SU982362A1 - Method of extracting molybdenum - Google Patents

Method of extracting molybdenum Download PDF

Info

Publication number
SU982362A1
SU982362A1 SU813295661A SU3295661A SU982362A1 SU 982362 A1 SU982362 A1 SU 982362A1 SU 813295661 A SU813295661 A SU 813295661A SU 3295661 A SU3295661 A SU 3295661A SU 982362 A1 SU982362 A1 SU 982362A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
molybdenum
solution
soda
consumption
extraction
Prior art date
Application number
SU813295661A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
А.П. Ежов
Ф.Н. Тумашев
В.В. Хабиров
В.А. Кузьмин
А.А. Шаймуратов
А.В. Орлов
Л.И. Клячко
Р.А. Априамов
Б.М. Тараканов
Т.Н. Клеандров
А.В. Степанов
В.К. Румянцев
Э.И. Гедгагов
Original Assignee
Предприятие П/Я Г-4312
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Предприятие П/Я Г-4312 filed Critical Предприятие П/Я Г-4312
Priority to SU813295661A priority Critical patent/SU982362A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU982362A1 publication Critical patent/SU982362A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МОЛИБДЕНА из огарков молибденовых продуктов, включающий содовое вьщелачивание при нагревании с получением кека и молибден.осодержащего раствора, отличающийс  тем, что, с целью повышени  степени извлечени  и снижени  расхода реагентов, выщелачивание провод т при расходе соды 50 - 70% к весу огарка в течение 3 6 ч с последующей обработкой каков азотно-сернокислым раствором при соотношении жидкого к твердому 2 0 ,8:1, температуре 80 - 95°С и дозировкой полученного кислого раствоS ра к молибденсодержащему раствору, (Л до рН 1,2 - 2,5.A method of extracting molybdenum from cinders of molybdenum products, including soda alkalization when heated to produce cake and molybdenum-containing solution, characterized in that, in order to increase the degree of extraction and reduce the consumption of reagents, leaching is carried out at a soda consumption of 50 to 70% by weight of scum for 3 to 6 hours, followed by treatment with a nitric sulfate solution at a liquid to solid ratio of 2.0, 8: 1, a temperature of 80-95 ° C, and a dosage of the resulting acidic solution to a molybdenum-containing solution ( H 1.2 - 2.5.

