SU1693105A1 - Method of processing molybdenum concentrates - Google Patents

Method of processing molybdenum concentrates Download PDF

Info

Publication number
SU1693105A1
SU1693105A1 SU894707315A SU4707315A SU1693105A1 SU 1693105 A1 SU1693105 A1 SU 1693105A1 SU 894707315 A SU894707315 A SU 894707315A SU 4707315 A SU4707315 A SU 4707315A SU 1693105 A1 SU1693105 A1 SU 1693105A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
molybdenum
pulp
tailings
concentrate
processing
Prior art date
Application number
SU894707315A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Мун Ук Ким
Валерий Тигриевич Клеандров
Валерий Николаевич Сергеев
Рамил Насимович Хадиев
Original Assignee
Институт Химии Ан Узсср
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 Институт Химии Ан Узсср filed Critical Институт Химии Ан Узсср
Priority to SU894707315A priority Critical patent/SU1693105A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1693105A1 publication Critical patent/SU1693105A1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относитс  к гидрометаллургии молибдена, в частности к способам переработки молибденитового концентрата . Цель изобретени  - повышение технологических показателей процесса за счет снижени  потерь молибденита, расхода реагентов и сокращени  продолжительности технологического процесса. 65 кг молибденитового концентрата, содержащего 50% Мо, загружают в реактор и подвергают в течение 8 ч азотнокислому разложению при 85°С, Т:Ж 1:5, концентрации кислоты 400 г/л. После сорбционного выделени  молибдена и рени  на смоле и штового выделени  смолы полученную пульпу фильтруют и твердую фазу - кек выщелачивают 25%-ным аммиачным раствором при Т : Ж 1 : 5 в течение 1 ч. Пульпу аммиачного выщелачивани  вновь фильтруют и полученный кек репульпируют водой Т : Ж 1 : 8 и в течение 1 ч пропускают через гравитационный концентратор . В результате получают гравитационный концентрат (1,96 кг), содержащий 47,3% Мо и отвальные хвосты, содержащие 0,9% Мо. Выход концентрата составл ет 5,6%. а отвальных хвостов 53,7%. Способ обеспечивает прирост извлечени  молибдена в молибденовокислый аммоний на 1,5%, снижение содержани  молибдена в отвальных хвостах до 0,9%, сокращает продолжительность процесса в 2 раза. 7 табл. со сThis invention relates to hydrometallurgy of molybdenum, in particular to methods for processing molybdenum concentrate. The purpose of the invention is to increase the technological parameters of the process by reducing the loss of molybdenite, the consumption of reagents and reducing the duration of the technological process. 65 kg of molybdenum concentrate containing 50% Mo are loaded into the reactor and subjected to nitrous acid decomposition for 8 hours at 85 ° C, T: W 1: 5, acid concentration 400 g / l. After sorption release of molybdenum and rhenium on the resin and resin extraction, the resulting pulp is filtered and the solid phase — the cake is leached with a 25% ammonia solution at T: W 1: 5 for 1 hour. The ammonium leach pulp is again filtered and the resulting cake is repulped with water T : F 1: 8 and for 1 h pass through a gravity concentrator. The result is a gravity concentrate (1.96 kg) containing 47.3% Mo and final tailings containing 0.9% Mo. The concentrate yield is 5.6%. and tailings 53.7%. The method provides an increase in the extraction of molybdenum in ammonium molybdate by 1.5%, a decrease in the content of molybdenum in the tailings to 0.9%, reduces the duration of the process by 2 times. 7 tab. with s

Description

Изобретение относитс  к гидрометаллургии молибдена, в частности к способам переработки молибденитовых концентратов .This invention relates to hydrometallurgy of molybdenum, in particular to methods for processing molybdenum concentrates.

Цель изобретени  - повышение технологических показателей процесса за счет снижени  потерь молибденита .расхода реагентов и сокращени  продолжительности технологического процессаThe purpose of the invention is to increase the technological indicators of the process by reducing the loss of molybdenite. The consumption of reagents and reducing the duration of the technological process.

