DE102014209314A1

DE102014209314A1 - Verfahren zur Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen

Info

Publication number: DE102014209314A1
Application number: DE102014209314.7A
Authority: DE
Inventors: Conrad Kunze; Marat Sultanov; Chen Li; Bernd Otto Kunze; Aziz Sultanov
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2014-05-16
Filing date: 2014-05-16
Publication date: 2015-11-19

Abstract

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, durch deren Aufspaltung, durch Herstellung einer wässrigen Suspension des mineralischen Rohstoffs in einer wässrigen Phase, wobei die wässrige Phase mit einem wasserunlöslichen sauren oder basischen Katalysator behandelt wird.

Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Bearbeitung von mineralischen Rohstoffen, durch deren Aufspaltung, durch Herstellung einer wässrigen Suspension des mineralischen Rohstoffs in einer wässrigen Phase. Die vorliegende Erfindung betrifft auch einen mineralischen Wertstoff, der durch die Aufspaltung des mineralischen Rohstoffes nach dem erfindungsgemäßen Verfahren gewonnen wurde. Darüber hinaus betrifft die vorliegende Erfindung auch Gemische aus flüssigen und/oder festen Kohlenwasserstoffen, die durch Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, die kerogenhaltige Gesteine umfassen, gewonnen wurde.
Die Erfindung betrifft die Hydrometallurgie und kann genutzt werden zur Verarbeitung von carbonatischen, silikatischen, phosphatischen und chalkogenidischen Erzmineralen, nichtmetallischen Mineralerzen und anderen mineralischen Materialien, unter anderem Abfälle der Metallurgie, um daraus Schwarz-, Bunt- und Edelmetalle, seltene Erden und seltene Elemente zu gewinnen, Phosphatdünger sowie flüssige, gasförmige und feste Kohlenwasserstoffe aus kerogenhaltigem Gestein herzustellen.
Zur Verarbeitung der mineralischen Rohstoffe wird eine wässrige Phase verwendet, welche mittels fester, wasserunlöslicher Säuren oder Basen, fakultativ unter Einbeziehung zusätzlicher Bearbeitungsschritte, behandelt wird. Die so behandelte wässrige Phase dient zur Bearbeitung der mineralischen Rohstoffe mit oder ohne Anwesenheit von mineralischen Salzen.
Nach Trennung der festen von der flüssigen Phase werden aus der flüssigen Phase mit bekannten Verfahren die einzelnen Komponenten abgetrennt. Aus der festen Phase werden mit behandelter wässriger Phase und/oder Ammoniak die Wertstoffe extrahiert. Aus dem Extrakt werden mit bekannten Verfahren die Einzelkomponenten separiert. Die Abtrennung von Schlamm und Sand aus der festen Phase erfolgt durch Attrierung. Das Wasser wird nach Abtrennung der gelösten Stoffe wieder in den Phasen des Kreislaufprozesses genutzt: Bearbeitung, Extraktion, Attrierung.
Die Erfindung betrifft die Hydrometallurgie und kann genutzt werden zur Verarbeitung von carbonatischen, silikatischen, phosphatischen und chalkogenidischen Erzmineralen, nichtmetallischen Mineralerzen und anderen mineralischen Materialien, unter anderem Abfällen der Metallurgie, um daraus Schwarz-, Bunt- und Edelmetalle, seltene Erden und seltene Elemente abzutrennen, Phosphatdünger sowie flüssige feste Kohlenwasserstoffe aus kerogenhaltigem Gestein herzustellen.
Aus dem Stand der Technik sind eine Vielzahl von Verfahren bekannt, mit denen eine Aufspaltung von mineralischen Rohstoffen möglich ist, um daraus mineralische Wertstoffe zu gewinnen. Im Folgenden sollen die aus dem Stand der Technik bekannten Verfahren aufgegliedert nach den einzelnen Gesteinsarten erläutert werden:
Karbonate
Zahlreiche Lagerstätten mineralischer Gesteine gehören zum Karbonatit-Typ und enthalten Bunt- und Edelmetalle, seltene Erden und seltene Elemente. Zur Gewinnung dieser Wertstoffe mit herkömmlichen Verfahren erfolgt eine Bearbeitung mit Säuren und teilweise eine zusätzliche thermische Bearbeitung.
Ein bekanntes Verfahren ist im Patent RU96118884 А С22В11/00, C22B3/06, E21B43/28 vom 30.09.1996 „Verfahren zur in situ-Laugung von Edelmetallen“ beschrieben. Mit diesem Verfahren wird der mineralische Rohstoff im ersten Schritt mit einem flüssig/gasförmigem Gemisch bearbeitet, welches Schwefeldioxid und Sauerstoff enthält.
Danach wird der Rohstoff mit einer wässrigen Chlorlösung bearbeitet. Anschließend erfolgt die Bearbeitung mit einem Gemisch von Salzsäure und Chlorsäure.
Der Mangel des dargestellten Verfahrens ist die Verwendung der äußerst aggressiven und toxischen Gase Schwefeldioxid und Chlor.
Für die Verarbeitungsprozesse sind hermetisch abgedichtete Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl erforderlich. Bei der in situ-Bearbeitung des Rohstoffes können aus den eingesetzten organischen Stoffen hoch toxische Verbindungen wie Phosgen und Dioxine entstehen, welche zu schwerwiegenden ökologischen Problemen führen können.
Ein bekanntes Verfahren ist beschrieben im Patent RU 2299254 C1 C22B34/22, C22B3/08 vom 21.11.2005 „Verfahren zur Auslaugung von Vanadium aus hoch kalkhaltigen Schlämmen“.
Mittels dieses Verfahrens wird der mineralische Rohstoff mit Schwefelsäure, in einer Menge von 30–50% des Rohstoffes verarbeitet und anschließend bei einer Temperatur von 700–950 ºC erneut mit Schwefelsäure bearbeitet.
Der unlösliche Rückstand wird abgetrennt und aus der Lösung das Vanadium gewonnen.
Die Mängel des dargestellten Verfahrens sind der hohe Verbrauch von Schwefelsäure und Energie und die Entstehung von schwefelsauren Gasen, welche die Atmosphäre verunreinigen.
Phosphorite
Für die Gewinnung von Mineraldünger aus Phosphat enthaltenden mineralischen Rohstoffen wird Schwefelsäure oder Salpetersäure verwendet. Als vorbereitender Schritt ist teilweise eine Kalzinierung erforderlich.
Ein bekanntes Verfahren ist beschrieben im Patent RU 2214381 C1 C05B11/02, C05B11/04 vom 04.07.2002 „ Verfahren zur Verarbeitung phosphatischer Rohstoffe durch Säureaufschluss“.
Entsprechend dieses Verfahrens werden Apatite oder andere Phosphorite in einem ersten Schritt mit oberflächenaktiven Stoffen behandelt und mit einer gegensätzlichen Ladung im Verhältnis der Oberflächenladung der Phosphate versehen.
Die Menge der oberflächenaktiven Stoffe muss die Obenflächen-Ladung der Phosphate neutralisieren. Danach werden die Phosphorite mit Säuren bearbeitet um löslichen Phosphatdünger zu gewinnen. Der unlösliche Rückstand wird abfiltriert. Die Lösung wird eingedampft und das Produkt granuliert.
Mängel dieses Verfahrens sind der hohe Verbrauch von Säuren, welche die Nutzung hochwertiger Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl erfordern, die hohen Temperaturen bei der Säurebearbeitung und die damit verbundenen ökologischen Probleme: Rückstände von Säure und oberflächenaktiven Stoffen im unlöslichen Rückstand, der deponiert werden muss, Rückstände toxischer Schwermetalle im Dünger, welche sich im Boden bzw. im Grundwasser anreichern.
Ein bekanntes Verfahren ist beschrieben im Patent RU 2389712 C2 C05B11/00 vom 12.02.2008 „ Verfahren zur Säureverarbeitung phosphatarmer Phosphorite“. Im dargestellten Verfahren wird der mineralische Rohstoff bei 750–1000 ºC kalziniert, danach auf eine Korngröße von 3–5mm gemahlen, mit Säuren verarbeitet, bei 50–60 ºC filtriert, eingedampft und granuliert.
Mängel dieses Verfahrens sind der hohe Säureverbrauch und dessen Einfluss auf die ökonomischen Parameter des Prozesses, die erforderliche hohe Temperatur bei der Kalzinierung und die ökologischen Probleme: Restgehalt von Säuren im unlöslichen Rückstand und Verunreinigung des Düngers mit Schwermetallen.
Aluminosilikate