Description

19 Изобретение относитс  к области металлургии редких металлов, а именно к способам извлечени  молибдена. Известен способ переработки огарка , полученного в результате окислительного обжига молибденового концентрата или промпродукта, включающий дв.ухстадийное аммиачное выщелачивание огарка с последующим 2-3стадийным содовьм выщелачиванием кеков, образующихс  после аммиачной обработки. Аммиачные растворы подвергают очистке от т желых металлов (меди, никел  и др.) сернис тым аммонием, после чего направл ют на вьзделение молибдена в виде товарной соли - парамолибдата аммони , а растворы после содового вьпцелачиваНИИ перерабатывают дл  получени  дво ной молибденовой соли аммони  - натри  путем введени  необходимого количества хлорида (или сульфата) аммони  Cl 1 Известен также способ извлечени  молибдена из огарков молибденовых продуктов, включающий содовое . лачивание при нагревании с получением кека и молибденсодержащего раствора 2, Этот способ  вл етс  наиболее бли КИМ по технической сущности и достигаемому результату. Недостатками указанного способа   л ютс  невысока  степень извлечени  и дольшой расход реагентов. Целью изобретени   вл етс  повыше ние степени извлечени  и снижение ра хода реагентов. Поставленна  цель достигаетс  тем что в способе извлечени  молибдена из огарков молибденовых продуктов , вкл чающем содовое выщелачивание принагре вании с получением кека и молибденсо держащего раствора, вьщелачивание провод т при расходе соды 50 - 70% к весу огарка в течение 3 - 6 ч с по следующей обработкой кеков азотносернокислым раствором при соотношени жидкого к твердому 2 - 0,8:1, температуре 80 - 95°С и дозировкой полученного кислого раствора к молибден содержащему раствору до рН 1,2 - 2,5 Способ заключаетс  в следующем. Огарок после обжига молибденового продукта выщелачивают в реакторе -с пневматическим (типа пачзк) или ме ханическим перемешиванием или в каскаде реакторов, соединенных последовательно , при поддержании температуры 80 - . Пульпу после вьпцелачивани  подвергают фильтрации дл  отделени  кека от молибденсодержащего содового раствора. Кек отмывают на фильтре водой (промвода присоедин етс  к молибденсодержащему раствору) и подвергают обработке азотно-сернокислым раствором при нагревании до 80 -95°С. Азотно-сернокислый раствор приготавливают смешением серной и азотной кислот, причем последнюю добавл ют из расчета 10%-ного избытка сверх стехиометрического на окисление сульфидной серы, оставшейс  в огарке после обжига. Кислую пульпу фильтруют, осадок отмывают водой и репульпируют, после чего откачивают на хвостохранилище; кислый раствор используют дл  нейтрализации содового молибденсодержащего раствора. Дозировку кислового раствора к молибденсодержащему раствору осуществл ют в каскаде из двух реакторов, соединенных последовательно. Процесс контролируют по значению рН, полученного от смешивани  раствора, которое , регулируетс , пневмоклапанами на трубопроводах подачи растворов и контролируетс  по рН - метру. Полученный раствор с рН 1,2 - 2,5 направл ют на извлечение молибдена сорбционным методом с помощью ионообменных смол. При этом не требуетс  очистки растворов от примесей; товарный парамолибдат удовлетвор ет требовани м на продукцию марки хч. Таким образом, при обработке отвального кека, полученного после содового вьпделачивани  огарка молибденовых продуктов, .азотно-сернокислым раствором происходит кислотное разложение пленок малорастворимых карбонатов и гидроокисей на частицах исходных соединений, а также частичное рас творение минералов вмещающих пород. В результате происходит дополнительное извлечение окисленного молибдена в раствор, а сульфидные формы и низшие валентности молибдена окисл ютс  содержащейс  в обрабатываемом растворе азотной кислотой, что также способствует обеднению твердой части пульпы по молибдену. Приме р. Огарок после обжига молибденитового промпродукта в печах кип щего сло  содержит, %: молибден19 The invention relates to the field of rare metals metallurgy, namely to methods for extracting molybdenum. A known method of recycling cinder obtained as a result of oxidative roasting of molybdenum concentrate or middling includes two-stage ammonium leaching of cinder followed by a 2-3 stage sodam leaching cakes formed after ammonia treatment. Ammonium solutions are purified from heavy metals (copper, nickel, etc.) with sulfuric ammonium, after which they are sent to the separation of molybdenum as a salable salt — ammonium paramolybdate — and sodium chloride is recycled to produce a double ammonium molybdenum sodium salt. by introducing the required amount of ammonium chloride (or sulphate) ammonium Cl 1 There is also known a method for extracting molybdenum from butts of molybdenum products, including soda. baking by heating to produce a cake and a molybdenum-containing solution 2, This method is the most close to the IMT in technical essence and the achieved result. The disadvantages of this method are low recovery and long consumption of reagents. The aim of the invention is to increase the recovery rate and reduce the reagent flow. The goal is achieved by the fact that in the method of extracting molybdenum from cinders of molybdenum products, including soda leaching in priming to produce cake and molybdenum-containing solution, leaching takes place at a flow rate of 50–70% to the weight of cinder for 3 to 6 hours with the next treating the cakes with a nitrous-sulphate solution at a ratio of liquid to solid 2-0.8: 1, temperature 80-95 ° C and dosing the resulting acidic solution to molybdenum containing solution to a pH of 1.2-2.5. The method is as follows. The calcine after calcining the molybdenum product is leached in the reactor — with pneumatic (like a wad) or mechanical stirring or in a cascade of reactors connected in series, while maintaining a temperature of 80 -. The pulp after filtration is filtered to separate the cake from the molybdenum-containing soda solution. The cake is washed on the filter with water (the solution is added to the molybdenum-containing solution) and treated with a nitric sulfate solution when heated to 80-95 ° C. The nitric sulfate solution is prepared by mixing sulfuric and nitric acids, the latter being added at the rate of 10% excess over stoichiometric for oxidation of sulfide sulfur remaining in the calcine after calcining. The acidic pulp is filtered, the precipitate is washed with water and repulped, and then pumped to the tailings; An acidic solution is used to neutralize the soda molybdenum-containing solution. The dosage of the acidic solution to the molybdenum-containing solution is carried out in a cascade of two reactors connected in series. The process is controlled by the pH value obtained from mixing the solution, which is regulated by pneumatic valves on the solution supply lines and monitored by the pH meter. The resulting solution with a pH of 1.2-2.5 is directed to the extraction of molybdenum by the sorption method using ion exchange resins. It does not require cleaning solutions from impurities; product paramolybdate satisfies the requirements for hch brand products. Thus, when processing waste cake obtained after soda melting of a cinder of molybdenum products with a nitrogen-sulphate solution, acid decomposition of films of poorly soluble carbonates and hydroxides on the particles of the initial compounds occurs, as well as partial dissolution of the minerals of the host rocks. As a result, the oxidized molybdenum is further extracted into the solution, and the sulfide forms and lower valencies of molybdenum are oxidized by nitric acid in the solution being treated, which also contributes to the depletion of the solid part of the pulp in molybdenum. Primer p. The calcine after roasting molybdenite middling in the furnace of the fluidized bed contains,%: molybdenum

