CN102690942A - 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 - Google Patents
一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102690942A CN102690942A CN2012102002587A CN201210200258A CN102690942A CN 102690942 A CN102690942 A CN 102690942A CN 2012102002587 A CN2012102002587 A CN 2012102002587A CN 201210200258 A CN201210200258 A CN 201210200258A CN 102690942 A CN102690942 A CN 102690942A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- roasting
- acid
- acidleach
- reducing
- leaching
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Pending
Links
Images
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)
Abstract
本发明公开了一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,为了解决现有焙砂中的金在高温过程中被易熔玻璃体包裹,使得后续氰化处理时金浸出率很难提高问题,本发明所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法包括如下步骤:1)将含硫金精矿焙砂用还原剂进行还原焙烧;2)将还原焙烧后的焙砂采用强酸溶液进行酸浸;3)将酸浸后的还原焙砂进行过滤,滤渣用于氰化提金。使用本发明的方法后铁浸出率可达到95%以上,比传统方法高出一倍,比用助溶剂强化浸出方法高出8~10%,金的回收率提高了3~5%;后续氰化提取过程金浸出率在95~98%,相比直接氰化提高15~20%;且提高了酸的利用率,酸浸液也更利于后续处理。
Description
技术领域
本发明涉及一种含硫金精矿的冶炼方法,特别是一种含硫金精矿沸腾焙烧渣还原焙烧后强化酸溶的方法。
背景技术
我国大量存在硫铁矿型和毒砂型金矿,通过浮选作业可将其富集为高硫金精矿,很难直接采用氰化法从中提取金银。沸腾焙烧可以将精矿中的硫氧化生成SO2用于制酸,采用两段沸腾焙烧更是可以深度脱除金精矿中的砷,在我国高硫金精矿冶炼过程中得到广泛使用。但由于经过了高温焙烧过程,焙砂中的金在高温过程中被易熔玻璃体包裹,使得后续氰化处理时金浸出率很难提高,氰化后尾砂中含金仍在10~20g/t,金回收率不足80%,资源浪费严重,需要开发新技术处理。
中国专利CN1304609C中提到用硫酸或盐酸强化酸浸溶解焙砂中的铁,使包裹金充分暴露,在对酸浸渣进行氰化处理,可以大幅提高金回收率。焙砂中铁大量以Fe2O3存在,Fe2O3较难被酸浸出,采用助溶剂乙二胺四乙酸(EDTA)、CuO等能一定程度提高溶解速度和溶解率,但助溶剂昂贵,需要增加很大成本。
发明内容
为了弥补现有技术的不足,满足生产的需要,本发明旨在提供一种含硫金精矿沸腾焙烧渣还原焙烧后强化酸溶的方法,该方法廉价而又高效地将焙烧中的Fe2O3转换为易溶物种,实现铁的高效浸出,进而最终提高金的回收率。
为了实现上述目的,本发明采用的技术方案是:
一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,包括如下步骤:
1)将含硫金精矿焙砂在还原剂作用下进行还原焙烧;
2)将还原焙烧后的焙砂采用强酸溶液进行酸浸;
3)将酸浸后的还原焙砂进行过滤,滤渣用于氰化提金。
根据本发明的实施例,所述的还原剂为质量分数5%~80%的碳质还原剂。所述碳质还原剂优选为煤粉或焦粉,当碳质还原剂为煤粉时,煤粉用量为150~500kg/t焙砂,当碳质还原剂为焦粉时,焦粉用量为100~400kg/t焙砂,
根据本发明的实施例,所述的还原剂为体积分数1%~50%的气基还原剂。所述气基还原剂优选为煤气、氢气或天然气;选择煤气时,煤气浓度为3%~20%;选择氢气时,氢气浓度为1%~5%;选择天然气时,天然气浓度为5%~30%。
根据本发明的实施例,所述强酸溶液为质量分数5~40%的盐酸或硫酸。
进一步地,在本发明的步骤1)中,优选所述还原焙烧的温度为300℃~1050℃,还原焙烧时间为0.5h~5h。更优选为所述还原焙烧温度为500~800℃,还原焙烧时间为0.5h~3h。
在本发明的步骤2)中,所述酸浸采用两段逆流浸出,其中一段酸浸采用二段酸浸液为浸出剂,酸浸温度为30~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5~4小时;一段酸浸结束后过滤,过滤后的滤渣进行二段酸浸,用于二段酸浸还原焙砂的硫酸或盐酸浓度为1~8mol/L,酸浸温度为30~80℃,焙烧与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5h~4h;二段酸浸结束后过滤得到滤液和滤渣,滤渣用于氰化提金,滤液返回一段酸浸。
本发明的更优选的实施条件为,一段酸浸条件为酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为,1∶2~6,浸出时间为1~2小时;二段酸浸条件为硫酸或盐酸浓度2~6mol/L,酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶4~8,浸出时间为2h~4h。