Bei der Verarbeitung von Kaolin wird Schwefelsäure, Salpetersäure und Salzsäure verwendet. Das Kaolin wird gemahlen und mit Lösungen der Säuren bei Temperaturen von 150–350 ºC verarbeitet. Bei Verwendung von Salzsäure und Salpetersäure sind hohe Drücke erforderlich. Es entstehen die entsprechenden Salze der Metalle, die Bestandteil des Kaolins sind, Siliziumdioxid und Kieselsäure. Die wasserlöslichen Salze werden vom unlöslichen Rückstand getrennt, die Lösung wird gereinigt. Zur Gewinnung von Aluminiumhydroxid wird die Lösung der Aluminiumsalze hydrolisiert, das Wasser abgetrennt, das Hydrolysat gewaschen und kalziniert. Die ökonomischen Parameter des Prozesses hängen im konkreten Fall von der Auswahl der verwendeten Säuren ab.
Im Patent RU 2355639 vom 20.05.2009 C01 F7/74 „ Verfahren zur Gewinnung von Aluminiumsulfat “ wird Kaolin mit einem Gehalt von 20–27% Aluminiumoxid befeuchtet und mit 95%iger Schwefelsäure bei einer Temperatur von 320–350°С drei Stunden thermisch bearbeitet. Unter Zugabe der dreifachen оMenge Wasser wird bei einer Temperatur von 80–90 С das Aluminiumsulfat extrahiert. Die erhaltene Pulpe wird filtriert und das Filtrat auf eine Dichte von 1,45 g/см³ eingedampft.
Mängel des dargestellten Verfahrens sind der hohe Säureverbrauch und dessen Einfluss auf die ökonomischen Parameter des Prozesses, der hohe energetische Aufwand, die hohen Anforderungen an die verwendeten Materialien der Ausrüstungen durch die Aggressivität der eingesetzten Säuren.
Durch Verwendung der konzentrierten Schwefelsäure bei hohen Temperaturen können nur hochlegierter Stahl und säurefeste Keramik verwendet werden. Ein weiteres Problem ist die Abtrennung wasserlöslicher Schwermetallsalze aus der Lösung des Aluminiumsalzes. Aus diesen Gründe hat dieses Verfahren zur Verarbeitung von Kaolin keine Anwendung in der Praxis gefunden.
Im Patent CN 101987734 vom 23.03.2001, B09B3/00, C01F7/02 “Method for extracting alumina from coal gasification flu ash at low temperature” wird Flugasche aus der Kohleverbrennung bei erhöhter Temperatur mit Schwefelsäure verarbeitet. Nachfolgend wird der Schlamm von der Lösung durch Filtration abgetrennt. Das entstehende Aluminiumsulfat wird hydrolisiert und Aluminiumhydroxid gewonnen, welches kalziniert wird.
Mängel des dargestellten Verfahrens sind der hohe Säureverbrauch, der hohe Energieaufwand, die korrosiven Bedingungen bei der Extraktion des Aluminiums aus dem Salz, so wie die Probleme bei der Abtrennung der Verunreinigungen aus der Aluminiumsalzlösung.
Polymetallische Erze und Verarbeitungs-Rückstände der Buntmetallurgie
Bei der Verarbeitung polymetallischer Erze und Rückstände der Buntmetallurgie durch hydrometallurgische Verfahren werden Schwefel-, Salz-, Salpeter- und Flusssäuren verwendet. Zur Durchführung des Prozesses sind Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl erforderlich.
Im Patent RU 2441930 C1 C22B19/00, C22B3/04 vom 10.09.2010 „Verfahren zur Verarbeitung armer oxidischer Erze und Konzentrate zur Laugung von Zink, Mangan, Eisen, Zinn, Silber, Kalzium und Siliziumdioxid“ wird der Rohstoff gemahlen und in mehreren Stadien ausgelaugt. Im ersten und zweiten Stadium wird der Rohstoff mit Schwefelsäure behandelt, im dritten Stadium wird Ammoniumkarbonat verwendet, im vierten Stadium erfolgt eine Laugung mit Salpetersäure, im fünften Stadium erfolgt die Behandlung mit Schwefelsäure bei 750–1000 С°, im sechsten Stadium wird eine Laugung mit Ammoniak und Flusssäure durchgeführt.
Mängel des dargestellten Verfahrens sind der hohe Säureverbrauch und dessen Einfluss auf die ökonomischen Parameter des Prozesses, der hohe Energieaufwand, die Notwendigkeit der Nutzung von Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl, die ökologischen Probleme aus der Nutzung von Mineralsäuren und die Kalzinierung bei hohen Temperaturen.
Im Patent RU 2423535 C1 C22B7/04, C22B19/00, C22B41/00, C22B3/10 vom 27.04.2010 „ Verfahren zur hydrometallurgischen Verarbeitung mineralischer Rohstoffe“ werden Schlacken, welche Eisen, Zink, Kupfer, Silizium und Germanium enthalten, mit 6–30%iger Salzsäure verarbeitet, wobei der Gesamtverbrauch an Säure 30% der Menge des mineralischen Rohstoffes beträgt. Nach Abtrennung der flüssigen Phase erfolgt eine Verdünnung mit Wasser (8–20 mal) und Abtrennung von Eisen, Zink und Kupfer mit bekannten Verfahren. Im Rückstand verbleiben Silizium und Germanium.
Mängel des dargestellten Verfahrens sind der hohe Säureverbrauch und dessen Einfluss auf die ökonomischen Parameter des Prozesses, die Notwendigkeit der Nutzung von Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl und die ökologischen Probleme durch Verunreinigung der Atmosphäre, des Wassers und toxischer fester Abfälle.
Kerogenhaltige Sedimentgesteine
Aus kerogenhaltigen Sedimentgesteinen, z.B. Ölsanden und Ölschiefer werden Schieferöl, Gas, Schwerstöl und andere Kohlenwasserstoffe mittels Pyrolyse, Extraktion, Säureaufschluss, Emulgierung mit Tensiden gewonnen.
Im Patent RU 2470148 , С2 E21B43/20 «Verfahren zur Gewinnung von Schwerstöl» wird vorgeschlagen, zur Gewinnung von Öl aus Schiefer Dampf, Wasser und Chemikalien zu verwenden, um die Mineralstruktur zu zerstören und das Öl mit organischen Lösungsmitteln herauszulösen. Mit dem Verfahren können nur 10–20% der organischen Stoffe extrahiert werden.
Mängel des dargestellten Verfahrens sind der geringe Extraktionsgrad und die ökologischen Probleme durch Verunreinigung der Umwelt durch Chemikalien und Ölrückstände.
Wie sich aus der obigen Darstellung des Standes der Technik ergibt, bestehen die Nachteile der aus dem Stand der Technik bekannten Verfahren zur Aufspaltung von mineralischen Rohstoffen vor allem darin, dass große Mengen aggressiver Chemikalien, insbesondere in Form von Mineralsäuren, eingesetzt werden müssen und/oder ein hoher Energieaufwand notwendig ist. Neben den damit verbundenen hohen Kosten ist dies vor allen Dingen unter Umweltgesichtspunkten nachteilig, da ein hoher Ressourcenverbrauch kaum zu vermeiden ist und Umweltschäden auftreten.
Der vorliegenden Erfindung lag daher die Aufgabe zu Grunde, ein Verfahren zur Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, durch deren Aufspaltung, bereitzustellen, bei dem keine anorganischen Säuren verbraucht werden und bei dem es nicht erforderlich ist, hohe Temperaturen und/oder hohe Drücke anzuwenden, wobei ein möglichst hoher Anteil der in den mineralischen Rohstoffen enthaltenen Wertstoffe freigesetzt werden soll, und möglichst keine Umweltbelastung eintreten soll.
Diese Aufgabe wird erfindungsgemäß gelöst durch ein Verfahren zur Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, durch deren Aufspaltung, durch Herstellung einer wässrigen Suspension des mineralischen Rohstoffs in einer wässrigen Phase, wobei die wässrige Phase mit einem wasserunlöslichen sauren oder basischen Katalysator behandelt wird.
Das dargestellte Ziel wird dadurch erreicht, dass der mineralische Rohstoff gemahlen wird, vorbehandeltes Wasser mit festen Säuren oder Basen bearbeitet wird, mittels des äußeren Photoeffektes mit Elektronen angereichert wird und der Rohstoff mit dem aktivierten Wasser behandelt wird. Die Verarbeitung des Rohstoffes erfolgt mit oder ohne Anwesenheit von Eisenchlorid, Eisennitrat, Ammonium- oder Alkalisulfat. Nach der Verarbeitung wird die feste von der flüssigen Phase getrennt. Aus der flüssigen Phase werden mit bekannten Verfahren die gelösten Stoffe abgetrennt und aus der festen Phase die Wertstoffe mit Ammoniak extrahiert. Die extrahierten Wertstoffe werden mit bekannten Verfahren und/oder Verwendung von Attritoren von Sand und Schlamm getrennt.
Ein typischer Verfahrensablauf wird im Folgenden beispielhaft skizziert:
Zur Darstellung des Verfahrens wurden folgende Schritte durchgeführt:

