还已知可以从通过以下方法获得的钼酸制备氧化钼。在低于氧气的理论浓度的氧气分压升高和温度升高的情况下,在密封的容器中用硝酸浸出含钼矿物的钼。例如,这已由Intern中的G. Bjorling和G. A. Kolta公开。选矿过程。工程师,技术论文,第七版,纽约市,1964-127-38和J. Chem。 U.A.R. ,见第12卷,第3期,第423-435页(1969)。
在硝酸浸出钼矿物中,二硫化钼被氧化成钼酸和硫酸,其方程式如下:## EQU1#但是,由于钼酸仅在有限的程度上溶于酸介质中,因此在氧化过程中会发生大部分钼酸的沉淀,并且可以将该沉淀物从中滤出。该溶液与硅酸盐脉石一起,可以直接用作工业级氧化钼,或者经过简单的煅烧处理后,可以用作工业级氧化钼。如果反应在足够的压力下和超过115℃的温度下进行,则钼酸就地脱水成氧化钼,这样就可以直接获得工业化的氧化钼。过去使它们变得不经济的处理过程在加拿大专利No.5,886,200中进行了讨论。 1972年7月25日授予Bengt O. P. Mollerstedt和Karl-Erik Backius的美国专利905,641。其困难在于难以从浸出液中回收溶解的钼酸,该浸出液除了硫酸和未消耗的硝酸外还含有rh,铜,铁和其他杂质。该溶液中的钼含量可以占进料中钼含量的20至25%(重量)。
已知可以通过溶剂萃取和离子交换技术处理此类溶液以分离酸浸液中的钼和rh值。一种这样的方法在美国专利No. 1973年6月12日授予Ellsworth W. Daugherty,Albert E. Erhard和James L. Drobnick的美国专利3,739,057号。在该专利中,描述了一种在浸出阶段中使用10-25gpl之间的非常低的硝酸浓度,同时控制压力容器中气相反应区的温度,然后从所获得的溶液中回收钼和钼的方法。胺或季铵型萃取剂的值。随后用氢氧化铵从溶剂中汽提钼和rh值,在汽提溶液中用季铵型萃取剂从the中分离separating,最后通过常规技术回收钼和rh。然而,应当理解,这种方法相对困难且成本高,因为它涉及通过溶剂萃取反应混合物的整个液体组分进行的处理,这无疑是复杂且昂贵的操作。此外硝酸对钼的萃取具有有害作用,因此必须将进入溶剂萃取阶段的液体中的硝酸含量保持在非常低的水平。这可能是根据美国专利No.5,828,828使用非常低浓度的硝酸的原因。美国专利号3,739,057,尽管它们显然会导致较低的向氧化钼的转化。此外,来自这种方法的副产物硫酸相对不纯并且没有现成的市场。因此,本发明的主要目的是提供一种用于将辉钼矿精矿转化为新的湿法冶金方法。工业级的钼氧化物,其将消除或基本消除目前已知的湿法冶金工艺的缺点。本发明的另一个目的是提供一种经济的湿法冶金处理辉钼矿精矿以直接生产工业级方法的方法。从以下更详细的描述中,本发明的其他目的和优点将变得显而易见。因此,根据本发明令人惊讶地发现,可以从硝酸浸出过程中通过过滤直接回收的工业级氧化钼可以从大约75-85%增加到至少95%通过回收和再利用浸出液(滤出氧化钼产物后)来浸出更多量的辉钼矿精矿。由于浸出介质已经被钼酸饱和,因此在第二和随后的浸出步骤中,从辉钼矿进料中氧化钼的沉淀变得基本定量。
本发明的由辉钼矿精矿生产湿法冶金技术级氧化钼的方法主要包括:
a。在约100至250 psig的氧气压力下,将辉钼矿精矿浸入硝酸浓度约为25 gpl至约50 gpl,初始硫酸浓度为零至约750 gpl的酸性介质中。并在高于115℃的温度下生产出硫含量不超过0. 1%的工业级氧化钼;实现所得反应混合物的液-固分离,以将浸出液与固体分离;& p& c。将浸出液从液固分离步骤(b)循环到浸出步骤(a); d。洗涤液固分离步骤(b)中的固体,并回收工业级氧化钼;和
e。调节硝酸和硫酸浓度后,用步骤(c)的循环浸出液重复进行浸出步骤(a)。
发现在这种浸出液循环法中,硝酸浓度低于25 gpl(钼精矿中每磅四价钼约0. 45 lbs硝酸)不足以令人满意地转化为工业级氧化钼,且浓度超过50 gpl(约0.90 lb. HNO.sub。3)钼精矿中每磅四价钼的含量是不必要的,因为它们将导致无用的再循环或洗涤水中硝酸的损失,并使反应控制更加困难。浸出液中硫酸的初始浓度可以为零,也可以将其调整至最高约750 gpl,优选最高400 gpl的水平,并且在使用过程中应保持在该水平(指纯硫酸)。整个操作过程中,以防止氧化钼产物过度溶解。根据本发明,硫酸浓度可以容易地保持在所需水平。考虑到以下事实:在浸出操作之后进行的液固分离步骤中(例如通过过滤),湿固相将保留约10%至15%的部分液体,从固体中除去的液体显然将含有较高比例的硫酸,因此从循环浸出液中除去了硫酸,并用等量的水代替,从而将系统中的硫酸浓度连续保持在所需值。显而易见的是,在液固分离过程中,无需将液量除去超过约15%即可将硫酸浓度保持在所需水平,但是如果出于某种原因,这可以很容易地除去一些液体。