33,2; медь 3,12; железо (общего) 5,81; сульфидна  сера 0,6; окись алюмини  6,8; двуокись кремни  2,76.33.2; copper 3.12; iron (total) 5.81; sulfide sulfur 0.6; alumina 6.8; silica 2.76.

ВьЕцелачивание в соде провод т Р реакторах с механическим перемешивапExaggeration in soda is carried out by P reactors with mechanical stirring.

нием объемом 15 м каждый, снабженных паровой рубашкой дл  обогрева. СОДУ подают в виде насыщенного раствора с суспензией при соотношении к весу огарка (Ж : Т), равном 1:4, н расходе соды 70% к весу огарка. Температуру в процессе вьщелачивани  поддерживают 95°С, продолжительность процесса составл ет 6 ч.15 m each, equipped with a steam jacket for heating. SODA is served as a saturated solution with a suspension at a ratio to the weight of the calcine (W: T) equal to 1: 4, n the consumption of soda 70% by weight of the calcine. The temperature in the alkalization process is maintained at 95 ° C, the duration of the process is 6 hours.

После вьщелачивани  пульпу фильтруют на рамном фильтр-прессе, отвальньй кек отмывают в течение 10 мин технической водой из системы оборотного водоснабжени . Промводу nisHcoeдин ют к молибденсодержащему содовому раствору.After alkalizing, the slurry is filtered on a frame filter press, the cake cake is washed for 10 minutes with process water from the circulating water supply system. Promoid is combined to molybdenum-containing soda solution.

Отмытый кек подвергают азотно-сернокислой обработке в двух реакторах из нержавеющей стали объемом 4м каждый , соединенных последовательно, пр отношении Т : Ж 1 : 2, температуре 95°С и продолжительности обработки 1 ч. Азотно-сернокислый раствор приготавливают из расчета содержани  в нем серной и азотной кислот, равного соответственно 12,0 и 2,0%.The washed cake is treated with nitrogen-sulphate in two stainless steel reactors of 4 m each, connected in series, in terms of T: W 1: 2, temperature 95 ° C and duration of treatment 1 h. The nitrogen-sulphate solution is prepared on the basis of sulfuric acid content. and nitric acids, respectively 12.0 and 2.0%.