1. Der mineralische Rohstoff wurde mit einer Trommelmühle bis auf 50 μm gemahlen.
2. Das verwendete Wasser wurde mittels Kationen/Anionenaustauschern auf eine Härte von 2 mval/l eingestellt.
3. Das enthärtete Wasser wurde durch einen Behälter mit fester unlöslicher Säure oder mit unlöslicher Base mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet.
4. Das bearbeitete Wasser wurde durch einen Photoreaktor aus Quarzglas geleitet, der mit Photoelementen bestückt war. Als Photoelement wurde aktiviertes Raney-Nickel verwendet. Im Photoreaktor wurde Sonnenlicht fokussiert auf 1600 W/cm². Die Fläche des Fokus betrug 2,5 cm². Alternativ wurde der Photoreaktor mit UV-Lampen bestrahlt mit einer Stärke des Lichtflusses von 6,2 W/cm². Die Bestrahlung wurde mit oder ohne Lichtfilter durchgeführt, um die Fähigkeit der Antistox-Luminiszens des Lichtes zu nutzen. Die lineare Geschwindigkeit des Durchflusses der Flüssigkeit durch den Photoreaktor betrug 0,7 m/s. Die Temperatur der Flüssigkeit erhöhte sich bei Durchfluss durch den Photoreaktor um 10° C.
5. Das aktivierte Wasser wurde in einen Rührbehälter geleitet, der den mineralischen Rohstoff und notwendige Reagenzien enthielt. Die Bearbeitungsdauer betrug 30min.
6. Die erhaltene Suspension wurde in einer Rahmen-Filterpresse behandelt.
7. Die flüssige Phase wurde mit bekannten Verfahren behandelt um die gelösten Stoffe abzutrennen.
8. Die feste Phase wurde in einem Attritor bei Anwesenheit von nicht-ionogenen oberflächenaktiven Substanzen 30min bearbeitet um Schlamm- und Sandfraktionen abzutrennen und/oder mittels Ammoniak die Wertstoffkomponenten zu extrahieren. Das Verhältnis fester zu flüssiger Phase betrug 1:4 bei einer Ammoniakkonzentration von 10%. Nach Trennung der festen von der flüssigen Phase wurden die gelösten Stoffe mit bekannten Verfahren aus der flüssigen Phase gewonnen.
9. Die aus der Lösung gewonnenen Stoffe, Schlamm- und Sandfraktionen wurden getrocknet, verwogen und analysiert, um den Anteil der einzelnen Element zu bestimmen.

