Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Химия и химическая технология редких и цветных металлов [сборник статей]

..pdf
Скачиваний:
12
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
7.41 Mб
Скачать

 

в а М. В. Металлургия тория. Доклады советской делегации на

Между­

 

народной конференции по мирному использованию атомной энергии,

 

Женева, 1955, Изд. АН СССР,

1956.

Л е о н т ь е в

Г. А.

Метал­

8 . Е в с т ю ки н А.

Н ., Е м е л ь я н о в

В. С. ,

 

лургия и металловедение чистых

металлов, вып. 1,

М ., М-во

высш.

 

образов. СССР, МИФИ, 1959.

 

А.

И. Исследование [систем расплав­

9. Е м е л ь я н о в

В.

С. , Е в с т ю х и н

 

ленных солей

на

основе фторида

тория,

„Атомная

энергия',

вып. 1,

 

107 (1952).

Ф. ,

А л а б ы ш е в .

 

Электрохимия

расплавленных

солей.

"10. А н т и л е т ГГ.

 

11.

Л . - М . , ОНТИ, 1938.

 

 

Land,

1938.

 

 

 

 

G r a i n g e r С. Uranium alrd. Thorium,

 

 

 

 

12. Авторское свидетельство № 231829.

 

К.

Аналитическая

химия

тория,

13.

Р я б ч и к о в Д.

И. , Г о л ь б р а й х Е .

14.

29, М ., Изд-во

АН СССР, 1960.

В.

А. ,

К о н е е в а

С.

Г. , К о р ч а ­

Б а л и х и н В.

С. ,

Р е з н и ч е н к о

 

г и н И. В. ,

К р е п к о в П. Н.

О

переработке

отходов

тарированного

 

вольфрама,

„Цветные металлы',

№ 11 (1972).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

УДК

541.135

X X. ИМАМОВ, Р. Н. БАЗАРОВ, Г. А. САЕНКО

ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКИЙ МЕТОД ПОЛУЧЕНИЯ [МОЛИБДЕНА ИЗ РАСПЛАВЛЕННЫХ СРЕД

Известны многие способы получения тугоплавких металлов, в -частности молибдена. Электрохимическое восстановление молиб­ дена из его кислородных соединений, растворенных в галоидах щелочных и щелочно-земельных металлов — перспективный метод получения чистого молибденового порошка. В литературе описы­ вается [1—3, 4] получение молибдена из фосфатно-боратно-хло- ридного электролита в боратных и фосфатных ваннах. Однако суще­ ственными недостатками указанных методов являются: низкая величина выхода по току, ограниченность содержания в электро­ лите основного компонента Мо03.

Цель наших исследований — получить молибден из фосфатно- хлоридно-фторидных расплавов, вводя Мо03 с улучшенными по­ казателями электролиза.

В опытах применяли электролит следующего состава (содер­ жание компонентов, вес. %):

15 NaF + 25 NaCl + 54 NaP03 + 6 Мо03; 13 NaF + 23 NaCl + 51 NaP03 + 12 Mo03; 15 NaF + 40 NaCl + 33 NaP03 + 12 Mo03.

Состав ангидрида Mo03, %—

не

более

0,0001 Sn, Pb, Bi, Sb, Ca;

не

более

0,001 Zn, Cu, Mg, As, P, S, Ni, Cr, Cd, Na;

не

более 0,003 Si, Al;

не

более

0,005 Fe.

91

Остальные соли приготовляли переплавлением галоидов нат­ рия марки х. ч.

Экспериментальная часть. Опыты проводили в электролизере (рисунок) при силе тока 2—7 а. Электролизер представлял собой герметический контейнер из нержавеющей стали 18x9 Т, снаб­ женный охлаждающей рубашкой. Графитовая ванна, помещенная на дно контейнера служила одновременно анодом. Ячейка закры­ валась сверху резиновой -пробкой с отверстиями для опускания катода в электролит и термопары.

Температуру расплава регулировали при помощи платино- платиново-родиевой термопары и потенциометра. В качестве катода

Принципиальная схема установки для электролиза молибденового ангидрида.

1—силитовая печь; 2 контейнер из стали 18 х 9 т\ 3—графи­ товая ванна; 4—молибденовый катод; <5—расплав; б'—чехол термопары; 7—термопара; 8—резиновая пробка; 9—вольтметр; 10—амперметр; 11—выпрямитель; 12—холодильник. А ампер­ метр; V—вольтметр;/7/7—платнно-платиново-рэдиевая термопара.

использовали молибденовый пруток диаметром 3—4 мм. Электро­ лиз вели без защитной атмосферы, в начале при низкой катодной плотности тока (0,1—0,2 а/см2), что создавало условия для на­ чальной кристаллизации металла на поверхности катода. Каждый катодный осадок нарастал за 1 час. Через некоторое время катод с осадком поднимали в более холодную зону электролизера. Перед началом следующего опыта в электролит загружали очередную порцию молибденового ангидрида. Опыты проводили при катод­ ных плотностях тока: 0,2; 0,4; 0,6; 0,8; 1,0; 1,2 а/см2, температура

950—ЮОО°С.

