[go: up one dir, main page]

RU2536615C1 - Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates - Google Patents

Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2536615C1
RU2536615C1 RU2013138541/02A RU2013138541A RU2536615C1 RU 2536615 C1 RU2536615 C1 RU 2536615C1 RU 2013138541/02 A RU2013138541/02 A RU 2013138541/02A RU 2013138541 A RU2013138541 A RU 2013138541A RU 2536615 C1 RU2536615 C1 RU 2536615C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
molybdenum
rhenium
solution
leaching
stage
Prior art date
Application number
RU2013138541/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Борис Дмитриевич Халезов
Евгений Иванович Харин
Николай Анатольевич Ватолин
Евгений Александрович Зеленин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority to RU2013138541/02A priority Critical patent/RU2536615C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2536615C1 publication Critical patent/RU2536615C1/en

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates involves mixing of concentrates with an additive of calcium oxide taken in the quantity of 2-2.5 times excess of the stoichiometrically required one for connection of molybdenum, rhenium and sulphur at oxidation annealing into non-volatile compounds. Then, oxidation annealing of the mixture is performed during 60-120 minutes. Leaching of the obtained stub end is performed in two stages. Water leaching is performed at the first stage during 60-80 minutes at S:L ratio of at least 1:2 and temperature of 90-95°C for selective extraction of rhenium into the solution. At the second stage, leaching is performed by means of a solution of alkali metal carbonate for extraction into the solution of molybdenum and the rest rhenium.
EFFECT: improving efficiency of the method and selective separation of molybdenum and rhenium.
2 cl, 1 dwg, 1 tbl, 1 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для извлечения молибдена и рения из сульфидных и смешанных молибденсодержащих концентратов.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used to extract molybdenum and rhenium from sulfide and mixed molybdenum-containing concentrates.

Известен способ окислительного обжига молибденового концентрата и промпродуктов в шахтной печи непрерывного действия, включающий подачу в печь воздуха и удаление обжиговых газов, при этом в верхней загрузочной зоне печи образуется движение твердой и газовой фаз, имеющих температуру 600-700°C, в одном направлении, что обеспечивает окисление молибдена, полное сжигание органических веществ и высокую степень отгонки рения и осмия в газовую фазу (патент РФ №2106420, МПК 6 С22В 34/34, опубл. 1998.03.10).There is a method of oxidative roasting of molybdenum concentrate and intermediate products in a continuous shaft furnace, which includes supplying air to the furnace and removing calcining gases, while in the upper loading zone of the furnace there is a movement of solid and gas phases having a temperature of 600-700 ° C in one direction, which provides oxidation of molybdenum, complete combustion of organic substances and a high degree of distillation of rhenium and osmium into the gas phase (RF patent No. 2106420, IPC 6 C22B 34/34, publ. 1998.03.10).

Недостатками способа являются проведение обжига при повышенных температурах, что требует значительных энергозатрат, и сложность выделения рения и осмия из газовой фазы.The disadvantages of the method are firing at elevated temperatures, which requires significant energy consumption, and the complexity of the allocation of rhenium and osmium from the gas phase.

Известен способ извлечения молибдена из окисленных руд или концентратов, включающий смешивание их с известью (CaO) в количестве 3-4%, обжиг смеси при температуре 700-850°C, выщелачивание огарка 2-3% раствором карбоната натрия при температуре 90°C и отношении Т:Ж 1:2,5 с последующим отделением кека от фильтрата и извлечением молибдена из фильтрата путем осаждения молибдена в виде трисульфида или ионообменным способом (А.Н. Зеликман. Молибден. М.: Металлургия, 1970, с.109-110).A known method of extracting molybdenum from oxidized ores or concentrates, including mixing them with lime (CaO) in an amount of 3-4%, firing the mixture at a temperature of 700-850 ° C, leaching the cinder with a 2-3% solution of sodium carbonate at a temperature of 90 ° C and ratio T: W 1: 2.5, followed by separation of the cake from the filtrate and extraction of molybdenum from the filtrate by precipitation of molybdenum in the form of trisulfide or by ion-exchange method (A.N. Zelikman. Molybdenum. M .: Metallurgy, 1970, pp. 109-110 )

Недостатками данного способа являются:The disadvantages of this method are:

- необходимость улавливания токсичного сернистого ангидрида, выделяющегося в газовую фазу из-за неполноты связывания серы в процессе обжига;- the need to capture toxic sulfur dioxide released in the gas phase due to incomplete sulfur binding during the firing process;

- потери рения с отходящими газами сернистого ангидрида;- loss of rhenium with exhaust gases of sulfur dioxide;

- повышенные энергетические затраты при проведении обжига при температурах выше 700°C;- increased energy costs during firing at temperatures above 700 ° C;

- недостаточно полное извлечение молибдена в раствор при выщелачивании огарка.- insufficiently complete extraction of molybdenum into the solution during cinder leaching.

