NO126791B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO126791B NO126791B NO02046/69A NO204669A NO126791B NO 126791 B NO126791 B NO 126791B NO 02046/69 A NO02046/69 A NO 02046/69A NO 204669 A NO204669 A NO 204669A NO 126791 B NO126791 B NO 126791B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- concentrate
- oxygen
- preheated
- temperature
- brought
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 80
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 29
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 29
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 29
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 25
- JKQOBWVOAYFWKG-UHFFFAOYSA-N molybdenum trioxide Chemical compound O=[Mo](=O)=O JKQOBWVOAYFWKG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 18
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 13
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 10
- 239000012298 atmosphere Substances 0.000 claims description 9
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 8
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 8
- 229910052961 molybdenite Inorganic materials 0.000 claims description 7
- CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N molybdenum disulfide Chemical compound S=[Mo]=S CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000012299 nitrogen atmosphere Substances 0.000 claims description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 5
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000003068 static effect Effects 0.000 claims description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 22
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 21
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 21
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 21
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 18
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 11
- 239000000047 product Substances 0.000 description 9
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 description 8
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 8
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 5
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 2-Aminoethan-1-ol Chemical compound NCCO HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910001309 Ferromolybdenum Inorganic materials 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 4
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 4
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 3
- MEFBJEMVZONFCJ-UHFFFAOYSA-N molybdate Chemical compound [O-][Mo]([O-])(=O)=O MEFBJEMVZONFCJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 2
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 2
- 230000008022 sublimation Effects 0.000 description 2
- PTISTKLWEJDJID-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenemolybdenum Chemical compound [Mo]=S PTISTKLWEJDJID-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 230000001052 transient effect Effects 0.000 description 2
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052936 alkali metal sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 239000000908 ammonium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 230000036760 body temperature Effects 0.000 description 1
- GBAOBIBJACZTNA-UHFFFAOYSA-L calcium sulfite Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])=O GBAOBIBJACZTNA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000001175 calcium sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000011132 calcium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 235000010261 calcium sulphite Nutrition 0.000 description 1
- 239000004295 calcium sulphite Substances 0.000 description 1
- 230000003197 catalytic effect Effects 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229940116318 copper carbonate Drugs 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GEZOTWYUIKXWOA-UHFFFAOYSA-L copper;carbonate Chemical compound [Cu+2].[O-]C([O-])=O GEZOTWYUIKXWOA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 239000012717 electrostatic precipitator Substances 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 125000004435 hydrogen atom Chemical class [H]* 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910000476 molybdenum oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- PQQKPALAQIIWST-UHFFFAOYSA-N oxomolybdenum Chemical compound [Mo]=O PQQKPALAQIIWST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DYIZHKNUQPHNJY-UHFFFAOYSA-N oxorhenium Chemical class [Re]=O DYIZHKNUQPHNJY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 230000005855 radiation Effects 0.000 description 1
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 description 1
- 229910003449 rhenium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 rhenium oxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G39/00—Compounds of molybdenum
- C01G39/02—Oxides; Hydroxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G39/00—Compounds of molybdenum
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
- C01P2006/82—Compositional purity water content
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Description
Fremgangsmåte ved anrikning av molybdenittkonsentrat. Procedure for the enrichment of molybdenite concentrate.
Oppfinnelsen angår anrikning av molybdenittkonsentrat. Molybdenittkonsentrat fremstilles fra molybden!ttholdige malmer ved gjentatt flotering som gjores for å nedsette.kobbermengden i mal-men. Det fremstilte konsentrat kan inneholde inntil 50 - 58 % molybden idet hovedforurensningene er kobber, jern, sillcium, alkalimetal-ler og jordalkallmetaller.-Konsentratet er vått og har et oljeaktig utseende -på grunn av at det anvendes olje ved flotasjoneri. The invention relates to the enrichment of molybdenite concentrate. Molybdenite concentrate is produced from molybdenum-containing ores by repeated flotation, which is done to reduce the amount of copper in the ore. The produced concentrate can contain up to 50 - 58% molybdenum, the main contaminants being copper, iron, silicon, alkali metals and alkaline earth metals. - The concentrate is wet and has an oily appearance - due to the fact that oil is used in flotation.
Konsentratet blir så i alminnelighet rostet i luft for å om-dannes til et urent molybdentrioxyd ifolge ligningen The concentrate is then generally roasted in air to convert to an impure molybdenum trioxide according to the equation
Dette g-jores som regel i en roterende rorovn e.1.1.or' i en' flamme- eller muffelovn hvor chargen rakes manuelt, eller i en etasjeovn hvor den rakes mekanisk. En egnet etasjeovn, som' Herreshoff-ovnen, har som regel 10 herder anordnet vertikalt■over hverandre, og chargen tilfores ved rosteovnens topp og uttommes ved bunnen. I en slik ovn bringes chargen til å falle fra herd til This is usually done in a rotary rotary kiln e.1.1.or' in a flame or muffle furnace where the charge is raked manually, or in a floor furnace where it is raked mechanically. A suitable floor furnace, such as the Herreshoff furnace, usually has 10 hearths arranged vertically above each other, and the charge is supplied at the top of the roasting furnace and emptied at the bottom. In such a furnace, the charge is made to fall from hearth to
herd ved hjelp av en roterende skrape. Rosteovnen fyres innvendig ved hjelp av gassbrennere, og luft fores opp gjennom rosteovnen. Inntil 20 - 30$ av chargen kan fores bort som stov, og -gassen som unnviker fra rosteapparatet, fores derfor som regel gjennom en elektrostatisk utfeller eller cyklon og vaskes med venn for å fjerne stov.■ Svoveldioxyd og svoveltrioxyd i avgassene kan behandles med kalk for omdannelse til en blanding av calciumsulfitt og cal-ciumsulfat. Istedenfor eller i tillegg til denne behandling kan det prosentuelle innhold av svoveldioxyd i avgassene nedse'ttes ved fortynning med luft. cure using a rotary scraper. The roasting oven is fired internally using gas burners, and air is fed up through the roasting oven. Up to 20 - 30$ of the charge can be fed away as dust, and the gas that escapes from the roaster is therefore usually fed through an electrostatic precipitator or cyclone and washed with a friend to remove dust. Sulfur dioxide and sulfur trioxide in the exhaust gases can be treated with lime for conversion to a mixture of calcium sulphite and calcium sulphate. Instead of or in addition to this treatment, the percentage content of sulfur dioxide in the exhaust gases can be reduced by dilution with air.