在此阶段,可以用另外的液体代替,并用水或类似物代替。任选地,可以通过在液固分离和洗涤之后但在再循环之前通过部分中和液体来降低硫酸浓度。这种部分中和反应可以用钙试剂如CaO来进行。,Ca(OH).sub.2或CaCO.sub。 3直到溶液的pH值达到钼酸的等电点(pH 0.9)。到那时,溶解的钼以阳离子钼烯形式存在于溶液中,并保留在溶液中,而硫酸钙以石膏形式沉淀。因此,在这种部分中和过程中钼向石膏沉淀物中的损失微不足道。该操作的优选pH极限为约0.7。此外,由于高r酸钙可溶于酸水溶液中,因此with与硫酸钙共沉淀的可能性很小,从而使浸出液重复循环利用溶液导致溶液逐渐富集rh。通过该技术,可以从from含量低的精矿中经济地回收rh,因为由此实现了progressive中浸出溶液的逐步富集。因此,可以在每个循环中除去一部分此类富集溶液(通常少于10%),然后可以通过建立的溶剂萃取或液相离子交换技术从中分离rh和钼,并可以通过吸附将from与钼分离。通过部分中和步骤,与不进行部分中和的情况相比,此过程可提供更高的直接回收率,约为98%。此外,发现根据本发明的新方法的浸提操作应在约100至250psig的氧气压力下和在高于115℃,优选在120至160℃的温度下进行。在足够长的时间内进行所需的转化,以生产硫含量不超过0.1%的钼氧化物。在这方面,众所周知,工业级MoO.sub.3应含有最多0.1%的硫。已经发现,仅约99.5%或更高的转化率在通过这种方法直接生产的最终工业MoO.sub.3产品中给出了如此低的硫含量。
还应注意的是,根据本发明的浸提操作是在加压容器或高压釜中进行的,并且由于反应是放热的,因此将要浸提的浆液在高压釜中冷却,以将所述浆液的温度保持在约120至160℃之间。实际上已经发现,在高压釜的上部中,浆液与气体之间基本上没有温差,这表明根据本发明,在浆液本身中发生了硝酸的放热再生。因此,不需要通过在这种气相中提供复杂的装置来额外地控制高压釜内的气相温度,例如在美国专利No.5,235,650中。 3,739,057。本发明的方法可以在常规的高压釜或压力容器中进行,而无需对其进行任何特殊的添加或转化。然而,优选将容器或高压釜的设计设计成实现最佳的氧气转移到浆料中的速率。在操作条件下,通常已经获得了将硫控制在0.1%或更低的要求的转化率。在约120至240分钟之内。在许多情况下,该转化率为99. 9%,这实际上是定量的。
根据本发明的优选的操作浸出条件如下:## TBL1 ##
在这样的工艺条件下,硝酸处理的钼矿约为5g / 100g,这当然是非常经济的。浸提操作的其他条件通常是常规的。因此,浸出浆料可包含适当比例的固体,但是通常以约10%的固体进行。处理过的浓缩物的粒度应适合于为在搅拌下进行的浸提操作提供令人满意的接触表面积。优选的粒度为约50-80%-325目。在从浸出步骤的固体反应产物中分离出液体之后,将获得的湿固体洗涤以直接产生工业级氧化钼,含硫量少于0. 1%,可以照此销售。该产品尽管完全令人满意,但是具有灰色的颜色,而不是焙烧的氧化钼的通常的黄色。据信这种灰色是由于在产品干燥过程中氧化钼的轻微表面还原。如果需要,可通过可选地在高达约600℃的温度下煅烧,将灰色产物转化为通常的黄色工业级MoO.sub.3。显然,由于氧化钼产物的硫含量小于0.1 %因此,这种煅烧操作基本上不会产生有害的SO 2污染气体。
洗涤水中将含有一些可回收的金属,特别是钼和rh。这些可回收的金属值可以通过常规的溶剂萃取或液体离子交换技术从洗涤水中回收,and可以通过吸附在活性炭上或通过离子交换过程从钼中分离出来。应当认识到,由于这样的事实,即一次仅如此处理总浸出溶液的一小部分(最多约20%),因此溶剂提取或离子交换处理将大大简化并且将需要小得多。建设,试剂库存和维护此类处理所需的溶剂萃取或离子交换系统的投资。此外,将认识到的是,浸出溶液的重复循环将导致溶液中progressive的逐渐富集,因此rh的浓度将比通常更高,因此可以通过常规技术更容易和更经济地回收。但是,如果初始钼精矿的that含量非常低且在整个过程的经济性中不重要,则不必与钼分开回收。
还应了解,其他金属钼精矿中存在的汞含量将在某种程度上溶解在浸出液中,因此回收将导致此类金属的浓度逐渐增加。但是,如上所述,在操作的每个循环中,无论是否进行部分中和,都要用固体去除一小部分液体,这将使这些杂质的浓度控制在令人满意的程度。 >
从洗涤水中回收可回收的金属值后,通常用氧化钙,氢氧化钙或碳酸钙将酸性的洗涤水中和,然后丢弃。
公开/公告号US3988418A
专利类型
公开/公告日1976-10-26
原文格式PDF
申请/专利权人 NORANDA MINES LIMITED;
申请/专利号US19750605443
申请日1975-08-18
分类号C01G39/00;
国家 US
入库时间 2022-08-23 01:27:56