Als mineralischer Rohstoff zur Darstellung des Verfahrens zur Verarbeitung von Karbonaten wurde karbonatitisches Erz des karlitischen Typs des Vorkommens Karatagat (Usbekistan) mit folgender Zusammensetzung verwendet: 13% SiO₂, Kalzium- und Magnesiumkarbonat und Verunreinigungen.
Ohne an einer bestimmte Theorie gebunden zu sein, gehen die Erfinder davon aus, dass die physikalische/chemische Grundlage für die Desintegration der Kristallstruktur/Mineralstruktur des eingesetzten mineralischen Rohstoffes durch Anwendung des erfindungsgemäßen Verfahrens wie folgt beschrieben werden kann:
Durch Bestrahlung eines Nickel-Raney-Katalysators mit Licht wird der äussere Photoeffekt genutzt. Die Durchführung dieses Prozesses erfolgt im Wasser. Durch den Photoeffekt lösen sich aus dem Metall Elektronen. Die Menge der freigesetzten Elektronen ist grösser als bei Durchführung des Prozesses im Vakuum oder an der Luft. Das hängt damit zusammen, dass die aus dem Metall gelösten Elektronen sofort solvatisieren (hydratieren), im Vakuum oder an der Luft wird ein Teil der Elektronen in das Metall zurückgeleitet und ist damit für die Folgeprozesse verloren. Durch Hydratation erlangen die Elektronen eine hohe chemische Reaktionsfähigkeit.
Diese Reaktionsfähigkeit bleibt über einen Zeitraum von 30min erhalten.
Neu im vorgeschlagenen Verfahren ist die Durchführung der Prozesse in Wasser, welches mit Hilfe fester wasserunlöslicher Säuren und Laugen aktiviert wurde.
Feste saure Katalysatoren wie die Lewis-Säuren weisen eine hohe Azidität auf und reichern das Wasser mit Protonen an, die im Wasser als Hydroxonium (protonierte Wassermoleküle Н₃О⁺) auftreten.
Feste Basen sind in der Lage, das Wasser mit Hydroxylgruppen (ОН^–) anzureichern. Die Aktivität der Hydroxonium-Ionen und Hydroxylgruppen ist zeitlich nur begrenzt durch die Anwesenheit von Stoffen, mit denen sie reagieren können.
Bei Durchführung der dem Verfahren zugrunde liegenden Prozesse erfolgt folgende summarische Reaktion: МеО +2Н₃О⁺ + е = Ме(ОН)₂ + Н₂О +– Q
Anfangs reagieren die Elektronen mit dem Metalloxid und überführen es in einen reaktionsfähigen Zustand. Die Geschwindigkeits-Konstante in diesem Stadium ist sehr hoch und beträgt 10⁸–10¹⁰. Nach diesem Stadium erfolgt die Reaktion mit dem Hydroxonium.
Unter den gewählten Bedingungen erfolgte dies unter Bildung von Basen.
Die gebildeten Metallhydroxide sind wasserunlöslich. Deshalb wurde Ammoniak verwendet, um sie zu lösen. Ammoniak reagiert sehr gut mit Metallhydroxiden unter Bildung verschiedener Komplexverbindungen, die wasserlöslich sind.
Bei Verwendung von Anioniten (Anionenaustauscherharzen) in Form fester Basen zur Aktivierung des Wassers verläuft folgender summarischer Prozess: Ме(ОН)₂ + ОН^– + е = [Me(OH)₃]^– +– Q
In diesem Prozess entstehen Säuren bzw im vorgeschlagenen Verfahren eine saure Umgebung, in der leicht mit dem Ammoniak wasserlösliche Verbindungen entstehen. Der Prozess wurde deshalb gewählt, da sich die Mehrzahl der Minerale in verschiedenen polymorphen Zuständen befinden können, die ihre chemischen Eigenschaften bestimmen.
Für die Verarbeitung der Phosphorite und die Gewinnung seltener Erden und Edelmetalle wurden Austauschreaktionen genutzt. Unter den im Verfahren beschriebenen Bedingungen erfolgten die Austauschreaktionen unter Bildung neuer wasserlöslicher und wasserunlöslicher Verbindungen.
Im Fall der Phosphorite waren das wasserunlöslicher Gips und lösliches Amophos oder Natrium- bzw. Kaliumphosphate.
Bei den seltenen Erden und Edelmetallen waren es wasserlösliche Nitrate, Chloride und Sulphate und wasserunlösliches Eisenhydroxid.
Dass die Aufspaltung des Kristallgefüges/Mineralgefüges durch diese Kombination von Maßnahmen gemäß dem erfindungsgemäßen Verfahren gelingt, ist für den Fachmann völlig überraschend.
Das erfindungsgemäße Verfahren soll im Folgenden anhand von Beispielen noch näher erläutert werden:
Beispiel 1:
Der mineralische Rohstoff wurde mit einer Kugelmühle vermahlen. Von der Fraktion < 50μ wurde eine Menge von 100g verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100ige Schwefelsäure geleitet.
Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g. Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen abfiltriert. In einem Attritor wurde die feste Phase von Schlamm und Sand gereinigt und anschliessend bei 130ºC getrocknet und gewogen. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 2:
Entspricht Beispiel 1, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 3:
Entspricht Beispiel 1, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 4:
Entspricht Beispiel 3, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 5:
Entspricht Beispiel 1, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 6:
Entspricht Beispiel 5, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 7:
Entspricht Beispiel 1, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Beispiel 8:
Entspricht Beispiel 7, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 1 dargestellt.
Um die Verarbeitung von Phosphat als mineralischer Rohstoff darzustellen, wurden Phosphorite der Lagerstätten Hassa und Abayad (Jordanien) und Mabian (Provinz Sichuan, China) mit einem Gehalt von 20% bzw. 33% P2O5 verwendet.
Beispiel 9:
Das jordanische Phosphorit wurde mit einer Kugelmühle vermahlen und 100g der Fraktion < 50μ verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100ige Schwefelsäure geleitet. Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g.
Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff und 36,9g Ammoniumsulfat zur Bildung von Ca[(NH₄)₂PO₄]₂ vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen abfiltriert. Die feste Phase wurde mit Wasser gereinigt. Die flüssige Phase wurde zusammen mit dem Reinigungswasser eingedampft. Die feste Phase wurde bei 130ºC getrocknet. Die erhaltenen Produkte Amophos und der Phophogips wurden mit Standardverfahren analysiert.
Die Ergebnisse der Analyse wurden in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 10:
Entspricht Beispiel 9, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 11:
Entspricht Beispiel 9, aber an Stelle des jordanischen Phosphorites wurde chinesisches Phosphorit verwendet. Die verwendete Menge Ammoniumsulfat betrug 60,9g.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 12:
Entspricht Beispiel 11, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 13:
Entspricht Beispiel 9, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 14:
Entspricht Beispiel 13, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 15:
Entspricht Beispiel 13, aber an Stelle des jordanischen Phosphorites wurde chinesisches Phosphorit verwendet. Die verwendete Menge Ammoniumsulfat betrug 60,9g.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt
Beispiel 16:
Entspricht Beispiel 15, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 17:
Entspricht Beispiel 9, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 18:
Entspricht Beispiel 17, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 19:
Entspricht Beispiel 17, aber an Stelle des jordanischen Phosphorites wurde chinesisches Phosphorit verwendet. Die verwendete Menge Ammoniumsulfat betrug 60,9g.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 20:
Entspricht Beispiel 19, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 21:
Entspricht Beispiel 9, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 22:
Entspricht Beispiel 21, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 23:
Entspricht Beispiel 9, aber an Stelle des jordanischen Phosphorites wurde chinesisches Phosphorit verwendet. Die verwendete Menge Ammoniumsulfat betrug 60,9g.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 24:
Entspricht Beispiel 23, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 2 dargestellt.
Beispiel 25:
Entspricht den Beispielen 11, 13, 15, 17, 19, 21, 23, aber die Behandlung der Phosphorite mit aktiviertem Wasser in einem Zeitraum von 30min erfolgte unter Zugabe von 1,2g Eisennitrat. Die flüssige Phase wurde abgetrennt, die darin enthaltenen löslichen Stoffe separiert und analysiert. Die feste Phase wurde bearbeitet wie in den anderen Beispielen beschrieben.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 3 dargestellt.
Beispiel 26:
Entspricht den Beispielen 9, 10, 13, 14, 17, 18, 21, 22, aber an Stelle von Ammoniumsulfat wurde Natriumsulfat in einer Menge von 68,7g verwendet Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 4 dargestellt.
Beispiel 27:
Entspricht den Beispielen 11, 12, 15, 16, 19, 20, 23, 24, aber an Stelle von Ammoniumsulfat wurde Natriumsulfat in einer Menge von 103g verwendet Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 4 dargestellt.
Beispiel 28:
Entspricht den Beispielen 9, 10, 13, 14, 17, 18, 21, 22, aber an Stelle von Ammoniumsulfat wurde Kaliumsulfat in einer Menge von 84,2g verwendet Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 5 dargestellt.
Beispiel 29:
Entspricht den Beispielen 11, 12, 15, 16, 19, 20, 23, 24, aber an Stelle von Ammoniumsulfat wurde Kaliumsulfat in einer Menge von 126g verwendet Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 5 dargestellt.
Um die Verarbeitung von Aluminosilikaten als mineralischer Rohstoff darzustellen, wurde sekundäres, farbiges Kaolin der Lagerstätte Angren (Usbekistan) und Flugasche aus der Verbrennung von Braunkohle der Lagerstätte Angren (Usbekistan) mit einem Gehalt von 23,0% bzw. 15,0% Aluminiumoxid verwendet.
Beispiel 30:
Das Kaolin wurde mit einer Kugelmühle vermahlen. Von der Fraktion < 50μ wurde eine Menge von 100g verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure geleitet.
Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g.
Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen abfiltriert.Die feste Phase wurde mit Wasser gespült. Dem Spülwasser und der flüssigen Phase wurde Natronlauge zugegeben bis zur Bildung einer weißen Suspension. Nach einer Standzeit von 16 Stunden wurde die Suspension in eine flüssige und eine feste Phase getrennt. Die feste Phase wurde bei 130ºC getrocknet und mit Standardmethoden analysiert.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 31:
Entspricht Beispiel 26, aber an Stelle von Kaolin wurde Braunkohlenflugasche verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 32:
Entspricht Beispiel 26, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 33:
Entspricht Beispiel 28, aber an Stelle von Kaolin wurde Braunkohlenflugasche verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 34:
Entspricht Beispiel 30, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 35:
Entspricht Beispiel 34, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 36:
Entspricht Beispiel 30, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt.
Beispiel 37:
Entspricht Beispiel 36, aber an Stelle von Kaolin wurde Braunkohlenflugasche verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 6 dargestellt. Um die Verarbeitung eines mineralischen Rohstoffes, der Bunt- und Edelmetalle enthält, darzustellen wurden Kupferschiefer und Schlacken (Verhüttungsrückstände) der Kupferschieferverarbeitung des Mansfelders Kupferschieferbergbaus (Deutschland) mit einem Gehalt von 0,2% Ag, 4,2% Cu, 12,7% Zn, 1,2% REE bzw. 1,7% Ag, 2% Cu, 1,6% Zn, 1,3% REE verwendet.
Beispiel 38:
Das Erz wurde in einer Kugelmühle vermahlen. Von der Fraktion < 50μ wurde eine Menge von 100g verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100ige Schwefelsäure geleitet.
Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g. Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen abfiltriert. Aus der Lösung wurden mit bekannten Verfahren die gelösten Stoffe abgetrennt. Aus der festen Phase wurden die Buntmetalle mit Hilfe von Ammoniak abgetrennt. Die Extraktion wurde bei einem Verhältnis von 1:4 von fester zu flüssiger Phase durchgeführt. Die Konzentration des Ammoniaks betrug 10%, Extraktionszeit 30min. Nach der Extraktion wurde die feste von der flüssigen Phase abfiltriert. Die feste Phase wurde mit Wasser gespült. Das Spülwasser wurde dem Extrakt zugegeben. Aus dem Extrakt wurden mit bekannten Methoden die Schwermetalle gewonnen. Die feste Phase wurde im Attritor vom Schlamm gereinigt, der Rückstand abgetrennt, bei 130ºC getrocknet und verwogen. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 39:
Entspricht Beispiel 38, die Verarbeitung des Erzes erfolgte unter Zugabe von 0,9g Eisennitrat.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 40:
Entspricht Beispiel 39, aber vor der Extraktion mit Ammoniak wurde die feste Phase zusätzlich mit aktiviertem Wasser unter Zugabe von Eisennitrat bearbeitet. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 41:
Entspricht Beispiel 39, aber vor der Extraktion mit Ammoniak wurde die feste Phase zusätzlich drei mal mit aktiviertem Wasser unter Zugabe von Eisennitrat bearbeitet. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 42:
Entspricht Beispiel 38, aber an Stelle von Erz (Kupferschiefer) wurde Schlacke (Verhuttungsrückstand) verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 43:
Entspricht Beispiel 39, aber an Stelle von Erz wurde Schlacke verwendet. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 44:
Entspricht Beispiel 40, aber an Stelle von Erz wurde Schlacke verwendet. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 45:
Entspricht Beispiel 41, aber an Stelle von Erz wurde Schlacke verwendet. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 46:
Entspricht den Beispielen 38–45, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 47:
Entspricht den Beispielen 38–45, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 48:
Entspricht den Beispielen 38–45, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 7 dargestellt.
Beispiel 49:
Entspricht den Beispielen 38–48, aber vor der Strahlungsquelle wurde ein Lichtfilter installiert. Dadurch erhöhte sich die Strahlungsleistung von 6,2W/cm2 auf 10W/cm2
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 8 dargestellt.
Beispiel 50:
Entspricht Beispiel 40, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Polystyrol-Anionit mit pKb 8 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt.
Beispiel 51:
Entspricht Beispiel 40, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Polyacryl-Anionit mit pKb 9 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt.
Beispiel 52:
Entspricht Beispiel 40, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Anionit auf Basis von Silikagel und KOH mit pKb 14 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt.
Beispiel 53:
Entspricht Beispiel 44, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Polystyrol-Anionit mit pKb 8 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt.
Beispiel 54:
Entspricht Beispiel 44, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Polyacryl-Anionit mit pKb 9 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt.
Beispiel 55:
Entspricht Beispiel 44, aber vor der Ammoniak-Extraktion wurde die feste Phase mit aktiviertem Wasser bearbeitet, welches durch Anionit auf Basis von Silikagel und KOH mit pKb 14 geleitet wurde sowie anschliessend durch den Photoreaktor.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 9 dargestellt. Um die Verarbeitung eines mineralischen Rohstoffes, der seltene Erden (REE) enthält, darzustellen, wurde AKT-10, ein Abfallprodukt der Produktion von Kaolin aus primären Kaolinerz des Vorkommens Angren (Usbekistan) verwendet. Der Gesamtgehalt der seltenen Erden betrug 1,3%.
Beispiel 56:
Der mineralische Rohstoff wurde mit einer Kugelmühle vermahlen. Von der Fraktion < 50μ wurde eine Menge von 100g verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100ige Schwefelsäure geleitet.
Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g. Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff und 3g Calciumchlorid vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen abfiltriert. Die feste Phase wurde in einem Attritor vom Schlamm gereinigt, der Rückstand wurde abgetrennt, getrocknet und gewogen. Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 57:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Calciumnitrat verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 58:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Ammoniumnitrat verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 59:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Ammoniumsulfat verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 60:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Natriumsulfat verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 61:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Eisennitrat verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 62:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle von Calciumchlorid wurden 3g Eisenchlorid verwendet.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 63:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 64:
Entspricht Beispiel 57, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 65:
Entspricht Beispiel 58, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 66:
Entspricht Beispiel 59, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 67:
Entspricht Beispiel 60, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 68:
Entspricht Beispiel 61, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 69:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 70:
Entspricht Beispiel 57, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 71:
Entspricht Beispiel 58 aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 72:
Entspricht Beispiel 59, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 73:
Entspricht Beispiel 60, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 74:
Entspricht Beispiel 61, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 75:
Entspricht Beispiel 56, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 76:
Entspricht Beispiel 57, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 77:
Entspricht Beispiel 58, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 78:
Entspricht Beispiel 59, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 79:
Entspricht Beispiel 60, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt.
Beispiel 80:
Entspricht Beispiel 61, aber an Stelle des sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 10 dargestellt. Um die Verarbeitung eines kerogenhaltigen Sedimentgesteins darzustellen, wurde Kupferschiefer des Vorkommens Mansfeld, Deutschland verwendet. Der Gesamtgehalt des Kerogens betrug 15%.
Beispiel 81
Der mineralische Rohstoff wurde mit einer Kugelmühle vermahlen. Von der Fraktion < 50μ wurde eine Menge von 100g verwendet. Leitungswasser wurde durch einen Ionenaustauscher mit Kationenharz KU-2 mit einer Geschwindigkeit von 0,7 m/s geleitet und anschließend durch ein Gefäss mit dem sauren Katalysator H-Kaolinit mit einer äquivalenten Azidität von 70%, bezogen auf 100ige Schwefelsäure geleitet.
Die Menge des wasserunlöslichen, festen, sauren Katalysators betrug 400g.
Anschließend wurde das Wasser durch einen Photoreaktor geleitet, wo die Bestrahlung mit Licht erfolgte. Das vorbehandelte aktivierte Wasser wurde in einem Rührbehälter 30min mit dem gemahlenen mineralischen Rohstoff vermischt. Nach der Bearbeitung wurde die feste Phase von der flüssigen, in der die organischen Produkte enthalten waren, mittels Dekantation getrennt. Die organischen Produkte wurden aus der flussigen Phase mittels eines оScheidetrichters separiert. Die organischen Stoffe wurden bei 50 С 8 Stunden getrocknet und verwogen.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt.
Beispiel 82
Entspricht Beispiel 81, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt
Beispiel 83
Entspricht Beispiel 81, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der saure Katalysator Al₂O₃-B₂O₃ verwendet, dessen äquivalente Azidität der von 90%iger Schwefelsäure entspricht.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt.
Beispiel 84
Entspricht Beispiel 83, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt
Beispiel 85
Entspricht Beispiel 81, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-SO₃ verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 1.300, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt.
Beispiel 86
Entspricht Beispiel 85, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt
Beispiel 87
Entspricht Beispiel 81, aber an Stelle sauren Katalysators H-Kaolinit wurde der Säurekatalysator TiO₂-Sn verwendet, mit einer äquivalenten Azidität von 10.000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt.
Beispiel 88
Entspricht Beispiel 87, das Wasser wurde aber nicht im Photoreaktor vorbehandelt.
Die Ergebnisse der Analyse sind in Tabelle 11 dargestellt.
Das vorgeschlagene Verfahren unterscheidet sich von bekannten Verfahren in folgenden Merkmalen:

1. Für die Verarbeitung von carbonatischen, silikatischen, phosphatischen und chalkogenidischen Erzmineralen, nichtmetallischen Mineralerzen und anderen mineralischen Materialien, die Schwarz-, Bunt- und Edelmetalle, seltene Erden und seltene Elemente enthalten sowie kerogenhaltiger Gesteine, sind keine Mineralsäuren erforderlich. Darstellungen in den Beispielen 1–88 und Tabellen 1–11.
2. Im Prozess der Verarbeitung der mineralischen Rohstoffe ist keine thermische Bearbeitung erforderlich. Die maximale Temperaturerhöhung beträgt 10ºC.
3. Für die Separierung der Komponenten der mineralischen Rohstoffe werden Wasser und eine wässrige Lösung von Ammoniak verwendet.

Zwischen diesen Unterscheidungsmerkmalen und den vorgeschlagenen Lösungen bestehen folgende Ursachen-Wirkungs-Beziehungen:

1. Durch Behandlung des Wassers mit festen, wasserunlöslichen Katalysatoren wird aktiviertes Wasser gewonnen, mit dem die Mineralstruktur von Karbonat-Gestein zerstört wird. Durch Erhöhung der äquivalenten Azidität des Katalysators von 70% auf 10000 und mehr, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure, erhöht sich der Effekt der Zerstörung der Mineralstruktur, dargestellt in Tabelle 1, Beispiele 2, 4, 6, 8. Der Anteil der unveränderten, nicht desintegrierten Phase wurde von 65% auf 46% reduziert.
2. Durch Behandlung des Wassers mit festen, wasserunlöslichen Katalysatoren und anschließender Behandlung im Photoreaktor in Anwesenheit eines Nickel-Raney-Katalysators mittels UV-Bestrahlung einer Stärke von 6,2 W/cm² wird ein stärker aktiviertes Wasser gewonnen, welches die Mineralstruktur des Rohstoffes tiefer zerstört als ohne Bestrahlung, siehe Tabelle 1, Beispiele 1, 3, 5, 7. Der Anteil der unveränderten, nicht desintegrierten Phase wurde auf 31%–13% reduziert.
3. Die Erhöhung der Stärke der UV-Behandlung des aktivierten Wassers von 6,2 W/cm² auf 10 W/cm² führt zu einer wesentlich tieferen Aufspaltung der Mineralstruktur der Rohstoffe, dargestellt in Tabelle 6, Beispiele 34–45. Der Grad der Separierung von Kupfer, Zink und Blei erhöhte sich bei der Verwendung von H-Kaolinit von 16%, 18% und 8% auf 22%, 24% und 11%. Bei Verwendung des Säurekatalysator Al₂O₃-B₂O₃ erhöhte sich der Anteil um 30%, 31% und 10% auf 41%, 42% und 14%. Bei der Verwendung des Säurekatalysator TiO₂-SO₃ erhöhte sich der Anteil um 37%, 36% und 16% auf 52%, 54% und 25%. Bei der Verwendung des Säurekatalysator TiO₂-Sn erhöhte sich der Anteil um 47%, 46% und 24% auf 71%, 70% und 34%.
4. Bei der Bearbeitung der Phosphorite mit aktiviertem Wasser ohne UV-Bestrahlung in Anwesenheit von Ammoniumsulfat erhöhte sich der Anteil an gewonnenem Amophos von 20–22% auf 58–60% durch Erhöhung der Azidität des Säurekatalysators, dargestellt in Tabelle 2, Beispiele 10, 12, 14, 16, 18, 20, 22, 24.
5. Bei der Bearbeitung der Phosphorite mit aktiviertem Wasser, welches zusätzlich im Photoreaktor in Anwesenheit von Ammoniumsulfat behandelt wurde, erhöhte sich der Anteil des gewonnenen Amophos von 49–51% auf 89–90% durch Verwendung von Säurekatalysatoren mit stärkerer Azidität, dargestellt in Tabelle 2, Beispiele 11, 13, 15, 17, 19, 21, 23.
6. Bei der Bearbeitung der Phosphorite mit aktiviertem und im Photoreaktor behandeltem Wasser in Anwesenheit von Eisennitrat erhöht sich der Anteil von Amophos von 53–54% auf 94–99% durch die Verwendung von Säurekatalysatoren mit stärkerer Azidität, dargestellt in Tabelle 3, Beispiel 25.
7. Die Bearbeitung der Phosphorite mit aktiviertem und im Photoreaktor bestrahltem Wasser in Anwesenheit von Eisennitrat führt zur Gewinnung von Amophos ohne Verunreinigung mit Schwermetallen: As, Sb, Cd, U, dargestellt in Tabelle 4, Beispiel 25.
8. Die Bearbeitung von Aluminosilikaten mit aktiviertem und im Photoreaktor bestrahltem Wasser führte zur Gewinnung von Aluminiumhydroxid. Durch Erhöhung der äquivalenten Azidität des Säurekatalysators von 70% auf 10.000 und mehr, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure erhöht sich der Anteil von Aluminiumhydroxid von 22–26% bis auf 76–82%, dargestellt in Tabelle 4, Beispiele 26–33.
9. Die Bearbeitung mineralischer Rohstoffe, die Bunt- und Edelmetalle und seltene Erden enthalten, mit aktiviertem und im Photoreaktor behandeltem Wasser führte zur Separierung von 5–6% Ag, 5–7% Cu, 5–7% Zn, 1–2% Pb, 0% REE auf 9–10% Ag, 12% Cu, 12% Zn, 8–9% Pb, 6–8% REE, dargestellt in Tabelle 5, Beispiele 34–44.
10. Bei Bearbeitung mineralischer Rohstoffe, die Bunt- und Edelmetalle sowie seltene Erden enthalten mit aktiviertem und im Photoreaktor 3 mal bestrahltem Wasser in Anwesenheit von Eisennitrat erhöhte sich der Grad der Separierung von 5–6% Ag, 5–7% Cu, 5–7% Zn, 1–2% Pb, 0% REE bis auf 98–99% Ag, 46–47% Cu, 46–47% Zn, 24–25% Pb, 96–98% REE durch Verwendung von Säurekatalysatoren mit stärkerer Azidität, dargestellt in Tabelle 5, Beispiel 34–44.
11. Die Bearbeitung mineralischer Rohstoffe, die Buntmetalle enthalten mit aktiviertem Wasser, welches unter Verwendung von Anionenaustauscher-Harzen mit pKb 8 aktiviert wurde und Bestrahlung im Photoreaktor führt zur Separierung von 46–47% Cu, 46–47% Zn, 24–25% Pb. Durch Erhöhung der Basizität des Anionenaustauschers von pKb 8 auf pKb 14 wird der extrahierte Anteil bis auf 95–97% Cu, 94–96% Zn, 82–88% Pb erhöht, dargestellt in Tabelle 7, Beispiele 46–51.
12. Bei der Bearbeitung von Phosphoriten erhöht sich die Ausbeute an Phosphor aus dem Erz in folgender Reihenfolge in Anwesenheit von: Kaliumsulfat < Natriumsulfat < Ammoniumsulfat dargestellt in den Tabellen 2–5, Beispiele 9–29.
13. Die seltenen Erden werden aus Kaolinabfall AKT-10 in Anwesenheit wasserlöslicher Salze des Kaliums, Natriums, Ammoniaks und Eisens extrahiert, dargestellt in Tabelle 10, Beispiele 56–80.
14. Durch Behandlung von Wasser mit festen, wasserunlöslichen Katalysatoren wird aktiviertes Wasser gewonnen, mit dem flüssige und feste Kohlenwasserstoffe aus kerogenhaltigem Gestein separiert werden können. Durch Erhöhung der äquivalenten Azidität des Katalysators von 70% auf 10000 und mehr, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure, erhöht sich die Ausbeute an Kohlenwasserstoffen von 26% auf 70%, dargestellt in Tabelle 11, Beispiele 82, 84, 86, 88.
15. Durch Behandlung des Wassers mit festen, wasserunlöslichen Katalysatoren und anschließender Behandlung im Photoreaktor in Anwesenheit eines Nickel-Raney-Katalysators mittels UV-Bestrahlung einer Stärke von 6,2 W/cm² wird ein stärker aktiviertes Wasser gewonnen, welches die die Ausbeute an Kohlenwasserstoffen wesentlicht erhöht. Durch Erhöhung der äquivalenten Azidität des Katalysators von 70% auf 10000, bezogen auf 100%ige Schwefelsäure und Bestrahlung, erhöht sich die Ausbeute an Kohlenwasserstoffen von 44% auf 98%, dargestellt in Tabelle 11, Beispiele 81, 83, 85, 87.

Bei der Verarbeitung der mineralischen Rohstoffe werden keine Mineralsäuren verwendet, sondern nur Wasser und eine wässrige Lösung von Ammoniak, so dass keine Ausrüstungen aus hochlegiertem Stahl erforderlich sind. Außerdem verbessern sich die ökologischen Bedingungen der Verarbeitung. Ammoniak, welcher in geringer Menge nicht im Reaktionszyklus verbleibt, wird in fester Form als Ammoniumdünger gebunden und führt zu keiner Umweltbelastung. Tabelle 1

Nº	Bezeichnung des Katalysators	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Anteil der unveränderten Phase, %
1.	Н-Kaolinit	70%	mit Bestrahlung	31,0
2.	Н-Kaolinit	70%	ohne Bestrahlung	65,0
3.	Al₂O₃-B₂O₃	90%	mit Bestrahlung	29,0
4.	Al₂O₃-B₂O₃	90%	ohne Bestrahlung	61,0
5.	TiO₂-SO₃	1.300 mal	mit Bestrahlung	20,0
6.	TiO₂-SO₃	1.300 mal	ohne Bestrahlung	52,0
7.	TiO₂-Sn	10.000 mal	mit Bestrahlung	13,0
8.	TiO₂-Sn	10.000 mal	ohne Bestrahlung	46,0

Tabelle 2

Nº	Phosphorit	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Amophos	Verunreinigungen im Amophos
1.	jordanisch	Н-Kaolinit, 70,0%	ohne Bestrahlung	22,0	As, Cd, U
2.	jordanisch		mit Bestrahlung	49,	As, Cd, U
3.	chinesisch		ohne Bestrahlung	20,0	As, Cd, Sb
4.	chinesisch		mit Bestrahlung	51,0	As, Cd, Sb
5.	jordanisch	Al₂O₃-B₂O₃	ohne Bestrahlung	30,0	As, Cd, U
6.	jordanisch		mit Bestrahlung	63,0	As, Cd, U
7.	chinesisch		ohne Bestrahlung	32,0	As, Cd, Sb
8.	chinesisch		mit Bestrahlung	65,0	As, Cd, Sb
9.	jordanisch	TiO₂-SO₃	ohne Bestrahlung	52,0	As, Cd, U
10.	jordanisch		mit Bestrahlung	73,0	As, Cd, U
11.	chinesisch		ohne Bestrahlung	51,0	As, Cd, Sb
12.	chinesisch		mit Bestrahlung	74,0	As, Cd, Sb
13.	jordanisch	TiO₂-Sn	ohne Bestrahlung	58,0	As, Cd, U
14.	jordanisch		mit Bestrahlung	89,0	As, Cd, U
15.	chinesisch		ohne Bestrahlung	60,0	As, Cd, Sb
16.	chinesisch		mit Bestrahlung	92,0	As, Cd, Sb

Tabelle 3

Nº	Phosphorit	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Amophos%	Verunreinigungen im Amophos
1.	jordanisch	Н-Kaolinit, 70,0%	ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	24,0	As, Cd, U
2.	jordanisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	53,0	keine
3.	chinesisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	22,0	As, Cd, Sb
4.	chinesisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	54,0	keine
5.	jordanisch	Al₂O₃-B₂O₃, 90,0%	ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	32,0	As, Cd, U
6.	jordanisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	66,0	keine
7.	chinesisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	35,0	As, Cd, Sb
8.	chinesisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	69,0	keine
9.	jordanisch	TiO₂-SO₃, 1.300 mal	ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	55,0	As, Cd, U
10.	jordanisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	77,0	keine
11.	chinesisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	56,0	As, Cd, Sb
12.	chinesisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	78,0	keine
13.	jordanisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	63,0	As, Cd, U
14.	jordanisch	TiO₂-Sn, 10.000 mal	mit Bestrahlung +Fe(NO₃)₃	94,0	keine
15.	chinesisch		ohne Bestrahlung + Fe(NO₃)₃	65,0	As, Cd, Sb
16.	chinesisch		mit Bestrahlung + Fe(NO₃₎₃	99,0	keine