Det således oppnådde molybdentrioxyd kan anvendes for The thus obtained molybdenum trioxide can be used for
direkte smelting til en ferro-molybdenlegering, og i dette til- direct melting into a ferro-molybdenum alloy, and in this to-
felle er det bnskelig at svovelinnholdet og kobberinnholdet er så lave som mulig etter rosting, og hvert innhold bor ikke overskride 0,1 vekt% av det rostede materiale. Molybdentrioxydet kan også behandles våtkjemisk på forskjellige måter for fremstilling av i det vesentlige rene forbindelser av molybden og/eller av metallisk molybden, idet metallet f.eks. dannes ved reduksjon av i det vesentlige rent molybdentrioxyd med hydrogen, og det er da onskelig at molyden-innholdet i det rostede materiale har en hoy opploselighet i alkaliske oppløsninger, noe som innebærer et lavt molybdensulfidinnhold, og svovelinnholdet bor ikke være over 0,5 vekt% av det rostede materiale. trap, it is desirable that the sulfur content and the copper content are as low as possible after roasting, and each content should not exceed 0.1% by weight of the roasted material. The molybdenum trioxide can also be treated wet chemically in various ways to produce essentially pure compounds of molybdenum and/or of metallic molybdenum, the metal e.g. is formed by the reduction of essentially pure molybdenum trioxide with hydrogen, and it is therefore desirable that the molydenum content in the roasted material has a high solubility in alkaline solutions, which implies a low molybdenum sulphide content, and the sulfur content should not exceed 0.5 wt. % of the roasted material.
Fremstillingen av molybdentrioxyd på denne måte byr imidlertid på en rekke vanskeligheter. For det forste kan, dersom chargens kobberinnhold for rostingen ikke er under ca. 3 vekt$, alvor-lige vanskeligheter oppstå under rostingen på grunn av dannelsen av en flytende fase. En minskning av chargens kobberinnhold ved flotasjon for rostingen medforer imidlertid et tap av molybden som for et gitt utgangsmateriale oker med avtagende sluttinnhold av kobber. Dersom det med enkelte utgangsmaterialer forsokes å minske kobberinnholdet for rosting til 0,1 vekt$, som er lavt nok til at oxyd-produktet kan anvendes for direkte smelting til en ferromolybden-.legering, kan molybdentapet være så. hoyt som 25 - 30 vekt$, basert på det opprinnelige molybdeninnhold. However, the production of molybdenum trioxide in this way presents a number of difficulties. Firstly, if the copper content of the charge for roasting is not below approx. 3 wt$, serious difficulties arise during roasting due to the formation of a liquid phase. However, a reduction in the charge's copper content by flotation for roasting entails a loss of molybdenum which, for a given starting material, increases with decreasing final copper content. If, with some starting materials, an attempt is made to reduce the copper content for roasting to 0.1% by weight, which is low enough for the oxide product to be used for direct melting into a ferromolybdenum alloy, the molybdenum loss can be so. as high as 25 - 30 wt%, based on the original molybdenum content.
For det annet må, selv dersom chargens kobberinnhold for rostingen er lavt, chargen som regel rostes meget langsomt under anvendelse av store luftmengder for å ta opp reaksjonsvarmen og derved unngå sammenklumpning eller skorpedannelse i chargen på grunn av dannelsen av en flytende fase som skriver seg fra sterk oppvarm-ing av chargens svovelinnhold. Chargens oppholdstid i rosteovnen er derfor lang, og rosteovnens produksjonskapasitet/størrelsesfor-hold er lavt. For det tredje er konsentrasjonen av svoveldioxyd som avgis i avgassene, som regel ca. 1 volum$ som er lavere enn et innhold som ville ha gjort det okonomisk praktisk å gjenvinne dette. Konsentrasjonen er imidlertid for hoy til at gassene kan slippes direkte ut i atmosfæren dersom de ikke slippes ut i stor hoyde eller fortynnes med luft for de slippes ut. Svoveldioxydet blir derfor som regel fjernet fra avlopsgassene og. vraket. Dessuten vil, selvom oxydasjonen av molybdensulfid forloper godt ved 550°C, noe av jern-, kobber- og alkalimetallsulfatene som er tilstede som forurensninger, bare spaltes ved langt hoyere temperaturer. Selvom det er unødven-dig å spalte disse sulfater dersom produktet skal behandles våtkjemisk, forutsatt at det samlede svovelinnhold er under 0,5 vekt$, har det som regel vist seg nodvendig å spalte disse dersom det er nodvendig å nedsette svovelinnholdet til under 0,1$ for å gjore produktet egnet for direkte smelting til ferromolybdenlegeringer. Samtidig må imidlertid rbstetemperaturen noyaktig kontrolleres for Secondly, even if the copper content of the charge for the roasting is low, the charge must as a rule be roasted very slowly using large amounts of air to absorb the heat of reaction and thereby avoid agglomeration or crust formation in the charge due to the formation of a liquid phase which is written from strong heating of the charge's sulfur content. The residence time of the batch in the roasting oven is therefore long, and the production capacity/size ratio of the roasting oven is low. Thirdly, the concentration of sulfur dioxide emitted in the exhaust gases is usually approx. 1 volume$ which is lower than a content that would have made it economically practical to recover this. However, the concentration is too high for the gases to be released directly into the atmosphere if they are not released at a high altitude or diluted with air before they are released. The sulfur dioxide is therefore usually removed from the waste gases and. wrecked. Moreover, although the oxidation of molybdenum sulphide proceeds well at 550°C, some of the iron, copper and alkali metal sulphates which are present as impurities will only decompose at much higher temperatures. Although it is unnecessary to split these sulfates if the product is to be treated wet chemically, provided that the total sulfur content is below 0.5% by weight, it has generally been found necessary to split these if it is necessary to reduce the sulfur content to below 0, 1$ to make the product suitable for direct melting into ferromolybdenum alloys. At the same time, however, the body temperature must be carefully controlled for
å unngå en for sterk sublimering av molybdentrioxydet. to avoid a too strong sublimation of the molybdenum trioxide.