Наиболее близким по совокупности существенных признаков является способ переработки сульфидных и смешанных молибденсодержащих концентратов, включающий их смешивание с добавками, выбранными из MgO, MgCO3, СаО, CaO2, СаСО3, ВаО, BaO2, ВаСО3, в количестве 100-120% от стехиометрически необходимого для связывания серы, окислительный обжиг смеси при температуре 450-650°C, выщелачивание огарка раствором карбоната щелочного металла (натрия или калия) концентрацией 150-200 г/дм3 с получением раствора, содержащего молибден и рений, и извлечение металлов из продуктов выщелачивания (патент РФ №2393253, МПК 8 С22В 34/34, опубл. 2010.06.27).The closest set of essential features is a method for processing sulfide and mixed molybdenum-containing concentrates, including mixing them with additives selected from MgO, MgCO 3 , CaO, CaO 2 , CaCO 3 , BaO, BaO 2 , BaCO 3 , in an amount of 100-120% from stoichiometrically necessary for sulfur binding, oxidative roasting of the mixture at a temperature of 450-650 ° C, leaching of the cinder with a solution of alkali metal carbonate (sodium or potassium) with a concentration of 150-200 g / dm 3 to obtain a solution containing molybdenum and rhenium, and metal recovery from prod such as are for leaching (RF patent №2393253, IPC 8 S22V 34/34, publ. 2010.06.27).

Недостатком данного способа является недостаточно высокая эффективность, обусловленная присутствием в огарке слаборастворимых соединений молибдена и рения, которые препятствуют в дальнейшем переводу их в раствор, а также невозможностью селективного разделения при содовом выщелачивании молибдена и рения в отдельные продукты из коллективного молибденрениевого раствора.The disadvantage of this method is the insufficiently high efficiency due to the presence in the cinder of poorly soluble compounds of molybdenum and rhenium, which prevent their further conversion to solution, as well as the impossibility of selective separation during soda leaching of molybdenum and rhenium into separate products from collective molybdenum solution.

Техническим результатом заявляемого изобретения является повышение эффективности способа переработки молибденсодержащих концентратов путем полного перевода молибдена и рения в соответствующие хорошо растворимые кальциевые соединения CaMoO4 и Ca(ReO4)2 и серы в плохо растворимый CaSO4 при окислительном обжиге и последующего селективного разделения молибдена и рения.The technical result of the claimed invention is to increase the efficiency of the method of processing molybdenum-containing concentrates by completely converting molybdenum and rhenium into the corresponding highly soluble calcium compounds CaMoO 4 and Ca (ReO 4 ) 2 and sulfur into poorly soluble CaSO 4 during oxidative roasting and subsequent selective separation of molybdenum and rhenium.

Указанный результат достигается тем, что в способе переработки сульфидных и смешанных молибденсодержащих концентратов, включающем смешивание концентратов с добавкой оксида кальция, окислительный обжиг смеси, выщелачивание полученного огарка раствором карбоната щелочного металла и извлечение молибдена и рения из раствора, согласно изобретению оксид кальция добавляют в количестве 2-2,5-кратного избытка от стехиометрически необходимого для связывания молибдена, рения и серы при окислительном обжиге, выщелачивание полученного огарка проводят в две стадии, при этом на первой стадии осуществляют водное выщелачивание в течение 60-80 минут при Т:Ж не менее 1:2 и температуре 90-95°C для селективного извлечения рения в раствор, а на второй стадии выщелачивание ведут раствором карбоната щелочного металла для извлечения в раствор молибдена и оставшегося рения. Кроме того, окислительный обжиг ведут в течение 60-120 минут.This result is achieved by the fact that in the method for processing sulfide and mixed molybdenum-containing concentrates, comprising mixing the concentrates with calcium oxide, oxidizing the mixture, leaching the calcined solution with an alkali metal carbonate solution and extracting molybdenum and rhenium from the solution, calcium oxide is added in an amount of 2 -2.5-fold excess of stoichiometrically necessary for the binding of molybdenum, rhenium and sulfur during oxidative firing, leaching of the cinder obtained bred in two stages, while in the first stage, water leaching is carried out for 60-80 minutes at T: W at least 1: 2 and a temperature of 90-95 ° C for selective extraction of rhenium into the solution, and in the second stage, leaching is carried out with a carbonate solution alkali metal to extract molybdenum and the remaining rhenium into the solution. In addition, oxidative firing is carried out for 60-120 minutes.