Кислую пульпу после обработки фильтруют на фильтр-прессе, осадок отмывают технической водой, а раствор после анализа на молибден, избыточную кислотность и содержание примесей откачивают на хвостохранилище. Кислый раствор с содержанием, г/л: молибдена 20-25; железа 12-17; нитрат - иона 0,4-0,6; сульфат - иона 80-110 и суммарной кислотности 60 80 г/л направл ют на смешение с молибденсодержащим содовым раствором.After processing, the acidic pulp is filtered on a filter press, the precipitate is washed with technical water, and the solution after analysis for molybdenum, excess acidity and impurities are pumped out at the tailings pond. Acid solution with content, g / l: molybdenum 20-25; iron 12-17; nitrate - ion 0.4-0.6; sulphate ion 80-110 and a total acidity of 60–80 g / l are sent for mixing with molybdenum-containing soda solution.

Смешение растворов провод т в каскаде реакторов р механическим перемешиванием . Дозирование кислого раствора осуществл ют по значению рН в хвостовом реакторе каскада, которое поддерживали автоматическими пневмоклапанами по сигналу датчика рН-метра.The mixing of the solutions is carried out in a cascade of reactors p by mechanical agitation. The dosing of the acidic solution was carried out according to the pH value in the tail reactor of the cascade, which was maintained by automatic pneumatic valves at the signal of the pH meter sensor.

Эти услови  дозировки кислого раствора к молибденсодержащему содовому раствору обеспечивают достаточно полное растворение гидроокиси железа , выпадающей из раствора при нейтрализации , и необходимы дл  -последующей операции сорбционной переработки растворов с целью извлечени  молибдена на анионит. В случае, если в кислом растворе содержание железа превышает 20/25 г/л (то есть при переработке, например, железистых молибденсодержащих кеков), величину рН после дозировки поддерживают в пределах 0,8 - 1,2 - дл  создани  более благопри тных условий растворени  гидроокисей.These conditions for the dosage of the acidic solution to the molybdenum-containing soda solution provide a sufficiently complete dissolution of the iron hydroxide falling out of the solution during neutralization, and are necessary for the subsequent operation of sorption processing of the solutions in order to extract the molybdenum to the anion exchanger. If in an acidic solution the iron content exceeds 20/25 g / l (i.e. during processing, for example, ferrous molybdenum-containing cakes), the pH value after dosing is maintained within 0.8 - 1.2 - to create more favorable conditions. hydroxides dissolving.

В таблице приведены основные данные , полученные при опытно-промышленном испытании по предлагаемому и известному способам.The table shows the main data obtained during pilot testing on the proposed and known methods.

Результаты опытно-промышленных испытаний подтверждают, что осуществление предлагаемого способа повьшает извлечение молибдена из огарка, снижает удельный расход химреагентов, в частности соды на вьпцелачивание.The results of pilot tests confirm that the implementation of the proposed method improves the extraction of molybdenum from the calcine, reduces the specific consumption of chemicals, in particular soda, for improvement.

Выбор предела продолжительности выщелачивани , равного 3-6 ч, а также расхода соды на вьш1елачивание 50-70% к весу огарка определены экспериментально . При продолжительности меньше 3 ч увеличиваетс  содержание молибдена в кеке, т.е. уменьшаетс  степень его извлечени  из огарка в раствор. При увеличении времени вьш;елачивани  больше 6 ч степень извлечени  молибдена измен етс  несущественно.The choice of the leaching duration limit of 3-6 hours, as well as the consumption of soda for alkalization of 50-70% by weight of calcine, was determined experimentally. With a duration of less than 3 hours, the content of molybdenum in the cake increases, i.e. the degree of its extraction from the calcine into the solution is reduced. With increasing time above; more than 6 hours, the degree of extraction of molybdenum changes insignificantly.