Ved oppfinnelsen tilveiebringes det en fremgangsmåte ved behandling av molybdenittkonsentrat, omfattende dannelse av molybdentrioxyd ved å la konsentratet reagere med oxygen, og fremgangsmåten er særpreget ved de i patentkrav l's karakteriserende del angitte trekk. The invention provides a method for treating molybdenite concentrate, comprising the formation of molybdenum trioxide by allowing the concentrate to react with oxygen, and the method is characterized by the features specified in the characterizing part of patent claim 1.
Ved den foreliggende fremgangsmåte er det mulig i betraktelig grad å nedsette den nodvendige oppholdstid for chargen i rosteovnen. De vanskeligheter^ som skriver seg fra dannelsen av en flytende fase ved vanlige fremgangsmåter og som forårsaker en skorpedannelse på chargen, kan således minskes betraktelig. Rosteovnens produksjons-kapasitet/størrelsesforhold kan okes, og konsentratet kan rostes i mindre satser som muliggjor en enklere temperaturkontroll. With the present method, it is possible to considerably reduce the necessary residence time for the charge in the roasting furnace. The difficulties that arise from the formation of a liquid phase by conventional methods and that cause a crust to form on the charge can thus be considerably reduced. The roaster's production capacity/size ratio can be increased, and the concentrate can be roasted in smaller batches, which enables easier temperature control.
Det er også ved foreliggende fremgangsmåte mulig å roste molybdenittkonsentrat inneholdende en betraktelig hoyere kobbermengde enn den storste kobbermengde som kan tolereres ved vanlig rosting. "Selvom den senere anvendelse av molybdentrioxydet kan gjore det nodvendig at kobberinnholdet skal være det samme eller lavere enn den mengde som tolereres ved vanlig rosting, kan. således ved foreliggende'fremgangsmåte kobberet fjernes etter rostingen hvorved unngås tap av molybden under fIotasjonsprosessen. It is also possible with the present method to roast molybdenite concentrate containing a considerably higher amount of copper than the largest amount of copper that can be tolerated by ordinary roasting. "Although the later use of the molybdenum trioxide may make it necessary for the copper content to be the same or lower than the amount tolerated in normal roasting, the present method can thus remove the copper after roasting, thereby avoiding the loss of molybdenum during the flotation process.
Det er dessuten mulig å oke konsentrasjonen av svoveldioxyd It is also possible to increase the concentration of sulfur dioxide
i avgassen tilstrekkelig til å gjore det praktisk mulig å utvinne dette. Den del av chargen som fores bort som stov med avgassene, nedsettes også betraktelig. in the exhaust gas is sufficient to make it practically possible to extract this. The part of the charge that is carried away as dust with the exhaust gases is also reduced considerably.
Det forvarmede konsentrat kan med fordel bringes i kontakt The preheated concentrate can advantageously be brought into contact
med i det vesentlige rent oxygen, og svoveldioxydkonsentrasjonen i . avgassen vil da som regel være langt hoyere enn i avgassen fra den kjente fremgangsmåte. Det er da okonomisk mulig å utvinne svoveldioxydet enten som flytende svoveldioxyd eller for katalytisk omdannelse til svoveltrioxyd for anvendelse ved fremstilling av svovelsyre. • Ved anvendelse av andre utgangsmaterialer kan dessuten andre forbindelser, som rheniumoxyder, gjenvinnes fra avgassene, og disse mengder kan, sammenlignet med de kjente fremgangsmåter, okes spesielt dersom det forvarmede konsentrat bringes i kontakt med i det vesentlige rent oxygen. with essentially pure oxygen, and the sulfur dioxide concentration in . the exhaust gas will then, as a rule, be far higher than in the exhaust gas from the known method. It is then economically possible to recover the sulfur dioxide either as liquid sulfur dioxide or for catalytic conversion to sulfur trioxide for use in the production of sulfuric acid. • When using other starting materials, other compounds, such as rhenium oxides, can also be recovered from the exhaust gases, and these amounts can, compared to the known methods, be increased, especially if the preheated concentrate is brought into contact with essentially pure oxygen.
Ved kontakt av det forvarmede konsentrat med oxygen fore-kommer det tilsynelatende ingen reaksjon i ca. 10 sekunder. Dét folger så en periode på ca. h^ sekunder hvorunder chargens temperatur hurtig stiger. Den reaksjon som finner sted under denne periode, er eksoterm, og omdannelsen til molybdentrioxyd er selvunderholdende. Temperaturen avtar så gradvis. When the preheated concentrate comes into contact with oxygen, apparently no reaction occurs for approx. 10 seconds. This then follows a period of approx. h^ seconds during which the temperature of the charge rises rapidly. The reaction that takes place during this period is exothermic, and the conversion to molybdenum trioxide is self-sustaining. The temperature then gradually decreases.