以下对本发明作进一步的描述。
一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,包括如下步骤:
将含硫金精矿焙砂与质量分数为5%~80%的碳质还原剂煤粉或焦粉混合均匀后进入还原焙烧炉中进行还原,或直接采用体积分数为1%~50%的气基还原剂煤气、氢气、天然气等在还原焙烧炉中还原焙砂。
其中还原焙烧温度为300~1050℃,还原焙烧时间为0.5~5小时,焙烧完成后还原焙砂直接用水或者质量分数5~40%的盐酸或硫酸水淬。
在还原剂的还原作用下,焙砂中的Fe2O3被转换为FeO,很容易被硫酸或盐酸浸出。酸浸过程采用两段逆流浸出,一段酸浸采用二段酸浸液为浸出剂,酸浸温度为30~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5~4小时。一段酸浸结束后过滤,滤液用于综合回收铜、铁等有价成分,滤渣进行二段酸浸。用于二段酸浸还原焙砂的硫酸或盐酸浓度为1~8mol/L,酸浸温度为30~80℃,焙烧与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5~4小时。二段酸浸结束后直接过滤得到滤液和滤渣,滤渣直接用于氰化提金,滤液返回一段酸浸。
在上述方法中还原焙烧优选固体还原剂,该固体还原剂优选为煤粉用量为150~500kg/t焙砂或焦粉用量为100~400kg/t焙砂,当然,还原焙烧也可以采用气基还原剂,所述气基还原剂为浓度3%~20%的煤气或浓度1%~5%的氢气或浓度5%~30%的天然气,还原焙烧温度为500~800℃,还原焙烧时间为0.5~3小时。
上述方法中优选一段酸浸条件为酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶2~6,浸出时间为1~2小时;二段酸浸条件为硫酸或盐酸浓度2~6mol/L,酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶4~8,浸出时间为2~4小时。
本发明关键在于使用还原剂在高温下将Fe2O3还原为FeO,不同还原剂作用下的还原反应如下:
Fe2O3+C=2FeO+CO
2Fe2O3+2C=4FeO+CO2
Fe2O3+CO=2FeO+CO2
Fe2O3+H2=2FeO+H2O
3Fe2O3+CH4=6FeO+CO+2H2O
其中Fe2O3和FeO酸浸过程得到的分别是三价铁和二价铁溶液,溶液中的三价铁当pH大于2.5左右时即开始生成沉淀,而二价铁在pH大于5的溶液中也能稳定存在,FeO显然更利于浸出,且可以得到残酸度低的浸出液,这就是还原焙烧强化浸出的原理。
与现有技术相比,本发明的有益效果是:
(1)将焙砂中Fe2O3还原为FeO后再浸出,在同样酸浸温度、酸浸时间和酸浓度条件下,铁浸出率可达到95%以上,比传统方法高出一倍,比用助溶剂强化浸出方法高出8~10%。
(2)焙砂中Fe2O3被还原为FeO,盐酸浸出过程中金不会被Fe3+氧化浸出,提高金回收率3~5%。
(3)浸出后渣率为焙砂的10~15%,金在酸浸渣中富集了7~10倍,且被充分暴露,氰化提取过程金浸出率在95~98%,相比直接氰化提高15~20%。
(4)两段酸浸,既可以确保铁浸出率,又可以获得残酸度很低的一段浸出液,提高了酸的利用率,酸浸液也更利于后续处理。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
取200kg的金精矿焙砂与100kg煤粉混合均匀后于800℃下在回转窑中还原2小时,焙砂冷却后备用。取50kg还原焙砂采用3mol/L硫酸在液固比为4∶1、浸出温度为80℃、浸出时间为2小时条件下浸出,得到铁浸出率为95%。
将上述浸出液继续浸出50kg还原焙砂,液固比为4∶1、浸出温度为80℃、浸出时间为2小时,铁浸出率为63%,浸出液pH为4.4,浸出渣继续用3mol/L硫酸在液固比为4∶1、浸出温度为80℃、浸出时间为2小时条件下进行二段浸出,铁总浸出率为98%。将二段浸出后的浸出渣进行氰化提金,金浸出率为96.4%。
实施例2
取200kg的金精矿焙砂在体积分数15%的煤气气氛中于800℃下在回转窑中还原2小时,焙砂冷却后备用。取50kg还原焙砂用6mol/L盐酸在液固比为4∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2.5小时条件下浸出,得到铁浸出率为96%。
将上述浸出液继续浸出50kg还原焙砂,液固比为4∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2.5小时,铁浸出率为73%,浸出液pH为5.1,浸出渣继续用6mol/L硫酸在液固比为4∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2.5小时条件下进行二段浸出,铁总浸出率为99.2%。将二段浸出后的浸出渣进行氰化提金,金浸出率为97.2%。
上述实施例阐明的内容应当理解为这些实施例仅用于更清楚地说明本发明,而不用于限制本发明的范围,在阅读了本发明之后,本领域技术人员对本发明的各种等价形式的修改均落于本申请所附权利要求所限定的范围。
Claims (10)
1.一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,包括如下步骤:
1)将含硫金精矿焙砂用还原剂进行还原焙烧;
2)将还原焙烧后的焙砂采用强酸溶液进行酸浸;
3)将酸浸后的还原焙砂进行过滤,滤渣用于氰化提金。