Пример. 65 г смеси молибденитовых концентратов марки КМ 1 и КМ 4 (соот ношение 1 : 1), содержащий 50% Мо, загружают в реактор и подвергают в течение 8 ч азотнокислому разложению (при 85°С Т Ж - 1 : 5, НМОз 400 г/л) После сорбционного выделени  молибдена и рени  на смоле и ситового выделени  смолы по известному способу пульпу фильтруют и твердую фазу выщелачивают аммиачным раствором (NhUOH 25 г/л, Т:Ж 1:5) в течение 1 ч. Пульпу аммиачного выщелачивани  снова фильтруют и полученный кек репульпируют водой в течение . 1 ч пропускают через гравитационный концентратор. В результате получен гравитационный молибденито- вый концентрат{1,96кг), содержащий47,3% Мо и отвальные хвосты Выход концентратора составл ет 5,6%.Example. 65 g of a mixture of molybdenum concentrates KM 1 and KM 4 (1: 1 ratio) containing 50% Mo are loaded into the reactor and subjected to nitric acid decomposition for 8 hours (at 85 ° С Т Ж - 1: 5, НМОз 400 g / l) After sorption separation of molybdenum and rhenium on the resin and sieve separation of the resin by a known method, the pulp is filtered and the solid phase is leached with an ammonia solution (NhUOH 25 g / l, T: F 1: 5) for 1 h. The pulp of ammonium leach is again filtered and the resulting cake is repulped with water for. 1 h is passed through a gravity concentrator. The result is a gravitational molybdenum concentrate {1.96 kg) containing 47.3% Mo and tailings. The output of the concentrator is 5.6%.

Технологические показатели приведены в табл 1Technological parameters are given in table 1.

оabout

ЧH

СА) ОSA) O

слcl

При м е р 2. 74 кг молибденитовых концентратов, одинаковых по составу с примером 1, Загружают в реактор и подвергают в течение 4 ч азотнокислому разложению (при 87°С, Т : Ж 1 : 5, НМОз 400 г/л). После этого в реактор загружают 1,96 кг концентрата, полученного в примере 1 гравитационным обогащением, и продолжают кислотное разложение молибденита еще А ч. Последующие процессы провод т аналогично с примером 1. В результате получен .гравитационный молибденитовый концентрат (2,24 кг), содержащий 47,2% Мо. Выход концентрата составл ет 5,6%.Example 2. 74 kg of molybdenite concentrates of the same composition as Example 1 are loaded into the reactor and subjected to nitric acid decomposition for 4 hours (at 87 ° C, T: F 1: 5, HM03 400 g / l). After that, 1.96 kg of the concentrate obtained in example 1 by gravity enrichment is loaded into the reactor, and the acid decomposition of molybdenite is continued for A h. Subsequent processes are carried out similarly to example 1. As a result, the gravitational molybdenite concentrate (2.24 kg) is obtained containing 47.2% Mo. The concentrate yield is 5.6%.

Технологические показатели приведены в табл.2.Technological parameters are given in table 2.

Пример 3(по известному способу). 35 кг кеков, полученных после фильтрации пульпы аммиачного выщелачивани  по примеру 1, загружают в реактор и подвергают в течение 8 ч азотнокислому разложению (при 85°С, Т : Ж 1:2. НМОз400 г/л). Полученный кек фильтрацией выщелачивают аммиачным раствором ( 25 г/л. Т : Ж 1 : 4) в течение 1 ч. Пульпу аммиачного выщелачивани  снова фильтруют. В результате получен 14 кг отвального хвоста, содержащего 3,2% Мо.Example 3 (by a known method). 35 kg of cakes obtained after filtration of ammonium leaching pulp of Example 1 are loaded into the reactor and subjected to nitric acid decomposition for 8 hours (at 85 ° C, T: W 1: 2. NMO400 g / l). The resulting filter cake is leached with an ammonia solution (25 g / l. T: W 1: 4) for 1 hour. The ammonium leach pulp is filtered again. The result is 14 kg of waste tail containing 3.2% Mo.

Технологические показатели приведены в табл.3.Technological indicators are given in table.3.

В табл.4 представлены данные по эффективности использовани  гравитационного концентрата и концентрированного стола.чTable 4 presents data on the effectiveness of the use of gravity concentrate and concentrated table.

Гравитационное обогащение осуществл ют до получени  легкой и т желой фракций , соответственно хвостов и концентрата молибдена.Gravity enrichment is performed to obtain light and heavy fractions, respectively tails and molybdenum concentrate.

В табл. 5 представлены данные по плотности получаемых фракций.In tab. 5 presents data on the density of the obtained fractions.

Все результаты последующих экспериментов приведены в табл. 6 и 7.All the results of subsequent experiments are given in table. 6 and 7.