Добавление СаО к концентрату в количестве 2-2,5-кратного избытка от стехиометрически необходимого для связывания молибдена, серы и рения позволяет в процессе окислительного обжига полностью перевести серу, молибден и рений в нелетучие соединения: SO2 в CaSO4, а Мо и Re в CaMoO4 и Ca(ReO4)2, реакции (1), (2), (3):The addition of CaO to the concentrate in an amount of 2-2.5-fold excess of the stoichiometrically necessary for the binding of molybdenum, sulfur, and rhenium allows the complete conversion of sulfur, molybdenum, and rhenium to non-volatile compounds during oxidative firing: SO 2 in CaSO 4 , and Mo and Re in CaMoO 4 and Ca (ReO 4 ) 2 , reactions (1), (2), (3):

S O 2 + C a O + 1 / 2 O 2 = C a S O 4 ( 1 )

Figure 00000001
S O 2 + C a O + one / 2 O 2 = C a S O four ( one )
Figure 00000001

M o O 3 + C a O = C a M o O 4 ( 2 )

Figure 00000002
M o O 3 + C a O = C a M o O four ( 2 )
Figure 00000002

Re 2 O 7 + C a O = C a ( Re O 4 ) 2 ( 3 )

Figure 00000003
Re 2 O 7 + C a O = C a ( Re O four ) 2 ( 3 )
Figure 00000003

Это предопределяет возможность селективного разделения молибдена и рения при проведении выщелачивания огарка в две стадии. В качестве селективного растворителя рения было выбрано именно водное выщелачивание перрената кальция, так как он имеет достаточно хорошую растворимость, а молибдат кальция, образующийся в результате окислительного обжига, не растворяется в воде.This determines the possibility of selective separation of molybdenum and rhenium during cinder leaching in two stages. It was water leaching of calcium perrenate that was chosen as a selective rhenium solvent, since it has a fairly good solubility, and the calcium molybdate formed as a result of oxidative firing does not dissolve in water.

На первой стадии из огарка извлекают рений водным раствором в течение 60-80 минут при Т:Ж не менее 1:2 и температуре 90-95°C. Так как кальциевые соединения молибдена малорастворимы в воде, а кальциевые соединения рения имеют достаточно высокую растворимость, это позволяет селективно перевести рений в водный раствор с полнотой извлечения до 76%. Для извлечения молибдена кеки после первой стадии выщелачивания обрабатывают растворами карбоната натрия (Na2CO3) или карбоната калия (К2СО3) с концентрацией 150-200 г/дм3, что позволяет на 99,8% перевести в раствор молибден и остаточное количество рения с получением при последующих операциях чистых товарных продуктов молибдена и рения по известным технологиям.In the first stage, rhenium is extracted from the cinder with an aqueous solution for 60-80 minutes at T: W of at least 1: 2 and a temperature of 90-95 ° C. Since calcium molybdenum compounds are poorly soluble in water, and calcium rhenium compounds have a sufficiently high solubility, this allows rhenium to be selectively transferred into an aqueous solution with a complete recovery of up to 76%. To extract molybdenum, the cakes after the first leaching stage are treated with solutions of sodium carbonate (Na 2 CO 3 ) or potassium carbonate (K 2 CO 3 ) with a concentration of 150-200 g / dm 3 , which allows 99.8% to transfer molybdenum and residual the amount of rhenium to obtain, during subsequent operations, pure marketable products of molybdenum and rhenium according to known technologies.

Заявленный способ переработки молибденовых концентратов прошел испытания в лабораторных условиях.The claimed method of processing molybdenum concentrates has been tested in laboratory conditions.