2.根据权利要求1所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述的还原剂为质量分数5%~80%的碳质还原剂。
3.根据权利要求2所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述碳质还原剂为煤粉或焦粉,当碳质还原剂为煤粉时,煤粉用量为150~500kg/t焙砂,当碳质还原剂为焦粉时,焦粉用量为100~400kg/t焙砂。
4.根据权利要求1所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述的还原剂为体积分数1%~50%的气基还原剂。
5.根据权利要求3所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述气基还原剂为煤气、氢气或天然气;选择煤气时,煤气浓度为3%~20%;选择氢气时,氢气浓度为1%~5%;选择天然气时,天然气浓度为5%~30%。
6.根据权利要求1所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述强酸溶液为质量分数5~40%的盐酸或硫酸。
7.根据权利要求1所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,在步骤1)中,所述还原焙烧的温度为300℃~1050℃,还原焙烧时间为0.5h~5h。
8.根据权利要求7所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,所述还原焙烧温度为500~800℃,还原焙烧时间为0.5h~3h。
9.根据权利要求1所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,在步骤2)中,所述酸浸采用两段逆流浸出,其中一段酸浸采用二段酸浸液为浸出剂,酸浸温度为30~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5~4小时;一段酸浸结束后过滤,过滤后的滤渣进行二段酸浸,用于二段酸浸还原焙砂的硫酸或盐酸浓度为1~8mol/L,酸浸温度为30~80℃,焙烧与浸出液重量比为1∶1~10,浸出时间为0.5h~4h;二段酸浸结束后过滤得到滤液和滤渣,滤渣用于氰化提金,滤液返回一段酸浸。
10.根据权利要求9所述的含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法,其特征是,一段酸浸条件为酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶2~6,浸出时间为1~2小时;二段酸浸条件为硫酸或盐酸浓度2~6mol/L,酸浸温度为50~80℃,焙砂与浸出液重量比为1∶4~8,浸出时间为2h~4h。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2012102002587A CN102690942A (zh) | 2012-06-18 | 2012-06-18 | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2012102002587A CN102690942A (zh) | 2012-06-18 | 2012-06-18 | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102690942A true CN102690942A (zh) | 2012-09-26 |
Family
ID=46856679
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN2012102002587A Pending CN102690942A (zh) | 2012-06-18 | 2012-06-18 | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN102690942A (zh) |
Cited By (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103014319A (zh) * | 2012-12-05 | 2013-04-03 | 中南大学 | 一种强化含硫砷铁金精矿焙砂提金的方法 |
CN103194598A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-10 | 贵州东华工程股份有限公司 | 采用硫酸浸取还原工艺提高难处理金矿回收率的方法 |
CN103290231A (zh) * | 2013-06-14 | 2013-09-11 | 潼关中金冶炼有限责任公司 | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 |
CN103290232A (zh) * | 2013-06-27 | 2013-09-11 | 成都理工大学 | 一种用铁***提取含金矿石中金的方法 |
CN104032141A (zh) * | 2014-07-04 | 2014-09-10 | 西安建筑科技大学 | 一种从氰化尾渣中回收金、银的方法 |
CN104212974A (zh) * | 2014-09-09 | 2014-12-17 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种含铁金矿氰化尾矿同步回收金和铁以及钴或镍的方法 |