Анализ результатов, полученных при различном расходе соды, необходимой дл  вьщелачивани , показывает, что оптимальный предел находитс  в диапазоне 50-70% к весу огарка и зависит в основном от состава огарка и содержани  в нем молибдена. Например, при уменьшении содержани  молибдена в вьщ1елачиваемом огарке расход соды увеличиваетс . При расходе с&ды выше 70% к весу огарка степень извлечени  молибдена в раствор практически не по вышаетс  веро тно из-за образовани  пленок карбонатов на поверхности исходных материалов. Уменьшение расхода соды меньше 50% к весу огарка приводит к понижению извлечени  молибдена в раствор.An analysis of the results obtained with the different consumption of soda needed for alkalization shows that the optimal limit is in the range of 50-70% by weight of the calcine and depends mainly on the composition of the calcine and the content of molybdenum in it. For example, as the molybdenum content of the desired calcine is reduced, the soda consumption increases. At a flow rate of up to 70% by weight of the calcine, the degree of extraction of molybdenum into the solution is almost not likely due to the formation of carbonate films on the surface of the starting materials. Reducing soda consumption to less than 50% by weight of calcine leads to a decrease in the extraction of molybdenum into the solution.

Параметры и режимы последующей азотно-сернокислотной обработки кека, полученного после содового вьш(елачивани  огарка, также определены экспериментально и подтверждены опытно-п|)омьшшенными испытани ми. Например, при определении предела отношени  жидкого к твердому, равного Оj8 - 2:1, показало , что меньше соотношени  Ж : Т The parameters and modes of the subsequent nitric-sulfuric acid treatment of the cake obtained after soda extraction (calcination, were also determined experimentally and confirmed by experimental tests). For example, when determining the limit of the ratio of liquid to solid, equal to Оj8 - 2: 1, showed that the ratio is W: T

0,8 : 1 извлечение молибдена в кисльш раствор снижаетс  из-за образующегос  высокого солевого фона. При этом процесс затрудн етс  обработкой густых паст. Выше соотношени  Ж ;-Т 2:1 извлечение увеличиваетс  незначительно , причем в этом случае увеличиваетс  расход кислоты на обработку, Режим дозировки кислого раствора к молибденсодержащему раствору, при котором контролируетс  лредсл значений рН 1,2 - 2,5, выбран , исход  из того, что гидроокись железа, образующа с  в первый момент в результате Сравнительные данные испытаний , ме переработки огарков и 0.8: 1, the extraction of molybdenum into acidic solution is reduced due to the high salt background. In this process, it is difficult to process thick pastes. Above the ratio L; -T 2: 1, the extraction increases slightly, and in this case the consumption of acid for processing increases, the dosage regimen of the acidic solution to the molybdenum-containing solution, which controls the pH of 1.2-2.5, is selected based on , that iron hydroxide, which is formed at the first moment as a result of comparative test data, after processing of butt and

дозировки кислого раствора, достаточно полно и с высокой скоростью раствор етс  в образующемс  смешанном растворе. При значении рН больше 2,5 растворение идет медленнее, так как в этом случае близок предел гидролиза железа, а ниже рН 1,2 нейтрализовать нецелесообразно из-за необходимости введени  дополнительной кислоты на нейтрализацию, а также из-за того, что переработка растворов с рН 1,2 на последующих операци х затруднена (например, на сорбции молибдена t5 анионитами). по предлагаемой схепо прототипуthe dosage of the acidic solution is completely and quickly dissolved in the resulting mixed solution. When the pH value is more than 2.5, dissolution goes slower, since in this case the limit of iron hydrolysis is close, and it is impractical to neutralize below pH 1.2 because of the need to introduce additional acid for neutralization, and also because the processing of solutions with A pH of 1.2 in subsequent operations is difficult (for example, in the sorption of molybdenum t5 by anion exchangers). according to the proposed prototype scheme

Claims (1)

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МОЛИБДЕНА из огарков молибденовых продуктов, включающий содовое выщелачивание при нагревании с получением кека и молибденосодержащего раствора, отличающийся тем, что, с целью повышения степени извлечения и снижения расхода реагентов, выщелачивание проводят при расходе соды 50 - 70% к весу огарка в течение 3 6 ч с последующей обработкой кеков азотно-сернокислым раствором при соотношении жидкого к твердому 2 0,8:1, температуре 80 - 95°С и дозировкой полученного кислого раствора к молибденсодержащему раствору, до pH 1,2 - 2,5.METHOD FOR REMOVING MOLYBDENE from cinder of molybdenum products, including soda leaching when heated to obtain cake and a molybdenum-containing solution, characterized in that, in order to increase the degree of extraction and reduce the consumption of reagents, the leaching is carried out at a flow of soda of 50 - 70% by weight of the cinder for 3 6 hours, followed by treating the cakes with a nitric sulfate solution at a liquid to solid ratio of 2 0.8: 1, a temperature of 80 - 95 ° C and a dosage of the resulting acid solution to a molybdenum-containing solution, to a pH of 1.2 - 2.5.
SU813295661A 1981-05-27 1981-05-27 Method of extracting molybdenum SU982362A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813295661A SU982362A1 (en) 1981-05-27 1981-05-27 Method of extracting molybdenum

