примере 1, гранулируют с концентрированной сэрной кислотой .(.140 мл) и обжигают при температуре 22. . Полученный огарок вьии.елачивают раствором серной кислоть; концентрации 75 г/л в течение 1,5 ч при 75С и Ж:Т 4:1, Осадок отфильтровывают и кек обрабатывают раствором технической соды (50 г/л) при 2 ч и Ж: Т .4:1, Из раствор.ов осаждают медно-кобальтовый кек и искусствен- . ный шеелит, как указано в -примере 1. Результаты, представлены в табл. 1-, .опыт 15. , . Прим е р 5. 500 г пыли. от заточки твердосп.лавного бурового ; инструмента состава, приведенного примере 1, согласно известному способу обрабатывают раствором серной кислоты ( 125 г/л) при . :Т 4: 1 в течение 2 ч и барботае возду-ха чер.ез пульпу. При этом в .начальный .период наблюдаетс сильное вспенивание (выделение водорода ) и разогрев пульпы. Кек сернокислотного выщелачивани обжигают на воздухе,в электричес.кой печи при 2 ч. Полученный огарок обрабатывают раствором технической соды (50 г/л) при 90С 4 ч и Ж:Т 4:1. В растворе сернокислотного выщелачивани окисл ют Двухвалентное железо о трехвалентного кислородом путемExample 1, 500 g of dust from sharpening carbide gurovogo tool composition,%: tungsten 9; krbalt 0.69; copper 0.45; iron 20} corundum and carborundum 63, granulated with concentrated sulfuric acid (140 ML 1, calcined at temperatures of 150, 180, 200, 300 and 350 C for 1 hour. The calcine obtained is leached with sulfuric acid, concentration g / l at 75 ° C for 1 h IZH: T 4: 1. The cake is filtered and treated with a solution of technical salt (50 g / l7 for .2 h with W: T 4: 1 and a temperature of 70.s. From a solution of sodium tungstate chloride artificial scheelite is precipitated with calcium. The solution of sulfuric acid leaching is hydrolyzed by hydrolytic method from iron and Carbonate-copper-cobalt cake is awaited.The results of the experiments on the extraction of tungsten and cobalt from the drill grinding sharpening tools are presented in Table 1, Experiments 1-5. As can be seen from the table, the firing temperature is lower than -ISOC degree from iron, cobalt and medica- tion from 96–99.% to 52–90%; at temperatures above 300 ° C. the degree of extraction of these metals from the sulfuric acid leach solution also drops noticeably (to 82–91% J. Moreover, a decrease in the degree of extraction of these metals is simultaneously accompanied by a decrease in the degree of wave extraction at the soda leaching stage due to the incomplete oxidation of tungsten carbide, both at a lower temperature and at a higher temperature, which is confirmed by a microscopic study of calcine. P.RIM. er 2. 500g of dust. Sharpening carbide b.ur level tools of composition, given in its example 1, is granulated with concentrated sulfuric acid (140 ml) and calcined at a temperature of 180 ° С for 1 h. The resulting calcine is leached with a solution of sulfuric acid with a concentration of 5, 20, 100, 180 and 200 g / l for 1 h at. temperature 75 С and t 4: 1. The precipitate is filtered off and the resulting cake is treated with a solution of technical soda 50 t / n) at a temperature of 70 ° C for 2 h and W: t 4: 1 .. Copper-cobalt cake and artificial scheelite (Example 1) are precipitated from solutions. The results are presented in table 1 experiment 2,6,, 8 and 9. From tab. 1. It can be seen that when the concentration of sulfuric acid is below 20 g / l: the degree of transition of iron and copper decreases into the solution of sulfuric acid leaching and the recovery of tungsten during soda leaching of the cake decreases (from 97 to 92%). The use of sulfuric acid with a concentration of 180 g / l is impractical due to the lack of a zygmetnogo positive effect. Example 3. 500 g of dusts from carbide drilling tools TvieHTa containing,%,: tungsten 3, .6; cobalt 0.32; copper 0.41 ; iron 25; corundum and.-carborundum 70, granularit with concentrated sulfuric acid. (140 ml) and burned at a temperature of 20 ° C for 0.5.1.2.3 and 6 hours. The resulting candle is leached. a solution of 1 sulfuric acid concentration of 75 g / l 2 h at. G: T 4: 1. The precipitate is filtered off and the resulting cake is treated with a solution of technical soda {50 T / nJ at a temperature of 75 ° C for 2 h at L: T 4: 1. Copper-cobalt cake and scheelite (example) are precipitated from the obtained solutions. The results are presented in Table 1, experiments 10-14. It can be seen from the above data that, with a firing period of less than -1 h, the oxidation process does not have time to complete: in the