Selvom molybdentrioxyd sublimerer ved 795°C, vil det som Although molybdenum trioxide sublimes at 795°C, it will as
regel vise seg at dersom chargens forbigående temperatur ikke får overskride 900°C, vil chargen ikke være ved en temperatur over 795°C lenge nok til at det vil forekomme noen sterk sublimering. As a rule, if the transient temperature of the charge is not allowed to exceed 900°C, the charge will not be at a temperature above 795°C long enough for any strong sublimation to occur.
Konsentratets temperatur kan reguleres ved å variere en The concentrate's temperature can be regulated by varying a
rekke faktorer som for det forste utgjores av reaksjonshastigheten, for det annet av varmetapshastigheten og for det tredje av den temperatur som konsentratet forvarmes til. a number of factors which are firstly made up of the reaction rate, secondly of the rate of heat loss and thirdly of the temperature to which the concentrate is preheated.
Reaksjonshastigheten avhenger for det forste av konsentratets sammensetning, da det spesielt har vist seg at dannelsen.av en flytende fase hindrer reaksjonen og en flytende fases tilbøyelighet til å dannes ved gitte rostebetingelser er avhengig av konsentratets sammensetning, og av konsentrasjonen av det oxygen som chargen bringes i kontakt med. Dersom det viser seg at bruk av i det vesentlige rent oxygen gjor at konsentratet når en for hoy temperatur under oxyda-sjonsreaksjonen, kan konsentratet isteden bringes i kontakt med oxygen fortynnet med nitrogen eller luft. The reaction rate depends firstly on the composition of the concentrate, as it has been shown in particular that the formation of a liquid phase prevents the reaction and the tendency of a liquid phase to form under given roasting conditions depends on the composition of the concentrate, and on the concentration of the oxygen to which the charge is brought in contact with. If it turns out that the use of essentially pure oxygen causes the concentrate to reach too high a temperature during the oxidation reaction, the concentrate can instead be brought into contact with oxygen diluted with nitrogen or air.
Varmetapshastigheten fra reaksjbnsblandingen reguleres imidlertid fortrinnsvis ved å variere chargens lagtykkelse. Da varmen går tapt hovedsakelig ved stråling, vil det som regel være nodvendig å anvende et meget tynt chargelag med en tykkelse av ca. 1,27 cm, men et tyk-kere lag av 3,8l - 5,08 cm kan anvendes dersom chargen rakes under reaksjonen slik at ueksponert konsentrat bringes til overflaten. Det er selv ved anvendelse av et meget tjmt chargelag som regel fordelaktig å rake chargen på denne måte. However, the rate of heat loss from the reaction mixture is preferably regulated by varying the layer thickness of the charge. As the heat is lost mainly by radiation, it will usually be necessary to use a very thin charge layer with a thickness of approx. 1.27 cm, but a thicker layer of 3.8l - 5.08 cm can be used if the charge is raked during the reaction so that unexposed concentrate is brought to the surface. It is usually advantageous to rake the charge in this way, even when using a very fine charge layer.
Det vil for det tredje som regel vise seg at chargen ikke bor ha en temperatur av over 700°C når den bringes i kontakt med oxygenet, men det er nodvendig at konsentratet forvarmes til over 385°C for at reaksjonen skal bli selvunderholdende. Det er tilstrekkelig med en forvarming av chargen til over 385°C for at chargen skal torke og olje destilleres av. Konsentratet forvarmes med fordel til en temperatur av minst 600°C, fortrinnsvis til ca. 660°C. Thirdly, it will generally appear that the charge should not have a temperature of over 700°C when it is brought into contact with the oxygen, but it is necessary for the concentrate to be preheated to over 385°C for the reaction to become self-sustaining. It is sufficient to preheat the charge to over 385°C for the charge to dry and oil to be distilled off. The concentrate is advantageously preheated to a temperature of at least 600°C, preferably to approx. 660°C.
Kravet om at materialet skal forvarmes under inerte betingelser innebærer hovedsakelig at det skal forvarmes i fravær av oxygen. Formålet med å forvarme materialet er ganske enkelt å sikre at det The requirement that the material must be preheated under inert conditions mainly means that it must be preheated in the absence of oxygen. The purpose of preheating the material is simply to ensure that it
har en onskelig forhoyet temperatur når det kommer i kontakt med oxygen, og ikke å bevirke noen kjemisk forandring i materialet. For-uten at oxygen utelukkes, forvarmes således materialet i fravær av en hvilken som helst forbindelse som det ville ha kunnet reagere med i noen vesentlig grad under forvarmingen. has a desirable elevated temperature when it comes into contact with oxygen, and not to cause any chemical change in the material. Without excluding oxygen, the material is thus preheated in the absence of any compound with which it could have reacted to any significant extent during the preheating.
Konsentratet kan forvarmes i en inert atmosfære, f.eks. i en nitrogenatmosfære, eller den kan forvarmes mens den er begrenset til et område, f.eks. inne i et ror, som er i det vesentlige fullstendig fyllt med chargen slik at det til å begynne med hoyst kan være tilstede en liten mengde luft. Dersom konsentratet forvarmes i en inert gassatmosfære, kan det forvarmes ved å oppvarme gassen og ved å fluidisere et lag av konsentratet ved å fore den varme, inerte gass oppad gjennom dette. The concentrate can be preheated in an inert atmosphere, e.g. in a nitrogen atmosphere, or it can be preheated while confined to an area, e.g. inside a rudder, which is essentially completely filled with the charge so that initially a small amount of air may be present in the lift. If the concentrate is preheated in an inert gas atmosphere, it can be preheated by heating the gas and by fluidizing a layer of the concentrate by passing the hot, inert gas upwards through it.