Пример. Сульфидный молибденовый концентрат Южно-Шамейского месторождения, содержащий, масс.%: 42,6 Мо; 0,004 Re; 31,9 S, в количестве 15 г смешивали с оксидом кальция в количестве 25 г (что составляет 2-кратный избыток от стехиометрически необходимого для связывания молибдена, рения и серы при окислительном обжиге). Полученную смесь массой 40 г, содержащую, масс.%: 16,29 Мо; 0,0016 Re; 11,89 S; 42,56 Ca, помещали в муфельную печь ПВК-1,4-8 и производили обжиг при 600°C с непрерывной подачей кислорода воздуха (расход воздуха 100 дм3/ч) и продолжительностью 120 мин. При этом образовывались огарок и газы. Газы анализировали на содержание соединений рения калориметрическим методом, соединений серы - на газоанализаторе модели «МГЛ-19.3А». Рения и серы в газах не обнаружено. После охлаждения огарок выгружали из печи и подвергали анализу на содержание молибдена, рения, серы, кальция. Огарок массой 44,842 г, содержащий масс.%: 14,52 Мо; 0,0014 Re; 10,82 S; 37,91 Ca, подвергали выщелачиванию на первой стадии водным раствором при Т:Ж, равном 1:2, температуре 95°C в течение 60 минут с получением раствора, содержащего, мг/дм3: 4,5 Мо; 4,74 Re, и кека, содержащего, масс.%: 14,693 Мо; 0,00034 Re. Извлечение в раствор на первой стадии составило, %: 0,009 Мо; 75,9 Re, полученный раствор может быть направлен на получение перрената аммония по известным технологиям. Кек подвергали второй стадии выщелачивания раствором карбоната натрия концентрацией 200 г/дм3, отношение Т:Ж - 1:4, при температуре 90°C в течение 60 мин с получением раствора, содержащего 32,48 г/дм3 Мо и 0,75 мг/дм3 Re и остатка, содержащего, масс.%: 0,055 Мо; <0,00001 Re. Извлечение в раствор на второй стадии составило, %: 99,8 Мо; 24,0 Re, полученный раствор может быть направлен на последовательное получение вначале перрената аммония, а затем молибдата кальция по известным технологиям. Извлечение при двухстадийном выщелачивании составило, %: 99,8 Мо и 99,9 Re.Example. Sulphide molybdenum concentrate of the South Shameysk deposit, containing, wt.%: 42.6 Mo; 0.004 Re; 31.9 S, in an amount of 15 g was mixed with calcium oxide in an amount of 25 g (which is a 2-fold excess of the stoichiometrically necessary for the binding of molybdenum, rhenium and sulfur during oxidative roasting). The resulting mixture weighing 40 g, containing, wt.%: 16,29 Mo; 0.0016 Re; 11.89 S; 42.56 Ca was placed in a PVK-1.4-8 muffle furnace and fired at 600 ° C with continuous supply of air oxygen (air flow 100 dm 3 / h) and a duration of 120 minutes. In this case, cinder and gases were formed. Gases were analyzed for the content of rhenium compounds by the calorimetric method, sulfur compounds were analyzed on a gas analyzer of the MGL-19.3A model. Rhenium and sulfur were not detected in the gases. After cooling, the cinder was unloaded from the furnace and subjected to analysis for the content of molybdenum, rhenium, sulfur, calcium. A cinder weighing 44.842 g, containing wt.%: 14.52 Mo; 0.0014 Re; 10.82 S; 37.91 Ca, was subjected to leaching in the first stage with an aqueous solution at T: W equal to 1: 2, temperature 95 ° C for 60 minutes to obtain a solution containing, mg / dm 3 : 4,5 Mo; 4.74 Re, and cake containing, wt.%: 14.693 Mo; 0,00034 Re. The extraction into the solution in the first stage was,%: 0.009 Mo; 75.9 Re, the resulting solution can be aimed at obtaining ammonium perrenate by known technologies. The cake was subjected to the second stage of leaching with a solution of sodium carbonate with a concentration of 200 g / dm 3 , the ratio T: W - 1: 4, at a temperature of 90 ° C for 60 min to obtain a solution containing 32.48 g / dm 3 Mo and 0.75 mg / dm 3 Re and the residue containing, wt.%: 0,055 Mo; <0.00001 Re. The extraction into the solution in the second stage was,%: 99.8 Mo; 24,0 Re, the resulting solution can be aimed at sequentially receiving first ammonium perrenate, and then calcium molybdate according to known technologies. The recovery in two-stage leaching was,%: 99.8 Mo and 99.9 Re.