calcine, according to MI-SK scopic observations, non-oxidized metallic particles remain. iron and hard alloy. When the oxidation period lasts more than 3 hours, no recovery of tungsten and cobalt occurs. Thus, the duration of the dust firing process should be from 1 to 3 h. Example 4, 500 g of dust for grinding the carbide drilling tool of the composition shown in Example 1 is granulated with concentrated sulfuric acid (140 ml) and fired at a temperature of 22.. The cinder obtained is obtained by a solution of sulfuric acid; concentrations of 75 g / l for 1.5 h at 75 ° C and F: T 4: 1, the precipitate is filtered off and the cake is treated with a solution of technical soda (50 g / l) at 2 h and W: T. 4: 1, from solution. They precipitate copper-cobalt cake and artificially. scheelite, as indicated in example 1. The results are presented in Table. 1-, experience 15.,. Note 5. 500 g of dust. from sharpening solid-head drilling; Instrument composition, the above example 1, according to a known method is treated with a solution of sulfuric acid (125 g / l) at. : T 4: 1 for 2 hours and bubbling by air, ha. Without pulp. In this case, a strong foaming (hydrogen evolution) and heating of the pulp are observed in the initial period. The cake of sulfuric acid leaching is burned in air, in an electric furnace at 2 hours. The resulting calcine is treated with a solution of technical soda (50 g / l) at 90 ° C for 4 hours and G: T 4: 1. In a solution of sulfuric acid leaching, bivalent iron and trivalent oxygen is oxidized by
продувки воздуха через раствор в течение 6 ч, затем гидролитическим способом отдел ют железо и из фильтрата осаждают медно-кобальтовый как. Вольфрам осаждают из раствора вольФрамата натри хлористым кальцием в ; виде искусственного шеелита.blowing air through the solution for 6 hours, then the hydrolytic method separates the iron and precipitates copper-cobalt-like from the filtrate. Tungsten is precipitated from a solution of sodium chloride calcium carbonate; form of artificial scheelite.
Результаты представлены в табл.2.The results are presented in table 2.
Извлечение вольфрама в искусственный шеелит составл ет 81,4% и потер но с раствором сернокислотного выщелачивани пыли 13,3%.The extraction of tungsten into artificial schehelite is 81.4% and the loss with a solution of sulfuric acid leaching of dust is 13.3%.
Результаты проведенных опытов показывают, что при содержании в пыл х от заточки твердосплавного буровогр инструмента от 3 до 12% вольфрама и от 0,3 до 0,7% кобальта способ обспечивает извлечение 94-97% вольфрама в виде искусственного шеелита и 90-95% кобальта в виде медно-кобальтового кека при следующих услови х: окислительный обжиг при 180-300 С с использованием в качестве окислител концентрированной серной кислоты и продолжительности обжига 1-3 ч; сернокислотное выщелачивание огарка, 20-180 г/л серной кислоты в течение 1-2 ч при 70-80с и Ж:Т 4:1, содовое выщелачивание кека в течение 2-4 ч при 70-80 С и Ж:Т 4:1.The results of the experiments show that when the content in dust from sharpening carbide drilling tools from 3 to 12% of tungsten and from 0.3 to 0.7% of cobalt, the method ensures extraction of 94-97% of tungsten in the form of artificial scheelite and 90-95% cobalt in the form of a copper-cobalt cake under the following conditions: oxidative roasting at 180-300 ° C using concentrated sulfuric acid as an oxidizer and a roasting time of 1-3 hours; sulfuric acid leaching of calcine, 20-180 g / l of sulfuric acid for 1-2 hours at 70-80s and F: T 4: 1, soda leaching of cake for 2-4 hours at 70-80 ° C and F: T 4: one.
Предлагаемый способ в сравнении с прототипом позвол ет:повысить извлечение вольфрама в искусственный шеелит с 81 до 97% за счет снижени его потерь с раствором сернокислотного выщелачивани с 13,3 до 0,04%; сократить затраты тепла на обжиг пылевидных отходов за счет снижени температуры обжига с 600-700 до 180-300°Cf существенно снизить пылевынос материала .при его обжиге за счет его гранул ции с концентриро ,ванной серной кислотой.The proposed method in comparison with the prototype makes it possible: to increase the recovery of tungsten into artificial scheelite from 81% to 97% by reducing its loss with a solution of sulfuric acid leaching from 13.3% to 0.04%; reduce the cost of heat for firing powdered waste by reducing the firing temperature from 600–700 to 180–300 ° Cf; substantially reduce the dust removal of the material. When it is baked, it is granulated with a concentrated sulfuric acid bath.