Tabelle 4

Nº	Phosphorit	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Amophos Na, %	Verunreinigungen im Amophos
1.	jordanisch	Н-Kaolinit, 70,0%	ohne Bestrahlung	18,0	As, Cd, U
2.	jordanisch		mit Bestrahlung	45,0	As, Cd, U
3.	chinesisch		ohne Bestrahlung	15,0	As, Cd, Sb
4.	chinesisch		mit Bestrahlung	47,0	As, Cd, Sb
5.	jordanisch	Al₂O₃-B₂O₃	ohne Bestrahlung	25,0	As, Cd, U
6.	jordanisch		mit Bestrahlung	59,0	As, Cd, U
7.	chinesisch		ohne Bestrahlung	27,0	As, Cd, Sb
8.	chinesisch		mit Bestrahlung	61,0	As, Cd, Sb
9.	jordanisch	TiO₂-SO₃	ohne Bestrahlung	49,0	As, Cd, U
10.	jordanisch		mit Bestrahlung	68,0	As, Cd, U
11.	chinesisch		ohne Bestrahlung	47,0	As, Cd, Sb
12.	chinesisch		mit Bestrahlung	69,0	As, Cd, Sb
13.	jordanisch	TiO₂-Sn	ohne Bestrahlung	54,0	As, Cd, U
14.	jordanisch		mit Bestrahlung	84,0	As, Cd, U
15.	chinesisch		ohne Bestrahlung	56,0	As, Cd, Sb
16.	chinesisch		mit Bestrahlung	89,0	As, Cd, Sb

Tabelle 5

Nº	Phosphorit	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Amophos K, %	Verunreinigungen im Amophos
1.	jordanisch	Н-Kaolinit, 70,0%	ohne Bestrahlung	16,0	As, Cd, U
2.	jordanisch		mit Bestrahlung	43,0	As, Cd, U
3.	chinesisch		ohne Bestrahlung	12,0	As, Cd, Sb
4.	chinesisch		mit Bestrahlung	42,0	As, Cd, Sb
5.	jordanisch	Al₂O₃-B₂O₃	ohne Bestrahlung	22,0	As, Cd, U
6.	jordanisch		mit Bestrahlung	56,0	As, Cd, U
7.	chinesisch		ohne Bestrahlung	24,0	As, Cd, Sb
8.	chinesisch		mit Bestrahlung	57,0	As, Cd, Sb
9.	jordanisch	TiO₂-SO₃	ohne Bestrahlung	44,0	As, Cd, U
10.	jordanisch		mit Bestrahlung	65,0	As, Cd, U
11.	chinesisch		ohne Bestrahlung	43,0	As, Cd, Sb
12.	chinesisch		mit Bestrahlung	66,0	As, Cd, Sb
13.	jordanisch	TiO₂-Sn	ohne Bestrahlung	49,0	As, Cd, U
14.	jordanisch		mit Bestrahlung	81,0	As, Cd, U
15.	chinesisch		ohne Bestrahlung	51,0	As, Cd, Sb
16.	chinesisch		mit Bestrahlung	85,0	As, Cd, Sb

Tabelle 6

Nº	Aluminosilikat	Katalysator	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Ausbeute Al2O3, %
1.	Kaolin	Н-Kaolinit, 70,0%	70%	23,0
2.	Asche	Н-Kaolinit, 70,0%	70%	26,0
3.	Kaolin	Al₂O₃-B₂O₃	90%	27,0
4	Asche	Al₂O₃-B₂O₃	90%	28,0
5.	Kaolin	TiO₂-SO₃	1300 mal	49,0
6.	Asche	TiO₂-SO₃	1300 mal	53,0
7.	Kaolin	TiO₂-Sn	10000 mal	82,0
8.	Asche	TiO₂-Sn	10000 mal	76,0

Tabelle 7

Nº	Rohstoff	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Auslaugung, %
Nº	Rohstoff		Bedingungen der Verarbeitung	Ag	Cr	Zn	Pb	∑ REE
1.	Erz	Н-Kaolinit, 70,0%	-	6,0	7,0	7,0	2,0	-
2.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	10,0	12,0	14,0	5,0	9,0
3.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	19,0	16,0	18,0	8,0	15,0
4.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	27,0	16,0	18,0	8,0	25,0
5.	Schlacke		-	5,0	5,0	5,0	1,0	-
6.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	12,0	13,0	15,0	6,0	10,0
7.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	18,0	19,0	19,0	9,0	16,0
8.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	25,0	19,0	19,0	9,0	26,0
9.	Erz	Al₂O₃-B₂O₃ 90%	-	7,0	8,0	8,0	4,0	4,0
10.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	20,0	24,0	24,0	7,0	36,0
11.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	31,0	30,0	31,0	10,0	48,0
12.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	39,0	30,0	31,0	10,0	58,0
13.	Schlacke		-	8,0	7,0	7,0	2,0	6,0
14.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	26,0	25,0	26,0	7,0	36,0
15.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	32,0	31,0	33,0	12,0	49,0
16.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	40,0	31,0	33,0	12,0	59,0
17.	Erz	TiO₂-SO₃ 1.300 mal	-	8,0	10,0	10,0	7,0	7,0
18.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	52,0	32,0	33,0	15,0	61,0
19.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	79,0	37,0	36,0	16,0	78,0
20.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	80,0	37,0	36,0	16,0	86,0
21.	Schlacke		-	10,0	9,0	9,0	6,0	8,0
22.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	55,0	30,0	32,0	12,0	60,0
23.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	78,0	42,0	44,0	17,0	79,0
24.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	91,0	42,0	44,0	17,0	88,0
25.	Erz	TiO₂-Sn 10.000 mal	-	9,0	12,0	12,0	8,0	8,0
26.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	71,0	38,0	39,0	18,0	75,0
27.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	91,0	47,0	46,0	24,0	91,0
28.	Erz		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	99,0	47,0	46,0	24,0	98,0
29.	Schlacke		-	10,0	12,0	12,0	9,0	6,0
30.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 1 mal	70,0	39,0	41,0	18,0	76,0
31.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 2 mal	90,0	46,0	47,0	25,0	90,0
32.	Schlacke		Fe(NO₃)₃ – 3 mal	98,0	46,0	47,0	25,0	96,0

Tabelle 8

Nº	Rohstoff	Katalysator	Stärke der Bestrahlung W/см²	Ausbeute Auslaugung, %
Nº	Rohstoff	Katalysator	Stärke der Bestrahlung W/см²	Cu	Zn	Pb
1.	Erz	Н-Kaolinit, 70,0%	6,2	16,0	18,0	8,0
2.	Erz		10,0	22,0	24,0	11,0
3.	Schlacke		6,2	19,0	19,0	9,0
4.	Schlacke		10,0	27,0	27,0	12,0
5.	Erz	Al₂O₃-B₂O₃	6,2	30,0	31,0	10,0
6.	Erz		10,0	41,0	42,0	14,0
7.	Schlacke		6,2	31,0	33,0	12,0
8.	Schlacke		10,0	42,0	41,0	18,0
9.	Erz	TiO₂-SO₃	6,2	37,0	36,0	16,0
10.	Erz		10,0	52,0	54,0	25,0
11.	Schlacke		6,2	42,0	44,0	17,0
12.	Schlacke		10,0	56,0	58,0	27,0
13.	Erz	TiO₂-Sn	6,2	47,0	46,0	24,0
14.	Erz		10,0	71,0	70,0	34,0
15.	Schlacke		6,2	46,0	47,0	25,0
16.	Schlacke		10,0	73,0	72,0	34,0

Tabelle 9

Nº	Rohstoff	Anionit	Ausbeute Auslaugung, %
Nº	Rohstoff	Anionit	Cu	Zn	Pb
1.	Erz	ohne Anionit	47,0	46,0	24,0
2.	Erz	mit Polystyrol, рK – 8	76,0	76,0	52,0
3.	Erz	mit Acryl, рK – 9	82,0	84,0	73,0
4.	Erz	SiO₂-KOH, pK – 14	95,0	94,0	82,0
5.	Schlacke	ohne Anionit	46,0	47,0	25,0
6.	Schlacke	mit Polystyrol, рK – 8	75,0	78,0	54,0
7.	Schlacke	mit Acryl, рK – 9	84,0	84,0	76,0
8.	Schlacke	SiO₂-KOH, pK – 14	97,0	96,0	88,0