Fremgangsmåten kan med fordel utfores kontinuerlig idet konsentratet i rekkefolge fores gjennom en forvarmingssone og en oxydasjonssone. Konsentratet fores i det minste gjennom oxydasjonssonen fortrinnsvis i form av et grunt, statisk lag understottet av en transportanordning som kan være en roterende herd. Stasjonære deler er fortrinnsvis anordnet over transportanordningen for å forstyrre konsentratlaget etterhvert som det fores gjennom oxydasjonssonen slik at ueksponert konsentrat vil bringes til lagets overflate. The method can advantageously be carried out continuously as the concentrate is successively fed through a preheating zone and an oxidation zone. The concentrate is fed at least through the oxidation zone, preferably in the form of a shallow, static layer supported by a transport device which can be a rotary hearth. Stationary parts are preferably arranged above the transport device to disturb the concentrate layer as it is fed through the oxidation zone so that unexposed concentrate will be brought to the surface of the layer.
Avgassene kan så avkjoles, filtreres og fores gjennom en ethanolaminopplosning for å minske gassenes svoveldioxydinnhold. Svoveldioxydet kan så frigjøres fra ethanolaminopplosningen ved å oppvarme opplbsningen med en vanndampspiral, og det avgitte svoveldioxyd overfores til vasskeform med en kompressor. The exhaust gases can then be cooled, filtered and passed through an ethanolamine solution to reduce the sulfur dioxide content of the gases. The sulfur dioxide can then be released from the ethanolamine solution by heating the solution with a steam coil, and the released sulfur dioxide is transferred to liquid form with a compressor.
En rekke forsbk ble utfort for å vise hvorledes produktets svovelinnhold og det prosentuelle molybdeninnhold i produktet som er uopploselig under alkaliske betingelser, varierer med den tid det forvarmede konsentrat er eksponert for oxygen. En analyse av utgangsmaterialet ga folgende resultater:A number of tests were carried out to show how the product's sulfur content and the percentage molybdenum content in the product which is insoluble under alkaline conditions vary with the time the preheated concentrate is exposed to oxygen. An analysis of the source material yielded the following results:
Konsentratets temperatur mens det var utsatt for oxygen, ble registrert av et termoelement som var neddykket i konsentratet. Det ble ikke tilfort ekstra varme mens konsentratet var utsatt for oxygen, og temperaturøkningen skyldtes bare den eksoterme oxyda-sjonsreaksjon. Etter at 'konsentratet var blitt utsatt for oxygen, ble det avkjolt til værelsetemperatur i en nitrogenatmosfære. The temperature of the concentrate while exposed to oxygen was recorded by a thermocouple immersed in the concentrate. No extra heat was added while the concentrate was exposed to oxygen, and the temperature rise was only due to the exothermic oxidation reaction. After the concentrate had been exposed to oxygen, it was cooled to room temperature in a nitrogen atmosphere.
Resultatene av denne forsøksserie hvor konsentratlaget hadde en tykkelse av 1,27 cm og ble forvarmet i en nitrogenatmosfære til en temperatur av 660°C for det ble utsatt for oxygen, The results of this series of experiments where the concentrate layer had a thickness of 1.27 cm and was preheated in a nitrogen atmosphere to a temperature of 660°C before it was exposed to oxygen,
er gjengitt i tabell 1. are reproduced in table 1.
Den prosentuelle mengde av produktet som er uoppløselig The percentage amount of the product that is insoluble
under alkaliske betingelser, kunne antas å skyldes produktets svovelinnhold, men det fremgår av tabell 1 at dette ikke er så. Den tilsynelatende uoverensstemmelse skyldes antagelig dannelsen av brunt molybdenoxyd ved reaksjon mellom M0S2 og MoO^. under alkaline conditions, could be assumed to be due to the product's sulfur content, but it appears from table 1 that this is not the case. The apparent discrepancy is presumably due to the formation of brown molybdenum oxide by reaction between M0S2 and MoO^.
En ytterligere forsøksserie ble utfort for å vise hvorledes den for fullstendig rosting nødvendige eksponeringstid for oxygen varierer med konsentratlagets tykkelse ved forvarmingstempe-raturen under inerte betingelser av 600°C og 650°C. Det ble ved forsok fastslått for hver lagtykkelse når rostingen var fullstendig ved å avkjole en rekke charger i en nitrogenatmosfære etter at de var blitt utsatt for oxygen i forskjellig tid. Dersom rostingen ikke var ferdig da chargen ble fjernet fra oxygenet og anbragt i en nitrogenatmosfære, ble det iakttatt en skarp forandring av gradienten til temperaturtid skurven for chargen. Dersom rostingen var avsluttet, ble det imidlertid ikke iakttatt en slik skarp forandring. A further series of experiments was carried out to show how the oxygen exposure time required for complete roasting varies with the thickness of the concentrate layer at the preheating temperature under inert conditions of 600°C and 650°C. It was experimentally determined for each layer thickness when the roasting was complete by cooling a number of charges in a nitrogen atmosphere after they had been exposed to oxygen for different times. If the roasting was not finished when the charge was removed from the oxygen and placed in a nitrogen atmosphere, a sharp change in the gradient of the temperature-time curve for the charge was observed. If the roasting had ended, however, such a sharp change was not observed.
Resultatene av denne forsøksserie er gjengitt i tabell 2. The results of this series of experiments are reproduced in table 2.