В аналогичных условиях осуществляли окислительный обжиг сульфидного молибденсодержащего концентрата, содержащего, масс.%: 42,6 Мо; 31,7 S; 0,004 Re, с варьированием добавки оксида кальция в количестве 2-2,5-кратного избытка от стехиометрически необходимого для связывания молибдена, рения и серы при окислительном обжиге, о количестве полученных в огарке растворимых соединений CaMoO4, CaSO4 и Ca(ReO4)2 можно судить по интенсивности линий соответствующих соединений на рентгенограмме, представленной на чертеже.Under similar conditions, oxidative calcination of a sulfide molybdenum-containing concentrate was carried out, containing, wt.%: 42.6 Mo; 31.7 S; 0.004 Re, with a variation in the addition of calcium oxide in an amount of 2-2.5-fold excess of the stoichiometrically necessary for the binding of molybdenum, rhenium and sulfur during oxidative firing, on the amount of soluble compounds CaMoO 4 , CaSO 4 and Ca (ReO 4 ) obtained in the cinder 2 can be judged by the intensity of the lines of the corresponding compounds in the x-ray shown in the drawing.

Результаты опытов по выщелачиванию в две стадии полученного огарка, содержащего, масс.%: 14,52 Мо; 10,82 S; 37,91 Са; 0,0014 Re, приведены в таблице. При этом на первой стадии водное выщелачивание огарка осуществляли в течение 60-80 минут при Т:Ж не менее 1:2 и температуре 90-95°C для селективного перевода перрената кальция в раствор. На второй стадии выщелачивания раствором карбоната натрия по условиям примера подвергали кеки, полученные при оптимальных условиях водного выщелачивания.The results of experiments on leaching in two stages of the obtained cinder containing, wt.%: 14.52 Mo; 10.82 S; 37.91 Ca; 0.0014 Re are given in the table. At the same time, in the first stage, the water leaching of the cinder was carried out for 60-80 minutes at T: W of at least 1: 2 and a temperature of 90-95 ° C for the selective transfer of calcium perrenate into solution. In the second stage of leaching with a sodium carbonate solution, according to the conditions of the example, the cakes obtained under optimal conditions of aqueous leaching were subjected.

Таким образом, предлагаемый способ обеспечивает по сравнению с прототипом высокое селективное извлечение рения и молибдена из молибденсодержащих концентратов за счет:Thus, the proposed method provides, in comparison with the prototype, a high selective extraction of rhenium and molybdenum from molybdenum-containing concentrates due to:

- полного связывания при обжиге серы в виде SO2 в CaSO4, молибдена в виде МоО3 в CaMoO4 и рения в виде Re2O7 в Ca(ReO4)2;- complete binding during firing of sulfur in the form of SO 2 in CaSO 4 , molybdenum in the form of MoO 3 in CaMoO 4 and rhenium in the form of Re 2 O 7 in Ca (ReO 4 ) 2 ;

- получения огарка, содержащего молибден и рений в виде молибдата и перрената кальция в форме, пригодной для селективного их разделения гидрометаллургическим способом;- obtaining cinder containing molybdenum and rhenium in the form of molybdate and calcium perrenate in a form suitable for selective separation by hydrometallurgical method;

- перевода рения в раствор при селективном водном выщелачивании на 75,9% и полное доизвлечение рения (24,0%) и извлечение молибдена на 99,8% при содовом выщелачивании остатка от водного выщелачивания огарка.- transfer of rhenium into solution with selective water leaching by 75.9% and complete additional extraction of rhenium (24.0%) and molybdenum recovery by 99.8% with soda leaching of the residue from water leaching of cinder.