Опыты показали, что при плотности катодного тока 1,2 а/см. образуется мелкий порошок, который прочно сцепляется с като­ дом, вероятно, за счет диффузии осаждаемого металла на поверх­

92

ности катода. При катодной плотности тока менее 0,3 а/см2 оса­ док частично падает с поверхности катода (см. таблицу).

Как видно из таблицы, оптимальной является плотность тока

0,5—0,7 а/м2, при которой металл

достаточно хорошо сцепляется

с катодом и легко снимается. При

оптимальных плотностях тока

среднее напряжение на ванне составляло около 0,6 в. Каждый осадок с содержанием 15—20% электролита промывали горячей водой в слабом растворе (5—6%) соляной кислоты и в спирте и сушили в вакууме при 60—70°.

Зависимость выхода по току при электролизе молибденового ангидрида в различных электролитах от параметров процесса

 

Температу­

Продолжи­

Катодная

Состав электролита, вес. %

тельность

плотность

ра, °С

электроли­

тока, а/см -

 

 

за, мин.

 

Выход по то­ ку, %

15NaF-f-25NaCl-b54NaP03+ 6M o03

950

60

0,5

95

30

1 ,0

89

 

 

60

1 ,2

60

13NaF+23NaCl+51NaP03+12M o03

 

60

0,4

80

1000

60

0 ,6

93

 

 

60

0 ,8

94

 

 

60

1 ,0

89

 

 

60

 

Катодный-

15NaF+40NaCl+33NaPO3+12MoO3

 

0 ,2

осадок за-

1000

40

0 ,8

грязнен

 

 

 

 

двуокисью

 

 

 

 

Мо

С уменьшением в электролите содержания метафосфата нат­ рия (см. таблицу) на катоде осаждалась двуокись молибдена. При правильном ведении процесса можно получить металлический мо­ либден с выходом по току до 95%.

Таким образом, в лабораторных условиях электролизом молиб­ денового ангидрида в фосфатно-хлоридно-фторидном расплаве получен металлический порошок молибдена. Установлены опти­ мальные условия электролиза: ДК—0,5—0,7 а/см2, температура

950—1000°, выход по току 95%.

ЛИТЕРАТУРА

 

 

 

 

 

 

 

 

1.

H e i n e n

Н. G. ,

Z a d r a

G.

В. U.

S.

Bureau of

mines Rept.

of Inv.

2.

6444

(1964).

 

H.

G., J a m e s

G.

M . , U .

S. Patent,

3071523

Z a d r a

G. B., H e i n e n

 

(1963).

 

 

(1969).

 

 

 

 

 

3 . ' Патент США, № 30775900

 

 

Сб. докладов Армянского

4.

Г р и г о р я н А .

Л. Порошковая металлургия.

 

комитета порошковой

металлургии,

Ереван,

1963.

 

 

93

УДК 661.845+542.61+546.4S

Т. А. АДИЛОВ, М. М. МАДЖИДОВА

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ БЕРИЛЛИЯ ИЗ ПЛАВА БЕРИЛЛИЕВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ АЗОТНОЙ КИСЛОТЫ

Процесс извлечения бериллия из бериллиевых концентратов изучали многие исследователи [1, 2]. Для выщелачивания берил­ лия из плава бериллиевых концентратов пользовались преимуще­ ственно серной кислотой. Развитие экстракционного метода отде­ ления металлов от примесей дает возможность применения, кроме серной кислоты, и других минеральных кислот — азотной, соляной

 

 

 

[4]. Выщелачивание бериллия азотной кис­

 

 

 

лотой из продуктов сплавления бериллие-

 

 

 

вого концентрата

с содой

не изучено.

По

 

 

 

нашему

мнению,

выщелачивание

берил­

 

 

 

лиевых

концентратов

 

азотной

 

кислоты

 

 

 

представляет

интерес

с точки

зрения

ис­

 

 

 

пользования

ОТХОДОВ

 

NH4NO3,

KNO3,

 

 

 

NaN03, содержащих соли марганца, нике­

 

 

 

ля, меди, как микроудобрений в сельском

 

 

 

хозяйстве {5,

6].

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Для ведения опытов использовали при­

 

 

 

бор, изображенный на рисунке. В реакцион­

 

 

 

ный сосуд

1 наливали

50 мл раствора

с

 

 

 

различным

содержанием

азотной

кислоты

Прибор

для выще­

марки х.

ч.

и загружали

навеску

сплава

бериллиевого

концентрата

при

Т:Ж=1:5.

лачивания

бериллия

из

плава бериллиевых

кон­

В боковые отверстия реакционного сосуда

центратов

азотной

кис­

вставляли термометр 2 и воронку 3. Реак­

лотой.

 

ционный

сосуд

нагревали

до

требуемой

мометр; 5 —воронка; ^--мешал­

температуры

с помощью

ультратермоста­

/-реакционный сосуд; 2 -т е р ­

та. Пульпу

перемешивали

механической

ка; 5 —обратный холодильник;

б—гидравлический затвор.