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813295661A SU982362A1 (en) 1981-05-27 1981-05-27 Method of extracting molybdenum

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU982362A1 true SU982362A1 (en) 1985-08-07

Family

ID=20960865

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU813295661A SU982362A1 (en) 1981-05-27 1981-05-27 Method of extracting molybdenum

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU982362A1 (en)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2475549C1 (en) * 2011-10-26 2013-02-20 Закрытое акционерное общество Научно-производственное предприятие "Промтех" (ЗАО НПП "Промтех") Extraction method of molybdenum trioxide from tailings
RU2529142C1 (en) * 2013-02-20 2014-09-27 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВПО "ЗабГУ") Method for removing molybdenum from man-made mineral formations
RU2536615C1 (en) * 2013-08-19 2014-12-27 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2703757C1 (en) * 2019-04-10 2019-10-22 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Зеликман А.Н. Молибден, М., Металлурги , 1970, с. 50-58. 2. Зеликман А.Н. Молибден, М., Металлурги , 1970, с. 101 - 104. а . - )Г:1-. *

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2475549C1 (en) * 2011-10-26 2013-02-20 Закрытое акционерное общество Научно-производственное предприятие "Промтех" (ЗАО НПП "Промтех") Extraction method of molybdenum trioxide from tailings
RU2529142C1 (en) * 2013-02-20 2014-09-27 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВПО "ЗабГУ") Method for removing molybdenum from man-made mineral formations
RU2536615C1 (en) * 2013-08-19 2014-12-27 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2703757C1 (en) * 2019-04-10 2019-10-22 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4083921A (en) Purifying molybdenum flotation concentrates
CN108911237A (en) The method of sodium vanadium extracting waste water resource utilization
US4305914A (en) Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content
US4379127A (en) Method of recovering molybdenum oxide
SU982362A1 (en) Method of extracting molybdenum
US4789446A (en) Method of processing residues from the hydrometallurgical production of zinc
US4486392A (en) Process for the selective separation of uranium from accompanying metals
US3687828A (en) Recovery of metal values
RU2245936C1 (en) Method for vanadium recovery
CN115679128B (en) Method for efficiently recovering tungsten and ammonia from tungsten-containing dephosphorization precipitated slag
US2199696A (en) Process for the recovery of uranium and vanadium from carnotite ores
US4548792A (en) Method for precipitating vanadium from vanadium bearing liquors and recovering vanadium pentoxide
EP0067619B1 (en) Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit
EP0189831A1 (en) Cobalt recovery method
RU2437946C2 (en) Procedure for processing vanadium containing raw material
CN103288133A (en) Method for preparing arsenic trioxide from black copper sludge
DE2725958A1 (en) ENRICHMENT OF MATERIALS CONTAINING MAGNESIUM
CN113003606A (en) Method for preparing vanadium pentoxide by utilizing multi-component circulation process and sodium vanadate solution
US4192852A (en) Process for precipitating iron as jarosite with a low non-ferrous metal content
CN1003079B (en) Technology for concentration and extraction of vanadium penta oxide from a dilute vanadium-contg. solution
RU2131474C1 (en) Method of lead recovery from lead-containing raw materials
JPS5919973B2 (en) How to recover metals from solution
SU393341A1 (en) METHOD OF PROCESSING OF MANGANESE RAW
SU1304891A1 (en) Method of dressing apatite-nepheline ores
RU2164220C1 (en) Method of treating vanadium-containing sulfate sewage