CN105671334A (zh) * | 2016-03-09 | 2016-06-15 | 中南大学 | 一种从焙砂中提取金的方法 |
CN106086435A (zh) * | 2016-07-31 | 2016-11-09 | 贵州宏达环保科技有限公司 | 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 |
CN107760865A (zh) * | 2016-08-17 | 2018-03-06 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种粉煤灰碱浸过程浸出液镓锂离子富集的方法 |
CN110668550A (zh) * | 2019-10-18 | 2020-01-10 | 广西森合高新科技股份有限公司 | 一种金精矿非氰选矿尾液资源化的处理方法 |
Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2780519A (en) * | 1950-12-21 | 1957-02-05 | Kaufman David | Recovery of uranium from ores |
CN1125196A (zh) * | 1995-05-13 | 1996-06-26 | 中国矿业大学 | 用含铁废渣非铁皮法生产氧化铁黄(红) |
WO2001083835A2 (en) * | 2000-04-28 | 2001-11-08 | Mintek | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant |
RU2221885C1 (ru) * | 2002-04-25 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Способ получения сплава золота лигатурного |
CN1614041A (zh) * | 2004-10-11 | 2005-05-11 | 东华大学 | 一种含硫金精矿酸化焙烧渣的强化酸溶方法 |
CN101348859A (zh) * | 2008-08-19 | 2009-01-21 | 昆明理工大学 | 一种从含金硫铁矿中综合回收金铁硫资源的方法 |
CN102051491A (zh) * | 2010-11-19 | 2011-05-11 | 中南大学 | 一种黄铁矿包裹型金矿富集金的方法 |
CN102154544A (zh) * | 2011-03-04 | 2011-08-17 | 东华大学 | 一种硫化物作硫酸化焙烧渣提金助剂的使用方法 |
CN102352445A (zh) * | 2011-09-23 | 2012-02-15 | 来宾华锡冶炼有限公司 | 一种锌浸出渣热酸还原浸出方法 |
-
2012
- 2012-06-18 CN CN2012102002587A patent/CN102690942A/zh active Pending
Patent Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2780519A (en) * | 1950-12-21 | 1957-02-05 | Kaufman David | Recovery of uranium from ores |
CN1125196A (zh) * | 1995-05-13 | 1996-06-26 | 中国矿业大学 | 用含铁废渣非铁皮法生产氧化铁黄(红) |
WO2001083835A2 (en) * | 2000-04-28 | 2001-11-08 | Mintek | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant |
WO2001083835A3 (en) * | 2000-04-28 | 2002-03-07 | Mintek | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant |
RU2221885C1 (ru) * | 2002-04-25 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Способ получения сплава золота лигатурного |
CN1614041A (zh) * | 2004-10-11 | 2005-05-11 | 东华大学 | 一种含硫金精矿酸化焙烧渣的强化酸溶方法 |
CN101348859A (zh) * | 2008-08-19 | 2009-01-21 | 昆明理工大学 | 一种从含金硫铁矿中综合回收金铁硫资源的方法 |
CN102051491A (zh) * | 2010-11-19 | 2011-05-11 | 中南大学 | 一种黄铁矿包裹型金矿富集金的方法 |
CN102154544A (zh) * | 2011-03-04 | 2011-08-17 | 东华大学 | 一种硫化物作硫酸化焙烧渣提金助剂的使用方法 |
CN102352445A (zh) * | 2011-09-23 | 2012-02-15 | 来宾华锡冶炼有限公司 | 一种锌浸出渣热酸还原浸出方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
鲁兆伶: "用酸法从石煤中提取五氧化二钒的试验研究与工业实践", 《湿法冶金》 * |
Cited By (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103014319A (zh) * | 2012-12-05 | 2013-04-03 | 中南大学 | 一种强化含硫砷铁金精矿焙砂提金的方法 |