Результаты опытов по выщелачиванию огарка молибденового концентрата в две стадииThe results of experiments on leaching the cinder of molybdenum concentrate in two stages Температура, °CTemperature ° C Продолжительность, минDuration min Отношение, Т:ЖRatio, T: F Первая стадия - водное выщелачиваниеThe first stage - water leaching Вторая стадия - карбонатное выщелачиваниеStage Two - Carbonate Leaching Извлечение из огарка, %Extract from the cinder,% СодержаниеContent Извлечение в раствор, %Recovery in solution,% СодержаниеContent Извлечение в раствор %Recovery in solution% В растворе, мг/дм3 In solution, mg / DM 3 В кеке, %In cake,% В раствореIn solution В остатке , %In the balance,% МоMo ReRe МоMo ReRe МоMo ReRe Мо г/дм3 Mo g / dm 3 Re мг/дм3 Re mg / dm 3 МоMo ReRe МоMo ReRe МоMo ReRe ПрототипPrototype -- -- -- -- -- -- 99,899.8 9898 99,899.8 9898 Предлагаемый способThe proposed method 8080 6060 1:21: 2 3,003.00 3,893.89 14,67514,675 0,000410,00041 0,0060.006 67,567.5 9090 6060 1:21: 2 4,694.69 4,184.18 14,5714.57 0,000350,00035 0,0080.008 74,074.0 9595 6060 1:21: 2 4,54,5 4,744.74 14,69314,693 0,000340,00034 0,0090.009 75,975.9 32,4832,48 0,750.75 0,0550,055 0,000010.00001 99,899.8 24,024.0 99,899.8 99,999.9 9595 50fifty 1:21: 2 3,923.92 3,843.84 14,6114.61 0,000420,00042 0,0070.007 68,068.0 9595 6060 1:21: 2 4,54,5 4,744.74 14,69314,693 0,000340,00034 0,0090.009 75,975.9 32,4832,48 0,750.75 0,0550,055 0,000010.00001 99,899.8 24,024.0 99,899.8 99,999.9 9595 8080 1:21: 2 4,624.62 4,134.13 14,5614.56 0,000350,00035 0,0080.008 74,074.0 9595 9090 1:21: 2 4,874.87 4,054.05 14,69214,692 0,000390,00039 0,0120.012 72,172.1 9595 6060 1:11: 1 2,752.75 3,673.67 14,6514.65 0,000530,00053 0,0060.006 62,562.5 9595 6060 1:21: 2 4,54,5 4,744.74 14,69314,693 0,000340,00034 0,0090.009 75,975.9 32,4832,48 0,750.75 0,0550,055 0,000010.00001 99,899.8 24,024.0 99,899.8 99,999.9 9595 6060 1:31: 3 7,427.42 4,264.26 14,7214.72 0,000350,00035 0,0150.015 74,874.8 -- --

Claims (2)

1. Способ переработки сульфидных и смешанных молибденсодержащих концентратов, включающий смешивание концентратов с добавкой оксида кальция, окислительный обжиг смеси, выщелачивание полученного огарка раствором карбоната щелочного металла и извлечение молибдена и рения из раствора, отличающийся тем, что оксид кальция добавляют в количестве 2-2,5-кратного избытка от стехиометрически необходимого для связывания молибдена, рения и серы при окислительном обжиге в нелетучие соединения, выщелачивание полученного огарка проводят в две стадии, при этом на первой стадии осуществляют водное выщелачивание в течение 60-80 минут при Т:Ж не менее 1:2 и температуре 90-95°C для селективного извлечения рения в раствор, а на второй стадии выщелачивание ведут раствором карбоната щелочного металла для извлечения в раствор молибдена и оставшегося рения.1. A method of processing sulfide and mixed molybdenum-containing concentrates, including mixing concentrates with the addition of calcium oxide, oxidizing the mixture, leaching the cinder with a solution of alkali metal carbonate and extracting molybdenum and rhenium from the solution, characterized in that the calcium oxide is added in an amount of 2-2, 5-fold excess of stoichiometrically necessary for the binding of molybdenum, rhenium and sulfur during oxidative firing into non-volatile compounds, the leaching of the cinder is carried out in two stages in this case, in the first stage, water leaching is carried out for 60-80 minutes at T: W of at least 1: 2 and a temperature of 90-95 ° C for selective extraction of rhenium into the solution, and in the second stage, leaching is carried out with an alkali metal carbonate solution to extract into a solution of molybdenum and the remaining rhenium. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что окислительный обжиг ведут в течение 60-120 минут. 2. The method according to claim 1, characterized in that the oxidative firing is carried out for 60-120 minutes.
RU2013138541/02A 2013-08-19 2013-08-19 Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates RU2536615C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013138541/02A RU2536615C1 (en) 2013-08-19 2013-08-19 Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013138541/02A RU2536615C1 (en) 2013-08-19 2013-08-19 Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2536615C1 true RU2536615C1 (en) 2014-12-27

