SU704654A1 - Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst - Google Patents
Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalystInfo
- Publication number
- SU704654A1 SU704654A1 SU772523288A SU2523288A SU704654A1 SU 704654 A1 SU704654 A1 SU 704654A1 SU 772523288 A SU772523288 A SU 772523288A SU 2523288 A SU2523288 A SU 2523288A SU 704654 A1 SU704654 A1 SU 704654A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- molybdenum
- aluminum
- solution
- hydroxide
- conditions
- Prior art date
Links
Description
(54) СПОСОБ ПЕ ЕРАБОТКИ ОТРАБаГАШОГО АЛШ -:,:: КАТАЛИЗАТОРА бКОМЙЬТМЪЛЙВДЁШВОГб Г(54) METHOD FOR THE WORKING OF EFFICIENT ALSH -:, :: CATALYST OF THE WHOLESALE TRAILER
ий в ней молибдена,,перемешивают, отфильтровывают гидроокись алюмини и подвергают ввлцелачиванию в растворе едкого натра.In it, molybdenum is mixed, the aluminum hydroxide is filtered off and subjected to gel impregnation in caustic soda solution.
Способ осуществл ют следукщим образом: отработанный катализатор измельчают до крупности - 0,1 мм, смешивают с содой и полученную шихту спекают при 850-900с в. течение 1 ч В этих услови х алюминий и молибден образуют растворимые соединени алюминат и молибдат натри , кобальт растворимых соединений не образует..The method is carried out in the following way: the spent catalyst is crushed to a particle size of 0.1 mm, mixed with soda and the resulting mixture is sintered at 850-900 s. for 1 h. Under these conditions, aluminum and molybdenum form soluble aluminate and sodium molybdate compounds; cobalt does not form soluble compounds.
Полученный спек выщелачивают раcvaopoM едкого натра концентрации 10 а/л при температуре 80°С и отношении Т:Ж 1:7 в течение 1 ч и полученную пульпу фильт|руют. Кобальт полностью остаетс в осадке, извлечение алюмини в раствор 99,5%, молибдена - 99,95%, рН раствора при выщелачивании 12,5-13,0.The obtained sinter is leached with a mixture of caustic sodium hydroxide with a concentration of 10 A / L at a temperature of 80 ° C and a T: W ratio of 1: 7 for 1 h and the resulting pulp is filtered. The cobalt remains completely in the sediment, the extraction of aluminum in the solution is 99.5%, the molybdenum is 99.95%, the pH of the solution during leaching is 12.5-13.0.
В отфильтрованный раствор, содержащий алкминий и молибден, ввод т притемпературе 80°С углекислый газ до снижени рН 9,4-9,7. По достижении указанного значени рН весь алюминий выпадает в осадок в виде гидроокиси и захватывает с собой часть молибдена. Дл полного отделени Молибдена от алюмини в конце процесса карбонизации в пульпу добавл ют хлористый аммоний в количестве 9-17% от содержани молибдена в растворе (0,18-0,2-стехиометрии) и перемешивают в течение 2 ч при температуре бО-бО С. После такой обработки гидроокись алюмини отфильтровывают от молибденсодержащего основного раствора и дважды обрабатывают раствором едкого натра концент .рации 5-10 г/л при температуре 20- 25°С в течение 1 ч дл отмьшки от молибдена . Извлечение молибдена из катализатора в раствор составл ет. 99,8 Проьйгйные воды используют при выщелачивании последующих партий спека, молибденсодержащий основной раствор направл ют на осаждение сульфида молибдена с помощью сернистого натри (расход ЫагЗ 6,4 г на 1 г молибдена в растворе). После осаждени сульфида молибдена пульпу нейтрализуют серной кислбтой до рН..1,5-1/7 и кип т т в течение 2 ч, выпавший осадок сульфида молибдена отфильтровывают, промывают водой и сушат. Извлечение молибдена в готовый продукт - 99,5%. Гидроокись алюмини , отфильтрованна после второй репульпации в растворе щелочи, содержит не более 0,1% молибдена и соответствует ЦМТУ 945-4 Извлечение алкмини в гидроокись - 98,9%. .Alkminium and molybdenum containing filtered solution is injected at a temperature of 80 ° C with carbon dioxide until the pH falls from 9.4 to 9.7. Upon reaching the specified pH, all aluminum precipitates as a hydroxide and takes part of the molybdenum with it. To completely separate molybdenum from aluminum at the end of the carbonization process, ammonium chloride is added to the pulp in an amount of 9-17% of the molybdenum content in the solution (0.18-0.2-stoichiometry) and stirred for 2 hours at a temperature of CBS After this treatment, the aluminum hydroxide is filtered from the molybdenum-containing basic solution and twice treated with caustic soda solution of a concentration of 5-10 g / l at a temperature of 20-25 ° C for 1 h to remove from molybdenum. Extraction of molybdenum from the catalyst into the solution is. 99.8 Bore waters are used in the leaching of subsequent batches of the cake, the molybdenum-containing basic solution is sent to precipitate molybdenum sulfide using sodium sulfide (consumption of Agr 6.4 g per 1 g of molybdenum in solution). After precipitation of molybdenum sulfide, the pulp is neutralized with sulfuric acid to pH 1.5-1 / 7 and boiled for 2 hours, the precipitated molybdenum sulfide is filtered off, washed with water and dried. Extraction of molybdenum in the finished product - 99.5%. Aluminum hydroxide, filtered after the second repulp in an alkali solution, contains no more than 0.1% molybdenum and corresponds to CMTU 945-4. The recovery of alcumin in hydroxide is 98.9%. .