CN103194598A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-10 | 贵州东华工程股份有限公司 | 采用硫酸浸取还原工艺提高难处理金矿回收率的方法 |
CN103290231A (zh) * | 2013-06-14 | 2013-09-11 | 潼关中金冶炼有限责任公司 | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 |
CN103290232A (zh) * | 2013-06-27 | 2013-09-11 | 成都理工大学 | 一种用铁***提取含金矿石中金的方法 |
CN104032141A (zh) * | 2014-07-04 | 2014-09-10 | 西安建筑科技大学 | 一种从氰化尾渣中回收金、银的方法 |
CN104212974A (zh) * | 2014-09-09 | 2014-12-17 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种含铁金矿氰化尾矿同步回收金和铁以及钴或镍的方法 |
CN105671334A (zh) * | 2016-03-09 | 2016-06-15 | 中南大学 | 一种从焙砂中提取金的方法 |
CN106086435A (zh) * | 2016-07-31 | 2016-11-09 | 贵州宏达环保科技有限公司 | 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 |
CN106086435B (zh) * | 2016-07-31 | 2018-01-30 | 贵州宏达环保科技有限公司 | 一种从含铜窑渣中回收铜、钴、镍、银方法 |
CN107760865A (zh) * | 2016-08-17 | 2018-03-06 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种粉煤灰碱浸过程浸出液镓锂离子富集的方法 |
CN110668550A (zh) * | 2019-10-18 | 2020-01-10 | 广西森合高新科技股份有限公司 | 一种金精矿非氰选矿尾液资源化的处理方法 |
CN110668550B (zh) * | 2019-10-18 | 2022-06-21 | 广西森合高新科技股份有限公司 | 一种金精矿非氰选矿尾液资源化的处理方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102690942A (zh) | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 | |
CN102899435B (zh) | 用竖炉还原-电炉熔分综合利用钒钛磁铁矿的方法 | |
CN105112678B (zh) | 钒铬渣提钒及尾渣还原磁选冶炼铬铁合金的方法 | |
WO2019174103A1 (zh) | 一种红土镍矿硫酸浸出液和硅胶螯合树脂提纯生产硫酸镍钴的方法 | |
CN105018721A (zh) | 一种从钒钛磁铁矿中分离铁、钒、钛的方法 | |
CN104120351B (zh) | 一种利用铜渣还原铁水直接冶炼含铜抗菌不锈钢的方法 | |
CN111534706A (zh) | 一种攀西钛精矿制备富钛料的方法 | |
CN106048251A (zh) | 一种清洁高效处理砷冰铜的工艺方法 | |
WO2012171481A1 (zh) | 全面综合回收和基本无三废、零排放的湿法冶金方法 | |
CN111519026B (zh) | 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法 | |
CN111575502A (zh) | 一种从镍矿中提取镍元素的方法 | |
CN102409171A (zh) | 一种处理硫化含金矿的新工艺 | |
WO2012171480A1 (zh) | 全面综合回收红土镍矿各组分为产品的湿法冶金方法 | |
CN105112677A (zh) | 一种综合回收黄金冶炼渣中有价金属的方法 | |
CN105110300B (zh) | 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法 | |
CN103952566B (zh) | 一种高硫高砷难处理金精矿焙烧渣回收有价金属的方法 | |
CN117926027A (zh) | 一种红土镍矿石的综合利用方法 | |
CN110564961B (zh) | 一种还原浸出水钴矿的方法 | |
CN102409161A (zh) | 一种提高金银浸出率的方法 | |
CN106957955A (zh) | 处理红土镍矿的方法和*** | |
CN108486368B (zh) | 一种软锰矿高压-非氰化浸出含砷碳质金矿的方法 | |
CN108707745B (zh) | 一种高铁锌焙砂还原-氧化焙烧的方法 | |
CN102912124B (zh) | 盐酸浸出氧化镍矿回收镍钴锰铁的方法 | |
CN112111647B (zh) | 一种金矿焙砂或焙烧氰化尾渣预处理浸金的方法 | |
CN101798633B (zh) | 一种焙烧-浸出处理褐铁矿型氧化镍矿的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20120926 |