Ожидаемый экономический эффект составит 147,2 руб. на 1 т пыли.The expected economic effect of 147.2 rubles. per 1 ton of dust.
tt
ЧH
1Л СП1L SP
СГ1SG1
оabout
JSJs
г«g "
iTv iTv
У1 U1
(Ti (Ti
Ч H
СУSU
ел ГСГ1ate GSG1
OO
гg
1Л о1L about
СПSP
стst
т-Н гН гН tn gn gn
ооооооооооооо ооооюсосооооооооооooooooooooooooooooooooooooooooooooo
THC JOOnTHrHrHr-irNl( CVIfO in or -OOtTit-l rHrHr-fTHC JOOnTHrHrHr-irNl (CVIfO in or -OOtTit-l rHrHr-f
0000
1Л1L
inin
1Л1L
LrtLrt
ст st
о соabout with
юYu
елate
оabout
сгsg
ГR
CTiCTi
CJCJ
н tH О cN m изn tH About cN m of
о см смo see cm
о , Н (N1 п Ч oh, n (n1 p h
1Л1L
чh
« а s R с га н"A s R with ha n
Пыпь Jamoi KuJamoi Ku Eat
Гранул ци Granule qi
Окислительный откигOxidative otkig
Выщелациёаиив огарка серной кислотойLeaching of cinder with sulfuric acid
ипьт1)аци ipt1) atsi
КекCake
Содобое ВыщелачиваниеSimilar leaching
фильтраци filtering
Кек ( отдел или на изВц аение, aSpajuBoB)Keck (department or production, aSpajuBoB)
/иеелитоёьщ концентрат/ ielite concentrate
Концентрироёанна серна кислотаConcentrated sulfuric acid
РастВор сульфатов трекВалентног о железа, кобальта и медиRoutine sulfates trekValentnog about iron, cobalt and copper
На изВлвцениъ кобальта и медиOn izvvtsenb cobalt and copper
Растёор ольфраиата натри Sodium naphtha rastor
Шристыи кальцицShristy and calcite
Осаждение шеелитаScheelite Deposition
фильтраци filtering
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823436919A SU1047980A1 (en) | 1982-05-11 | 1982-05-11 | Method of processing pulverized wastes of hard alloys |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823436919A SU1047980A1 (en) | 1982-05-11 | 1982-05-11 | Method of processing pulverized wastes of hard alloys |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1047980A1 true SU1047980A1 (en) | 1983-10-15 |
Family
ID=21011338
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU823436919A SU1047980A1 (en) | 1982-05-11 | 1982-05-11 | Method of processing pulverized wastes of hard alloys |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1047980A1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5788938A (en) * | 1996-06-05 | 1998-08-04 | Osram Sylvania Inc. | Recovery of tungsten from ferrotungsten |
-
1982
- 1982-05-11 SU SU823436919A patent/SU1047980A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Зеликман. А.Н., Никитина Л.С. Вольфрам. М., Металлурги , 1978, с. 88. 2. Авторское свидетельство СССР № 179931, кл. С 22 В 34/36, 1964. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5788938A (en) * | 1996-06-05 | 1998-08-04 | Osram Sylvania Inc. | Recovery of tungsten from ferrotungsten |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4405569A (en) | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur | |
| JPS58141346A (en) | Collecting method of metal from industrial by-product | |
| US5204084A (en) | Hydrometallurgical production of zinc oxide from roasted zinc concentrates | |
| WO1980002567A1 (en) | Method for producing cobaltic hexammine compounds and cobalt metal powder | |
| JPS6134483B2 (en) | ||
| SU1047980A1 (en) | Method of processing pulverized wastes of hard alloys | |
| US3510259A (en) | Simultaneous leaching of zinc and manganese ores | |
| US4137293A (en) | Producing gypsum and magnetite from ferrous sulfate and separating | |
| GB1497246A (en) | Extraction and purification of silver | |
| KR100227519B1 (en) | Hydrometallurgical treatment for the purification of waelz oxides through lixiviation with sodium carbonate | |
| US2451647A (en) | Process of treating intermediate manganese siliceous ores | |
| WO2005068358A1 (en) | Production of 'useful material(s)' from waste acid issued from the production of titanium dioxyde | |
| AU767802B2 (en) | Sulfatisation process for metal extraction from sulfide ores | |
| US3424574A (en) | Ferrous metal refining | |
| JPS6032698B2 (en) | Method for recovering copper, nickel and cobalt in sulfuric acid leaching solution of manganese nodule | |
| CA2025161A1 (en) | Method for selectively recovering lead, zinc and calcium from materials in which they are contained as oxide or salts not soluble in water | |
| RU2090509C1 (en) | Method of system processing of leucoxene concentrate | |
| JPH06279881A (en) | Treatment of magnesium silicate-nickel ore | |
| JP3012294B2 (en) | Processing method of magnesium silicate nickel ore | |
| RU2222494C2 (en) | Method of production of lead chloride | |
| US3376104A (en) | Extraction of rhenium and production of molybdic oxide from sulfide ore materials | |
| JPS60235726A (en) | Preparation of ferric oxide for ferrite | |
| JPS58151328A (en) | Method of sampling vanadium from slug containing vanadium and similar article | |
| JPS5919973B2 (en) | How to recover metals from solution | |
| RU2082797C1 (en) | Treatment of manganese-containing raw material |