Пример 1.100 Гизмельченного катализатора содержащего 4073%А1 3,l Со и 9,36% Мо смешивают со 140г карбоната натри . Смесь помеШают в алундовый тигель и спекают в шахтной электропечи при температуре 870 С в течение 1 ч. Полученный спек в количестве 194,64 г подвергают выщелачиванию раствором едкого натра концентрации 10 г/л при температуре , т.ж. 1:7, в течение 1 ч. Пульпу отфильтровывают, осадок на фильтре промывают нагретым до раствором едкого натра концентрации 10 г/л в количества 500 мл и промывную воду объедин ют с основньлч раствором. Общий объем раствора 1820 мл. Кобальт в растворе не обнаруживаетс . Полученный осадок прокаливают при температуре 700с в течение 2 ч. Прокаленный продукт имеет следующий химический состав Со - 41,03%; Л1 - 5,54%; Мо - .Example 1.100 Gizelled catalyst containing 4073% Al 3, l Co and 9.36% Mo is mixed with 140 g of sodium carbonate. The mixture is placed in an alundum crucible and is sintered in an electric shaft furnace at a temperature of 870 ° C for 1 hour. The obtained sintered amount of 194.64 g is leached with a solution of caustic soda with a concentration of 10 g / l at a temperature i.e. 1: 7 for 1 hour. The pulp is filtered off, the filter cake is washed with a 10 ml / liter heated to caustic soda solution in an amount of 500 ml, and the wash water is combined with the basic solution. The total volume of solution is 1820 ml. Cobalt is not detected in the solution. The precipitate obtained is calcined at 700 ° C for 2 hours. The calcined product has the following chemical composition Co — 41.03%; L1 - 5.54%; Mo -
В объединенный раствор объемом 1820 мл, имеющий рН 12,7, ввод т углекислый газ. Процесс карбонизации провод т при температуре 80°С и непрерывном выщелачивании.Carbon dioxide is introduced into a combined 1820 ml solution having a pH of 12.7. The carbonization process is carried out at a temperature of 80 ° C and continuous leaching.
После достижени рП 9,6 подачу углекислого газа прекращают, в пульпу добавл ют 0,93 и при температуре 80°С перемешивают 2 ч, затем осадок отфильтровывают и дважды ре- пульпируют его при комнатной температуре раствором щелочи концентрации 10 течение 1 ч. Полученна после фильтрации гидроокись алюмини содержит Мо - 0,09%, Fe 0,002% А1(ОН)э- остальное и соответствует ЦМИУ 945-41, Извлечение алюмини в гидроокись составл ет 98,9%. Промывные воды направл от на выщелачивание следующей парти спека . After reaching RP 9.6, the supply of carbon dioxide is stopped, 0.93 is added to the pulp and stirred for 2 hours at a temperature of 80 ° C, then the precipitate is filtered off and repulsed twice at room temperature with an alkali solution of 10 for 1 hour. filtration aluminum hydroxide contains Mo - 0.09%, Fe 0.002% A1 (OH) is the rest and corresponds to CMIU 945-41, the extraction of aluminum in the hydroxide is 98.9%. Wash water sent from the leaching of the next batch of spec.
В фильтрат ( V 1430 мл), содержащий молибден, добавл ют 51,4 г сернистого натри из расчета 6,5 г наTo the filtrate (V 1430 ml) containing molybdenum, 51.4 g of sodium sulphide is added at the rate of 6.5 g per
1г молибдена, наход щегос в растворе . Раствор нейтрализуют серной кислотой до рН 1,6 и выдерживают при температуре кипени в течение1g of molybdenum in solution. The solution is neutralized with sulfuric acid to a pH of 1.6 and maintained at boiling point for
2ч. Выпавший осадок сульфида молибдена отдел ют от раствора фильтрацией . Извлечение молибдена в осадок 99,5%. Содержание алюмини в сульфиде молибдена - 0,05%.2h The precipitated molybdenum sulfide is separated from the solution by filtration. Extraction of molybdenum in the sediment 99,5%. The aluminum content in molybdenum sulfide is 0.05%.
