SU1693105A1 - Method of processing molybdenum concentrates - Google Patents
Method of processing molybdenum concentrates Download PDFInfo
- 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
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
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)
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) |
-
1989
- 1989-06-19 SU SU894707315A patent/SU1693105A1/en active
Non-Patent Citations (1)
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 |