Eksempel Example
Et tort, oljefritt molybdenittkonsentrat i et 1,0 cm tykt lag på en transportør i bevegelse ble forvarmet ved hjelp av elek-triske varmeapparater i en nitrogenstrbm i samme retning som trans-porteren. En analyse av konsentratet for det ble forvarmet ga folgende resultater: A dry, oil-free molybdenite concentrate in a 1.0 cm thick layer on a moving conveyor was preheated by means of electric heaters in a stream of nitrogen in the same direction as the conveyor. An analysis of the concentrate before it was preheated gave the following results:
Konsentratet ble forvarmet til en temperatur av 630 - 670° C. Det ble så utsatt for oxygen i 3,5 minutter idet transpor-teren ble fort gjennom en oxygenstrom i motsatt retning av transpor-tørens bevegelsesretning. Chargens forbigående temperatur overskred ikke 800° C, og produktet inneholdt 2,74 vekt% svovel. En analyse av avgassene etter eksponeringen for oxygen ga fblgende omtrentlige resultater i volum?,: The concentrate was preheated to a temperature of 630 - 670° C. It was then exposed to oxygen for 3.5 minutes as the transporter passed through an oxygen stream in the opposite direction to the transporter's direction of movement. The transient temperature of the charge did not exceed 800° C, and the product contained 2.74% by weight of sulphur. An analysis of the exhaust gases after the exposure to oxygen gave the following approximate results in volume?,:
En ytterligere forsøksserie ble utfort under anvendelse av et konsentrat med den ovenstående analyse som utgangsmateriale. Rostingen ble utfort kontinuerlig idet konsentratet ble fort gjeh-nom en forvarmingssone i fravær av oxygen på en utvendig oppvarmet skruetransportbr. Det varme konsentrat ble så overfort til en enkelt herd hvor det ble bragt i kontakt med oxygen idet chargen ble holdt på en temperatur av 600° C. Konsentratet som hadde be-funnet seg på herden tilstrekkelig lenge til at denne kunne gjore nesten en hel omdreining, ble fjernet ved hjelp av en skrape. Idet de andre parametre ble holdt konstante, ble konsentratets svovelinnhold etter rosting målt for forskjellige hastigheter av oxygenstrommen idet tre målinger av konsentratets samlede svovelinnhold ble gjort på forskjellige tider for hver forskjellig stromningshastig-het for oxygenet. Gjennomsnittet av de tre verdier for konsentratets svovelinnhold ble så anvendt for å beregne den gjennomsnitt-lige reduksjon av det samlede svovelinnhold for hver forskjellig hastighet for oxygenstrommen. Resultatene av forsbkene er gjengitt i tabell 3 . A further series of experiments was carried out using a concentrate of the above analysis as starting material. The roasting was carried out continuously as the concentrate was passed through a pre-heating zone in the absence of oxygen on an externally heated screw conveyor. The hot concentrate was then transferred to a single hearth where it was brought into contact with oxygen while the charge was kept at a temperature of 600° C. The concentrate which had been on the hearth long enough for it to make almost a full revolution , was removed using a scraper. While the other parameters were kept constant, the concentrate's sulfur content after roasting was measured for different speeds of the oxygen flow, with three measurements of the concentrate's overall sulfur content being made at different times for each different oxygen flow speed. The average of the three values for the concentrate's sulfur content was then used to calculate the average reduction of the overall sulfur content for each different speed of the oxygen stream. The results of the experiments are reproduced in table 3.
Det kan, avhengig av konsentratets sammensetning etter rosting og den beregnede anvendelse av konsentratet, være bnskelig ytterligere å minske konsentratets svovel- og/eller kobberinnhold. Depending on the concentrate's composition after roasting and the intended use of the concentrate, it may be desirable to further reduce the concentrate's sulfur and/or copper content.
For ytterligere å redusere svovelinnholdet kan konsentratet knuses i f.eks. en hammermblle og rostes påny i en atmosfære av luft. På grunn av den betraktelige minskning i malmens svovelinnhold forårsaket av den opprinnelige rosting oppstår under denne sekundære rosting ikke de ulemper som er forbundet med vanlige rbsteprosesser. Det er d irfor unbdvendig å forvarme konsentratet i en inert atmosfære for det underkastes den annen rosting. Det gjenværende svovel i konsentratet etter den annen rosting foreligger i stoÉ grad eller i det vesentlige fullstendig som sul-fatforbindelser som lett kan fjernes ved utluting.- To further reduce the sulfur content, the concentrate can be crushed in e.g. a hammer ball and toasted again in an atmosphere of air. Due to the considerable reduction in the sulfur content of the ore caused by the original roasting, during this secondary roasting the disadvantages associated with ordinary roasting processes do not occur. It is therefore necessary to preheat the concentrate in an inert atmosphere before it is subjected to the second roasting. The remaining sulfur in the concentrate after the second roasting is largely or essentially completely present as sulphate compounds which can be easily removed by leaching.
Ved et forsbk ble et konsentrat med et samlet svovelinnhold av 2,62 vekt7o etter en forste rosting trinnvis malt til -65 In an experiment, a concentrate with a total sulfur content of 2.62 wt7o after a first roasting was gradually ground to -65
mesh (B.S.S.) og så tilfort en ovn hvor det ble underkastet en annen rosting ved 600° C i en atmosfære av luft. Produktets samlede svovelinnhold ble målt for forskjellige oppholdstider av chargen i ovnen. Resultatene er gjengitt i tabell 4. mesh (B.S.S.) and then added to an oven where it was subjected to another roasting at 600° C. in an atmosphere of air. The product's total sulfur content was measured for different residence times of the charge in the furnace. The results are reproduced in table 4.
Dersom konsentratet skal anvendes for direkte smelting If the concentrate is to be used for direct melting
til en ferromolybdtnlegeririg for anvendelse f.eks. innen stålindu-strien, bor konsentratets kobberinnhold være under 0,1 vekt7„. For å minske molybdenkonsentraters kobberinnhold etter rosting er konsentratet som regel blitt behandlet med kalk, men en vesentlig del to a ferromolybdtn alloy for use e.g. within the steel industry, the concentrate's copper content must be below 0.1 by weight7„. In order to reduce the copper content of molybdenum concentrates after roasting, the concentrate is usually treated with lime, but a significant part
av det således fremstilte molybden foreligger som ealciummolybdat som ikke kan anvendes direkte for smelting;til en ferromolybden-legering. Dessutan blir ved en slik fremgangsmåte eventuelt gjenværende svovel i konsentratet ikke fjernet. of the molybdenum produced in this way exists as ealcium molybdate which cannot be used directly for smelting; to a ferromolybdenum alloy. Furthermore, with such a method, any remaining sulfur in the concentrate is not removed.