Пример 2. Отработанный катализатор перерабатывают в услови х примера 1. Отличие состоит в том, что после карбонизации в раствор добавл ют 0,4 г NH.CI (4,3% от количества молибдена в растворе). Осадок гидроокиси алюмини содержит молибдена 0 ,65%, в молибденовый раствор перешло 3% алюмини . Иэ.влечение алюмини в гидроокись - 95,9%, молибдена в готовый продукт - 99,2%.Example 2. The spent catalyst is processed under the conditions of Example 1. The difference is that after carbonization, 0.4 g of NH is added to the solution (4.3% of the amount of molybdenum in the solution). The precipitate of aluminum hydroxide contains molybdenum 0, 65%, 3% of aluminum has passed into the molybdenum solution. Ie.induction of aluminum in hydroxide - 95.9%, molybdenum in the finished product - 99.2%.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU772523288A SU704654A1 (en) | 1977-09-06 | 1977-09-06 | Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU772523288A SU704654A1 (en) | 1977-09-06 | 1977-09-06 | Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU704654A1 true SU704654A1 (en) | 1979-12-25 |
Family
ID=20724451
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU772523288A SU704654A1 (en) | 1977-09-06 | 1977-09-06 | Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU704654A1 (en) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2466199C1 (en) * | 2011-05-17 | 2012-11-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Processing method of waste molybdenum-aluminium-containing catalyst |
RU2645825C1 (en) * | 2017-03-03 | 2018-02-28 | Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Method for processing spent molybdenum-aluminium-containing catalyst |
RU2802917C1 (en) * | 2023-03-13 | 2023-09-05 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Российский химико-технологический университет имени Д.И. Менделеева" (РХТУ им. Д.И. Менделеева) | Method for processing spent molybdenum-cobalt-aluminum containing catalyst |
-
1977
- 1977-09-06 SU SU772523288A patent/SU704654A1/en active
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2466199C1 (en) * | 2011-05-17 | 2012-11-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Processing method of waste molybdenum-aluminium-containing catalyst |
RU2645825C1 (en) * | 2017-03-03 | 2018-02-28 | Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Method for processing spent molybdenum-aluminium-containing catalyst |
RU2802917C1 (en) * | 2023-03-13 | 2023-09-05 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Российский химико-технологический университет имени Д.И. Менделеева" (РХТУ им. Д.И. Менделеева) | Method for processing spent molybdenum-cobalt-aluminum containing catalyst |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
GB1425349A (en) | Process for extracting values from spent hydrodesulphurization catalysts | |
EP0547744A1 (en) | Process for recovering metal from oxide ores | |
US4668485A (en) | Recovery of sodium aluminate from Bayer process red mud | |
US2722471A (en) | Method for the separation of rare earths | |
US4152252A (en) | Purification of rutile | |
EP2703503B1 (en) | Method of precipitation of iron from leach solutions | |
CA1324977C (en) | Process of treating residues from the hydrometallurgical production of zinc | |
SU704654A1 (en) | Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst | |
CN111620380B (en) | Method for preparing scorodite by hydrothermally treating trivalent arsenic and application thereof | |
US3699208A (en) | Extraction of beryllium from ores | |
US4474735A (en) | Process for the recovery of valuable metals from spent crude-oil sulfur-extraction catalysts | |
RU2245936C1 (en) | Method for vanadium recovery | |
RU2562183C1 (en) | Method of producing of scandium concentrate from red slime | |
CN216514040U (en) | System for recovering copper, nickel, zinc, chromium and iron from electroplating sludge or other multi-metal mixture | |
CN111636000B (en) | Clean and efficient barium-containing tungsten ore decomposition reagent and decomposition method thereof | |
AU2003258077B2 (en) | Aluminum hydroxide, made via the bayer process, with low organic carbon | |
US4085188A (en) | Reduction leaching of raw sea nodules with sulfides | |
US3174821A (en) | Purification of yellow cake | |
US3640706A (en) | Method for recovering substantially pure nickel from ammoniacal nickel ammonium carbonate leach solutions | |
CN110468275A (en) | Remove the method for sulfate radical and the product obtained by this method in rare-earth precipitation object | |
US3704091A (en) | Extraction of beryllium from ores | |
US4330379A (en) | Leaching of zinc containing sulphide minerals | |
SU996495A1 (en) | Method for processing ferrous hydrate cakes containing nickel and cobalt | |
US2947606A (en) | Production of silica-free alumina | |
KR102632434B1 (en) | The method for manufacturing high quality refined iron oxide from iron oxide, a by-product of zinc smelting process |