Tabelle 10

Rohstoff	Katalysator	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute, Auslaugung, ∑ REE, %
АКТ-10	Н-Kaolinit	CaCl₂	21,0
AKT-10	Н-Kaolinit	CaNO₃	23,0
AKT-10	Н-Kaolinit	(NH₄)₂SO₄	24,0
AKT-10	Н-Kaolinit	Na₂SO₄	16,0
AKT-10	Н-Kaolinit	Fe(NO₃)₃	26,0
AKT-10	Н-Kaolinit	FeCl₃	26,0
АКТ-10	Al₂O₃-B₂O₃	CaCl₂	29,0
AKT-10	Al₂O₃-B₂O₃	CaNO₃	32,0
AKT-10	Al₂O₃-B₂O₃	(NH₄)₂SO₄	34,0
AKT-10	Al₂O₃-B₂O₃	Na₂SO₄	27,0
AKT-10	Al₂O₃-B₂O₃	Fe(NO₃)₃	36,0
AKT-10	Al₂O₃-B₂O₃	FeCl₃	37,0
АКТ-10	TiO₂-SO₄	CaCl₂	44,0
AKT-10	TiO₂-SO₄	CaNO₃	47,0
AKT-10	TiO₂-SO₄	(NH₄)₂SO₄	49,0
AKT-10	TiO₂-SO₄	Na₂SO₄	42,0
AKT-10	TiO₂-SO₄	Fe(NO₃)₃	53,0
AKT-10	TiO₂-SO₄	FeCl₃	53,0
АКТ-10	TiO₂-Sn	CaCl₂	61,0
AKT-10	TiO₂-Sn	CaNO₃	63,0
AKT-10	TiO₂-Sn	(NH₄)₂SO₄	66,0
AKT-10	TiO₂-Sn	Na₂SO₄	60,0
AKT-10	TiO₂-Sn	Fe(NO₃)₃	69,0
AKT-10	TiO₂-Sn	FeCl₃	69,0

Tabelle 11

Rohstoff	Äquivalente Azidität des Katalysators bezogen auf 100% ige Schwefelsäure	Bedingungen der Verarbeitung	Ausbeute Kerogen %
Schiefer	H-Kaolinit, 70%	ohne Bestrahlung	26,0
Schiefer	H-Kaolinit, 70%	mit Bestrahlung	44,0
Schiefer	Al₂O₃-B₂O₃, 90%	ohne Bestrahlung	32,0
Schiefer	Al₂O₃-B₂O₃, 90%	mit Bestrahlung	51,0
Schiefer	TiO₂-SO₃, 1300	ohne Bestrahlung	63,0
Schiefer	TiO₂-SO₃, 1300	mit Bestrahlung	81,0
Schiefer	TiO₂-Sn, 10000	ohne Bestrahlung	70,0
Schiefer	TiO₂-Sn, 10000	mit Bestrahlung	98,0

ZITATE ENTHALTEN IN DER BESCHREIBUNG
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Zitierte Patentliteratur

RU 96118884 A [0008]
RU 2299254 C1 [0012]
RU 2214381 C1 [0017]
RU 2389712 C2 [0021]
RU 2355639 [0024]
CN 101987734 [0027]
RU 2441930 C1 [0030]
RU 2423535 C1 [0032]
RU 2470148 [0035]

Claims

Verfahren zur Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, durch deren Aufspaltung in einer wässrigen Phase, mittels Bearbeitung mit aktiviertem Wasser, welches mit einem Katalysator und/oder Bestrahlung behandelt wird.
Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dass es sich um einen sauren oder basischen Katalysator handelt.
Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, dass – der saure Katalysator ausgewählt ist aus der Gruppe, die als Akzeptor von Elektronenpaaren fungiert – der basische Katalysator ausgewählt ist aus der Gruppe, die als Donator von Elektronenpaaren fungiert
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass das Wasser und/oder die wässrige Phase zusätzlich zur Behandlung mit dem sauren oder basischen Katalysator mit Lichtstrahlung unter Einsatz eines photochemischen Katalysators behandelt wird.
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass der photochemische Katalysator ausgewählt ist aus der Gruppe, die aus Material besteht, welches zur Photoemission von Elektronen fähig ist, z.B. aktiviertes Raney-Nickel.
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass die Bestrahlung des Wassers und/oder der wässrigen Phase durch Einwirkung von Sonnenlicht und/oder künstlichem Licht, beispielsweise in Form von UV- und/oder IR-Licht, erfolgt.
Verfahren nach Anspruch 5, dadurch gekennzeichnet, dass die Bestrahlung durch Einwirkung von Strahlung aus einer oder mehreren Lampen mit einer Strahlungsintensität von 1 bis 20 W/cm², insbesondere etwa 3 bis 10 W/cm² erfolgt.
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass für die Intensivierung des Verarbeitungsprozesses Salze starker Säuren verwendet werden, z.B Eisennitrat.
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass das Verfahren so durchgeführt wird, dass es die folgenden Schritte umfasst: a. Wasser, fakultativ nach Einstellen der Wasserhärte auf 0,2 bis 10 mval/l, z.B. mit einem Kationen/Anionen-Austauscher, wird in einem Behälter mit einem sauren oder basischen Katalysator behandelt; b. das so behandelte Wasser wird fakultativ mit einem Photo-Katalysator in Kontakt gebracht und mit UV-haltiger Strahlung bestrahlt; c. der mineralische Rohstoff wird, fakultativ nach Einstellen der Partikelgröße auf etwa 5 bis 250 µm, insbesondere etwa 25 bis 75 µm, in dem so behandelten Wasser suspendiert und für eine Zeitdauer von mindestens 5 min, insbesondere etwa 30 min gerührt; wobei fakultativ die Schritte b. und c. in einem Schritt durchgeführt werden können.
Verfahren nach Anspruch 9, dadurch gekennzeichnet, dass das Verfahren folgende Schritte umfasst: a. Wasser wird nach Einstellen der Wasserhärte mit einer Geschwindigkeit von 0,2 bis 8,0 m/s, insbesondere 0,5 bis 2,0 m/s durch einen Behälter geleitet, in dem ein saurer oder basischer Katalysator vorliegt; b. das so behandelte Wasser wird durch einen Photoreaktor aus einem Material, welches für das zur Behandlung erforderliche Spektrum des Lichtes durchlässig ist, geleitet, der mit Photoelementen mit einem Photo-Katalysator bestückt ist. c. der mineralische Rohstoff wird nach Mahlen bis auf eine Partikelgröße von 5 bis 250 µm in einem Rührbehälter in dem so behandelten Wasser suspendiert und für eine Zeitdauer von mehr als 5 min gerührt; d. für die Intensivierung des Verarbeitungsprozesses koennen der Suspension Salze starker Säuren zugegeben werden, z.B. Eisennitrat. e. die erhaltene Suspension wird durch Filtration in flüssige und feste Phase aufgetrennt; f. die flüssige Phase wird zur Abtrennung von Wertstoffen behandelt; g. zur Extraktion der Wertstoffkomponenten wird die feste Phase – mit einem Attritor in Anwesenheit von nicht-homogenen oberflächenaktiven Substanzen für eine Zeitdauer von 5 bis 120 min, insbesondere 15 bis 45 min, bearbeitet, um Schlamm- und Sandfraktionen abzutrennen – oder mittels Ammoniak behandelt – oder mittels Ammoniak und anschliessend einem Attritor behandelt – oder mittels Ammoniak und einem Attritor behandelt
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass als mineralischer Rohstoff ein Rohstoff eingesetzt wird, der aus der nachfolgenden Gruppe ausgewählt ist: carbonatische, silikatische, phosphatische und chalkogenidische Erzminerale, nichtmetallische Mineralerze und andere mineralische Materialien, unter anderem Abfälle der Metallurgie und Flugasche aus Verbrennungsprozessen
Verfahren nach mindestens einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, dass als mineralischer Rohstoff ein Rohstoff ausgewählt wird, der ein kerogenhaltiges oder schweres Erdoel enthaltendes Gestein umfasst.
Verfahren nach Anspruch 12, dadurch gekennzeichnet, dass bei der Verarbeitung des mineralischen Rohstoffs, der ein kerogenhaltiges oder schweres Erdoel enthaltendes Gestein umfasst, flüssige und/oder feste Kohlenwasserstoffe freigesetzt werden.
Das Gemisch aus flüssigen und/oder festen Kohlenwasserstoffen, hergestellt nach einem Verfahren gemäß mindestens einem der Ansprüche 1 bis 13.