Kobberinnholdet i det ved foreliggende fremgangsmåte rostede konsentrat minskes fortrinnsvis ved å behandle det rostede konsentrat med saltsyre og ferriklorid, for deretter å tilsette natriumcarbonat eller ammoniumhydroxyd til oppløsningen for at denne skal få en pH av 1,8 - ^,5, fortrinnsvis 2,9 - 3,1, for derved å utfelle ferrimolybdat som så skilles, fra oppløsningen. Det rostede konsentrat kan enten utlutes med saltsyren i nærvær av ferrikloridet eller konsentratet kan forst utlutes med saltsyre og så behandles med en oppløsning av ferriklorid. The copper content in the concentrate roasted by the present method is preferably reduced by treating the roasted concentrate with hydrochloric acid and ferric chloride, and then adding sodium carbonate or ammonium hydroxide to the solution so that it has a pH of 1.8 - ^.5, preferably 2.9 - 3.1, thereby precipitating ferric molybdate, which is then separated, from the solution. The roasted concentrate can either be leached with the hydrochloric acid in the presence of the ferric chloride or the concentrate can first be leached with hydrochloric acid and then treated with a solution of ferric chloride.
Etter at det utfelte ferrimolybdat er blitt skilt fra oppløs-ningen, tilsettes fortrinnsvis ytterligere natriumcarbonat til opp-løsningen for at denne skal få en pH av 5,7 - 6,5 for derved å utfelle kobbercarbonat. Istedenfor å tilsette ytterligere natriumcarbonat kan natriumsulfid eller hydrogensulfid anvendes for å utfelle kobberet som kobber sulfid. After the precipitated ferric molybdate has been separated from the solution, further sodium carbonate is preferably added to the solution in order to give it a pH of 5.7 - 6.5 in order to thereby precipitate copper carbonate. Instead of adding further sodium carbonate, sodium sulphide or hydrogen sulphide can be used to precipitate the copper as copper sulphide.
Dersom det er onskelig å fjerne i det vesentlige alt kobber fra konsentratet, som når det er bnskelig å oppnå molybdenmetall, If it is desired to remove substantially all copper from the concentrate, as when it is desired to obtain molybdenum metal,
er det nodvendig å anvende de mer innviklede og kostbare opplbsnings-middelekstraksjons- eller ioneutvekslings.teknikker. Det kan ikke desto mindre vise seg fordelaktig å redusere konsentratets kobberinnhold så langt som mulig ved behandling med saltsyre og ferriklorid som beskrevet ovenfor, spesielt fordi konsentratet, når det rostes ved foreliggende fremgangsmåte, kan inneholde en langt hdyere kobbermengde av ca. 7-10 vekt$ enn den mengde av ca. 2-3 vekt$ som kan tolereres ved vanlige rbsteprosesser. it is necessary to use the more complicated and expensive solvent extraction or ion exchange techniques. It may nevertheless prove advantageous to reduce the concentrate's copper content as far as possible by treatment with hydrochloric acid and ferric chloride as described above, especially because the concentrate, when roasted by the present method, may contain a much higher amount of copper of approx. 7-10 weight$ than the amount of approx. 2-3 weight$ which can be tolerated in normal manufacturing processes.
Claims (10)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| GB2417568 | 1968-05-21 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO126791B true NO126791B (en) | 1973-03-26 |
Family
ID=10207598
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO02046/69A NO126791B (en) | 1968-05-21 | 1969-05-20 |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US3833352A (en) |
| JP (1) | JPS4914047B1 (en) |
| AT (1) | AT295870B (en) |
| BE (1) | BE733269A (en) |
| FI (1) | FI50099C (en) |
| FR (1) | FR2009020A1 (en) |
| GB (1) | GB1265486A (en) |
| LU (1) | LU58664A1 (en) |
| NL (1) | NL6907712A (en) |
| NO (1) | NO126791B (en) |
| SE (1) | SE340367B (en) |
Families Citing this family (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3770414A (en) * | 1970-12-28 | 1973-11-06 | Continental Ore Corp | Recovery of rhenium and molybdenum values from molybdenite concentrates |
| US3941867A (en) * | 1974-09-04 | 1976-03-02 | Canadian Patents And Development Limited | Production of molybdenum trioxide from molybdenite in a fluidized bed |
| US4039325A (en) * | 1974-09-24 | 1977-08-02 | Amax Inc. | Vacuum smelting process for producing ferromolybdenum |
| US4045216A (en) * | 1975-11-03 | 1977-08-30 | Amax Inc. | Direct reduction of molybdenum oxide to substantially metallic molybdenum |
| JPS5316074U (en) * | 1976-07-21 | 1978-02-10 | ||
| DE3128921C2 (en) * | 1981-07-22 | 1984-11-29 | GfE Gesellschaft für Elektrometallurgie mbH, 4000 Düsseldorf | Process for the extraction of molybdenum oxide |
| US4512958A (en) * | 1983-10-28 | 1985-04-23 | Gfe Gesellschaft Fur Elektrometallurgie Mbh | Method of recovering molybdenum oxide |
| US4547220A (en) * | 1984-04-24 | 1985-10-15 | Amax Inc. | Reduction of MoO3 and ammonium molybdates by ammonia in a rotary furnace |
| US4551312A (en) * | 1984-11-13 | 1985-11-05 | Atlantic Richfield Company | Process for converting molybdenite to molybdenum oxide |