Claims (1)

Способ в целом позвол ет обеспечить прирост концентрации молибдена в аммиачном растворе на 0,9 г/л (т.е. прирост извлечени  аммони  молибденовокислого 1,5%), снижаетс  содержание молибдена в отвальных хвостах до 0,9%, материально- энергетические расходы и продолжительность процесса сокращаютс  в 2 раза, исключаетс  использование азотной кислоты дл  доизвлечени  молибдена. , Формула изобретени  Способ переработки молибденитовыхThe method as a whole allows for an increase in the concentration of molybdenum in the ammonia solution by 0.9 g / l (i.e., an increase in ammonium molybdate recovery by 1.5%), the content of molybdenum in tailings decreases to 0.9%, material and energy costs and the process is shortened by a factor of 2, eliminating the use of nitric acid to further extract molybdenum. The invention The method of processing molybdenum концентратов, включающий обработку его азотной кислотой с получением пульпы, обработку полученной пульпы ионообменной смолой с получением смолы, содержащей молибден, и молибденсодержащей пульпы,concentrates, including processing it with nitric acid to produce pulp, processing the resulting pulp with an ion exchange resin to obtain a resin containing molybdenum and molybdenum-containing pulp, фильтрацию пульпы с получением раствора азотной кислоты и молибденсодержащего осадка, выщелачивание осадка раствором аммиака с получением раствора молибдена аммони  и молибденсодержащих хвостов иfiltering the pulp to obtain a solution of nitric acid and molybdenum-containing sediment; leaching the precipitate with an ammonia solution to obtain a solution of ammonium molybdenum and molybdenum-containing tailings; and последующее извлечение молибдена и раствора молибдата аммони  и обработку хвостов , отличающийс  тем, что, с целью повышени  технологических показателей за счет снижени  потерь молибдена, снижениеthe subsequent extraction of molybdenum and ammonium molybdate solution and tailing treatment, characterized in that, in order to improve technological performance by reducing molybdenum losses, reducing расхода реагентов и сокращени  продолжительности процесса, обработку хвостов осуществл ют гравитационным обогащением в . трубчатом гравитационном концентраторе с разделением на легкую фракцию с плотностью 0,39-0,34 г/см3 и т желую фракцию, обогащенную молибденом, с плотностью 1,51-1,99 г/см3 с последующим возвратом т желой фракции на совместную переработку с исходным концентратом.reagent consumption and shortening of the process, tailing treatment is carried out by gravitational enrichment. a tubular gravity concentrator divided into a light fraction with a density of 0.39-0.34 g / cm3 and a heavy fraction enriched in molybdenum with a density of 1.51-1.99 g / cm3 with subsequent return of the heavy fraction to joint processing with the original concentrate. Таблица 1Table 1 Таблица 2table 2 Таблица 3Table 3 Таблица 4Table 4 Таблица 5Table 5
SU894707315A 1989-06-19 1989-06-19 Method of processing molybdenum concentrates SU1693105A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894707315A SU1693105A1 (en) 1989-06-19 1989-06-19 Method of processing molybdenum concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894707315A SU1693105A1 (en) 1989-06-19 1989-06-19 Method of processing molybdenum concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1693105A1 true SU1693105A1 (en) 1991-11-23

Family

ID=21455171

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU894707315A SU1693105A1 (en) 1989-06-19 1989-06-19 Method of processing molybdenum concentrates

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1693105A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР № 1430407, кл. С 22 В 34/36, 1986. Зеликман А.А, Металлурги тугоплавких металлов.-М.: Металлурги , 1986, с. 129- 144. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA024078B1 (en) Industrial extraction of uranium using ammonium carbonate and membrane separation
SU867319A3 (en) Method of processing materials containing arsenic and metal
SU627747A3 (en) Method of extracting cadmium, nickel from waste
US8221520B2 (en) Production of thorium 228 starting from a natural thorium salt
SU1693105A1 (en) Method of processing molybdenum concentrates
RU2109686C1 (en) Method for recovering rare-earth elements from phosphogypsum
WO2016201456A1 (en) Method for comprehensive black-shale ore processing
JPS6057919B2 (en) Treatment method for nitric acid-containing waste liquid
SU793409A3 (en) Method of chrome extraction from chromite ore
RU2674527C1 (en) Method for extracting rare earth metals from productive solutions in sulfuric acid leaching of uranium ores
US3357823A (en) Recovery of gold, silver, copper and zinc by alkaline cyaniding with electrodialysis
US2902345A (en) Separate recovery of nickel and cobalt from mixed compounds containing the same
US3174821A (en) Purification of yellow cake
DE1533083B1 (en) Process for obtaining osmium
RU2210609C1 (en) Method of production of metallic palladium
RU2477758C1 (en) Method of extracting americium
US3870779A (en) Process of recovering rhenium values from complex industrial solutions
FI87238C (en) Process for the recovery of silver from zinc mill sinters and neutral or weak acid extraction residues using thiourea
SU982362A1 (en) Method of extracting molybdenum
RU2023729C1 (en) Method for reprocessing gold-bearing sulfide concentrates
Goriaeva et al. A new technology for the processing of precious metal containing secondary raw materials
RU2159215C2 (en) Method of hydrometallurgical processing of uranium ores
RU2052527C1 (en) Luminescent tube demercuration method
JPS582576B2 (en) How to collect silver
SU1126541A1 (en) Method for producing ammonium sulfate