SU704654A1 - Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst - Google Patents

Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst

Info

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
Application number
SU772523288A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Соломон Матвеевич Флакс
Ирина Борисовна Ковалева
Эмилия Моисеевна Мыкало
Варвара Михайловна Скрыпкина
Original Assignee
Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов
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 Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов filed Critical Всесоюзный Научно-Исследовательский И Проектный Институт Вторичных Цветных Металлов
Priority to SU772523288A priority Critical patent/SU704654A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU704654A1 publication Critical patent/SU704654A1/en

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)

Пример 3, Отработанный катализатор перерабатывают в услови х примера 1. Отличие состоит в том, что после карбонизации   рсзствор добавл ют 1,6 г (17% от ксупичестБл молибдена в растворе) . Ссадок гидроокиси ал|. содержит Мо - 0,09%. Из влечение молибдена в готовый продук составл ет 99,5%. Пример 4. Отработанный ката лизатор перерабатывают в услови х примера 1. Отличие состоит в том, чт перемешивание пульпы с хлористым ам .монием осуществл ют в течение 1 ч. При повторном вы11елачивании репульпа цией едким натром наблюдаетс  частич ный переход алюмини  в раствор и загр знением им молибденового продукта Извлечение молибдена 99,5%, алюмини  - 97,5%, содержание алюмини  в молибденовом продукте 2,5%. Пример 5. Отработанный катализатор перерабатывают в услови х примера 1. Отличие состоит в том, что после обработки пульпы хлористым аммонием не производ т повторного выщелачивани  гидроокиси алюмини  ра створом щелочи. Наблюдаютс  повышенные потери молибдена с алкминиевым продуктом. Извлечение молибдена в го товый продукт составл ет 90%. Гидроокись алюмини  содержит 2,1% молибдена . .Пример б. Отработанный кагализатор перерабатывают в услови х аримера 1. Отличие состоит в том, что . юсле фильтрации гидроокиси ее дважды репульпируют раствором едкого натра концентрации 20 г/л. Наблюдаетс  переход алюмини  в молибденосодержащий раствЬр, что приводит к снижению извлечени  алюмини  в гидроокись до 95% и повы1лени  содержании AI в молибденовом продукте до 0,85%. Пример, 7. Отработанный катализатор перерабатывают в услови х примера 1. Отличие состоит в том, что температуру при репульпации гидроокиси раствором щелочи поддерживают равной 40°С. Наблюдаетс  переход алюмини  в раствор. Извлечение алюми ни  в гидроокись - 98%, содержание алюмини  в сульфиде молибдена - 0,15%, Пример 8. Отработанный катализатор перерабатывают в услови х прототипа. Извлечение молибдена в сульфид составл ет 96%, алюмини  в гидроокись - 90%. Содержание алкмини  в молибденовом продукте 1,2%, молибдена в гидроокиси алюмини  о ,8%. Формула изобретени  Способ переработки отработанного алюмокобальтмолибденового катализатора путем спекани  его с содой, выщелачиванием спека раствором щелочи с переводом в раствор алюмини  и молибдена с последующим отделением раствора от кобальтсодержащего осадка, выделением из Ъаствора алюмини  путем карбонизации его углекислым газом с дальнейшим выделением молибдена в виде сульфида молибдена, обработкой вновь полученного раствора сульфидом натри , отличающийс   тем, что, с целью увеличени  степени извлечени .металлов и селективности их разделенй , в конце стадии карбонизации в пульпу добавл ют хлористый аммоний в количестве 9- 17 вес.% от содержани  в ней молибена , перемешивают, отфильтровывают гидроокись алюмини  и подвергают выщелачиванию в растворе едкого натра. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1.Авторское свидетельство-СССР 233919/ кл. 40а 49/00, 1967. Example 3 The spent catalyst is processed under the conditions of Example 1. The difference is that after carbonization of the solution, 1.6 g (17% of the acid molybdenum in solution) is added. Remedy hydroxide al |. Mo contains - 0.09%. Of the attraction of molybdenum to the finished product is 99.5%. Example 4. The spent catalyst is processed under the conditions of Example 1. The difference is that the pulp is mixed with ammonium chloride for 1 hour. When re-leaching with repulpation with caustic soda, a partial transition of aluminum into the solution and contamination is observed im molybdenum product Extraction of molybdenum 99.5%, aluminum - 97.5%, the aluminum content in the molybdenum product 2.5%. Example 5. The spent catalyst is processed under the conditions of Example 1. The difference is that, after the treatment of the pulp with ammonium chloride, the aluminum hydroxide is not re-leached with an alkali solution. There is an increased loss of molybdenum with an alcuminic product. The recovery of molybdenum into the final product is 90%. Aluminum hydroxide contains 2.1% molybdenum. Example b. The waste container is processed under conditions of arimer 1. The difference is that. After filtration of the hydroxide, it is repulped twice with caustic soda solution with a concentration of 20 g / l. The transition of aluminum to molybdenum-containing solution is observed, which leads to a decrease in the extraction of aluminum in hydroxide to 95% and an increase in the AI content in the molybdenum product to 0.85%. Example 7. The spent catalyst is processed under the conditions of Example 1. The difference is that the temperature during repulpable hydroxide with an alkali solution is maintained at 40 ° C. Aluminum is observed in solution. The extraction of aluminum into hydroxide is 98%, the aluminum content of molybdenum sulfide is 0.15%, Example 8. The spent catalyst is processed under the conditions of the prototype. Extraction of molybdenum to sulfide is 96%, aluminum to hydroxide is 90%. The content of alcmini in the molybdenum product is 1.2%, molybdenum in aluminum hydroxide is about 8%. The method of processing a spent alumino-cobalt-molybdenum catalyst by sintering it with soda, leaching the cake with an alkali solution and converting aluminum and molybdenum into a solution, followed by separating the solution from the cobalt-containing sludge, releasing the aluminum from the solution by carbonization with carbon dioxide, followed by the removal of the molybdenum sludge from the cobalt containing sludge. treatment of the newly obtained solution with sodium sulfide, characterized in that, in order to increase the degree of extraction of metals and villages In order to separate them, at the end of the carbonation stage, ammonium chloride is added to the pulp in an amount of 9-17% by weight of the molybeneum content, mixed, the aluminum hydroxide is filtered off and leached in caustic soda solution. Sources of information taken into account in the examination 1. The author's certificate-USSR 233919 / cl. 40a 49/00, 1967. 2.Отчет института ВНИИПвторцветмет по теме № 26-69-035 Способ извлечени  цветных и редких металлов из отработанных алкмокобальтмолибденовых катализаторов , г. Донецк, 1971 (прототип).2. Report of the Institute of VNIIPvtortsvetmet on the topic No. 26-69-035 Method for extracting non-ferrous and rare metals from spent alkmobaltmolybdenum catalysts, Donetsk, 1971 (prototype).
SU772523288A 1977-09-06 1977-09-06 Method of processing aluminium, cobalt and molybdenum catalyst SU704654A1 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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