| US5223234A (en) * | 1988-12-22 | 1993-06-29 | Kloeckner-Humboldt-Deutz Ag | Method for producing molybdenum trioxide (MOO3) from raw materials that contain MOS2 |
| US7854908B2 (en) | 2008-08-20 | 2010-12-21 | Hnat James G | Method and apparatus for the recovery of molybdenum from spent catalysts |
| JP4859970B2 (en) * | 2009-10-22 | 2012-01-25 | Jfeミネラル株式会社 | Molybdenum refining method |
| CN103866116B (en) * | 2014-03-27 | 2015-11-04 | 西北有色金属研究院 | A kind of oxidation method of molybdenum concentrate |
Family Cites Families (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1426602A (en) * | 1918-12-16 | 1922-08-22 | Robertson Frederick Dun Struan | Process for obtaining volatilizable metal oxides |
| US1570777A (en) * | 1923-06-13 | 1926-01-26 | Robert D Pike | Process for treating sulphide ores |
| US1514972A (en) * | 1924-04-01 | 1924-11-11 | Carl M Loeb | Process of producing molybdates |
| US2096846A (en) * | 1935-10-11 | 1937-10-26 | Donahue And Cunningham | Process for treating molybdenite concentrates |
| US2772153A (en) * | 1955-08-04 | 1956-11-27 | Texas Gulf Sulphur Co | Roasting pyrites |
| US2878102A (en) * | 1955-11-30 | 1959-03-17 | Continental Ore Corp | Recovery of metallic and non-metallic values from sulfide and sulfide-oxide ores |
| FR1357784A (en) * | 1963-02-28 | 1964-04-10 | Electro Chimie Soc D | Molybdenum dioxide manufacturing process |
| US3196004A (en) * | 1963-04-01 | 1965-07-20 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Molybdenum recovery process |
| US3455677A (en) * | 1967-04-27 | 1969-07-15 | Union Carbide Corp | Process for recovering copper and molybdenum from ore concentrates |
-
1968
- 1968-05-21 GB GB2417568A patent/GB1265486A/en not_active Expired
-
1969
- 1969-05-14 US US00824682A patent/US3833352A/en not_active Expired - Lifetime
- 1969-05-19 BE BE733269D patent/BE733269A/xx unknown
- 1969-05-19 SE SE07018/69A patent/SE340367B/xx unknown
- 1969-05-19 LU LU58664D patent/LU58664A1/xx unknown
- 1969-05-20 NO NO02046/69A patent/NO126791B/no unknown
- 1969-05-20 NL NL6907712A patent/NL6907712A/xx unknown
- 1969-05-21 FI FI691529A patent/FI50099C/en active
- 1969-05-21 AT AT484469A patent/AT295870B/en not_active IP Right Cessation
- 1969-05-21 FR FR6916484A patent/FR2009020A1/fr not_active Withdrawn
- 1969-05-21 JP JP44039343A patent/JPS4914047B1/ja active Pending
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE1925983B2 (en) | 1972-04-06 |
| LU58664A1 (en) | 1970-05-27 |
| FR2009020A1 (en) | 1970-01-30 |
| FI50099C (en) | 1975-12-10 |
| JPS4914047B1 (en) | 1974-04-04 |
| AT295870B (en) | 1972-01-25 |
| FI50099B (en) | 1975-09-01 |
| BE733269A (en) | 1969-11-19 |
| SE340367B (en) | 1971-11-15 |
| US3833352A (en) | 1974-09-03 |
| DE1925983A1 (en) | 1969-11-27 |
| GB1265486A (en) | 1972-03-01 |
| NL6907712A (en) | 1969-11-25 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US2187750A (en) | Treatment of ores | |
| US5123956A (en) | Process for treating ore having recoverable gold values and including arsenic-, carbon- and sulfur-containing components by roasting in an oxygen-enriched gaseous atmosphere | |
| EP0508542B1 (en) | Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components | |
| NO126791B (en) | ||
| SU1433419A3 (en) | Method of separating gold and silver from complex sulfide ores and concentrates | |
| CA1109643A (en) | Process for producing purified ammonium molybdate solution | |
| Taylor et al. | Pyrometallurgical processing technologies for treating high arsenic copper concentrates | |
| Bayer et al. | Thermal analysis of chalcopyrite roasting reactions | |
| US2084394A (en) | Art of refining metals | |
| SE435791B (en) | PROCEDURE FOR TREATMENT OF A PULRITHAL POLYMETALLIC SULFIDE FORM MATERIAL | |
| US3053614A (en) | Molybdenum process | |
| Mukherjee et al. | Chloridizing roasting process for a complex sulfide concentrate | |
| RU2398034C1 (en) | Procedure for processing sulphide gold containing arsenic-antimonous concentrates or ores | |
| CN110799253A (en) | Method and system for recovering metals from arsenic sulfide bearing ores | |
| SE442595B (en) | PROCEDURE FOR TREATMENT OF A PYRITHLICALLY METALIC MATERIAL | |
| US3674462A (en) | Process for low temperature chlorination of roasted products from an iron sulphide roasting process prior to leaching out the nonferrous metal present therein | |
| US3146093A (en) | Process for the preparation of molybdenum metal | |
| RU2604551C1 (en) | Method of processing gold-bearing scorodite ore | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| US1963546A (en) | Process for making pigments | |
| US737059A (en) | Art of treating rebellious or refractory ores. | |
| US1762867A (en) | Process for working up complex ores and metallurgical products | |
| US15542A (en) | Improvement in processes of separating silver from the | |
| US2074210A (en) | Method of preparing metallic sulphates from sulphide ores and the like | |
| US1979279A (en) | Method of treating ore materials |