Family

ID=53287394

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2013138541/02A RU2536615C1 (en) 2013-08-19 2013-08-19 Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2536615C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2703757C1 (en) * 2019-04-10 2019-10-22 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2830802C1 (en) * 2024-05-14 2024-11-26 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Method of processing molybdenite concentrates

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0832040A1 (en) * 1995-06-12 1998-04-01 H.C. Starck GmbH & Co. KG Process for producing pure ammonium metallates
JP2002037627A (en) * 2000-07-27 2002-02-06 Nippon Telegr & Teleph Corp <Ntt> Molybdenum chemical separation method
RU2241051C1 (en) * 2003-04-01 2004-11-27 Федеральное государственное унитарное предприятие "Всероссийский научно-исследовательский и проектный институт тугоплавких металлов и твердых сплавов" Method of processing molybdenum raw material
RU2281914C1 (en) * 2005-04-05 2006-08-20 Закрытое акционерное общество "ОКТАГОН" Method of processing molybdenum-containing raw material
RU2393253C1 (en) * 2009-06-08 2010-06-27 УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates for extraction of molybdenum and rhenium

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0832040A1 (en) * 1995-06-12 1998-04-01 H.C. Starck GmbH & Co. KG Process for producing pure ammonium metallates
JP2002037627A (en) * 2000-07-27 2002-02-06 Nippon Telegr & Teleph Corp <Ntt> Molybdenum chemical separation method
RU2241051C1 (en) * 2003-04-01 2004-11-27 Федеральное государственное унитарное предприятие "Всероссийский научно-исследовательский и проектный институт тугоплавких металлов и твердых сплавов" Method of processing molybdenum raw material
RU2281914C1 (en) * 2005-04-05 2006-08-20 Закрытое акционерное общество "ОКТАГОН" Method of processing molybdenum-containing raw material
RU2393253C1 (en) * 2009-06-08 2010-06-27 УЧРЕЖДЕНИЕ РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК ИНСТИТУТ МЕТАЛЛУРГИИ УРАЛЬСКОГО ОТДЕЛЕНИЯ РАН (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates for extraction of molybdenum and rhenium

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2703757C1 (en) * 2019-04-10 2019-10-22 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2830802C1 (en) * 2024-05-14 2024-11-26 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Method of processing molybdenite concentrates

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR20200024909A (en) Method for dissolving lithium compound, method for producing lithium carbonate, and method for recovering lithium from lithium ion secondary battery scrap
DK179668B1 (en) Process for selective rare earth extraction with sulfur recovery
CN104946903A (en) Method for recovering metal resource from zinc calcine through reduction roasting-leaching-zinc sinking
RU2393253C1 (en) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates for extraction of molybdenum and rhenium
RU2536615C1 (en) Method for processing of sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2493280C1 (en) Processing method of molybdenite concentrates
KR20200039716A (en) Recovery of metal from pyrite
RU2441084C2 (en) Method of molybdenum concentrate processing
RU2539813C1 (en) Method of manganese ore processing
RU2532697C2 (en) Method of processing silver-containing concentrates
RU2618595C1 (en) Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores
RU2703757C1 (en) Method of processing sulphide and mixed molybdenum-containing concentrates
RU2191840C1 (en) Method of processing molybdenite concentrates and middlings
RU2385353C2 (en) Method of processing vanadium containing converter slag
Doniyor et al. The results of laboratory research processing of zinc cake zinc plant JSC" Almalyk MMC"
RU2696989C1 (en) Method for processing molybdenite-containing concentrates
RU2434063C1 (en) Procedure for determination of gold in ore and concentrates
RU2273677C1 (en) Method of processing blended tungsten-tin concentrates
RU2368681C1 (en) Recover method of uranium from hard ores
JP2022125620A (en) Valuable metal recovery method and recovery device
SU22601A1 (en) Method for preparing zinc-containing solution suitable for electrolytic zinc release
Kopylov et al. Output of arsenic from dumps of plant «Tuvakobalt» by combined method
RU2618591C2 (en) Method of vanadium, magnesium, manganese-containing materials complex processing
Kholikulov RESEARCH INTO MODERN TECHNOLOGIES OF HYDROMETALLURGICAL PROCESSING OF ZINC CAKES
RU2824119C1 (en) Method for pyrometallurgical extraction of zinc from dust of arc steel-making furnaces

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20180820