мешалкой 4. При работе с высокой темпе-,

 

 

 

ратурой

в

реакционный

сосуд

вставляли

холодильник 5. После выщелачивания пульпу фильтровали, содер­ жание бериллия в фильтрате определяли трилонофосфатным ме­ тодом [7]. По количеству бериллия в фильтрате находили величину (в процентах) перехода его из плава в раствор.

Плав для выщелачивания бериллия получали путем сплавле­ ния бериллиевого концентрата с кальцинированной содой при тем­ пературе 950—1000°,в течение 25 мин. [8].

Для разложения бериллиевого концентрата брали концентрат с содержанием 11,7% окиси бериллия, полученный из пегматито­ вых пород типа полевого шпата. Анализ средних проб бериллие­ вых концентратов показал следующее (первые две колонки — ре­ зультаты спектрального анализа, вторые две — химического):

94

З н а ч е н и е

О к и с л ы э л е м е н т о в

B e e , %

Si

5

Si02

65,9

А1

5

A120 3

18,4

Са

3 - 4

CaO

0,4

Na

4 - 5

Na20

0,3

Fe

4 - 5

Fe20 3

1,3

Be

5

BeO

11,7

Mg

3 - 4

MgO

0,35

Mn

1 - 2

Ti

2

Zn

2 - 3

ZnO

0,13

Cu

1 - 2

Ni

2

Кальцинированную соду брали из реактивных образцов, соот­ ветствующих марке х. ч. Материал, составляющий шихту, измель­ чали до крупности 0,074 мм и смешивали в барабанном смесителе с количеством соды, рассчитанным по стехиометрии на образова­ ние растворенных солей кремния, алюминия, бериллия [9].

3Be0-Al,0s-6Si02 + 10Na2CO3^N a2BeO2+2NaAlO2+6Na2SiO3 (1)

Исследования начали с определения зависимости выщелачива­ ния бериллия от концентрации кислоты. Степень извлечения ВеО—Снцоз при концентрации азотной кислоты 190 г/л из плава в раствор состарляет 92%. Чем выше концентрация кислоты, тем больше извлечение. Однако максимальная величина его не пре­ вышает 94% вследствие адсорбируемости кремниевой кислоты, выделяемой при обработке азотной кислотой.

Для выяснения влияния Т : Ж на извлечение бериллия были про­ ведены опыты при постоянных температуре (25°) и времени

(15 мин.).

Установлено, что с уменьшением Т:Ж извлечение бериллия по-

рышается. При концентрации кислоты 150 г/л и при

Т:Ж=1:14

плав

бериллиевого концентрата полностью переходит

в раствор

(без

остатка), что приводит к 99,9%-ному извлечению

бериллия.

Промышленное же извлечение не превышает 88—92% [2]. Однако

в случае применения более концентрированной азотной

кислоты

при том же значении Т:Ж извлечение несколько снижается.

На основании

реакции (1) последующее выщелачивание бе­

риллия из плава бериллиедых концентратов с азотной

кислотой

протекает по следующим реакциям:

 

3Na2Be02 +

12HN03=6NaN03 + 3Be (N03)2- ■• •

(2)

2NaA102 +

8HN03 = 2NaN03 + 2A1 (N03)3 • • • •

(3)

6Na2Si03 +

12HN03 = 12NaN03 + 6H2Si03 • • •

(4)

Согласно уравнениям (2), (3), (4) для выщелачивания 1 г на­ вески плава бериллиевого концентрата необходимо 1,86 г азотной кислоты. В наших опытах 10-граммовая навеска плава растворя­ лась в 50 мл азотной кислоты, в которой содержалось от 4 до

20 a HN03.

95

Для полного извлечения бериллия из нарески плава бериллиевого концентрата необходимо в 1,2 раза больше азотной кислоты, чем рассчитано по уравнению. Влияние времени выщелачивания бериллия на его извлечение выявляли при температурах 20, 40, 60°. Пульпу подогревали до требуемой температуры, затем пере­ мешивали определенное время в термостате. Температура 20° с увеличением времени выщелачивания способствует переходу бе­ риллия из плава в раствор. Оптимальным для этих условий мож­ но считать 12 мин. При более высоких температурах (40, 60°) и увеличении времени выщелачивания извлечение бериллия из пла­ ва в раствор усиливается. Вместе с тем количество коллоидных частиц в растворе уменьшается, что обеспечивает хорошую филь­ трацию. Таким образом, принципиальная возможность глубокого извлечения бериллия из плава в раствор азотной кислотой не вы­ зывает сомнений.

ЛИТЕРАТУРА

1.

Э в е р е т

Д.

Химия

бериллия.

М ., Изд-во „Химия",

1968.

 

2. С и л и н а

Г.

Ф.,

З а р е м б о

Ю. И.,

Б е р т и н а

Л. Э. Бериллий, хими­

 

ческая технология и металлургия, М.,

Изд-во

Госкомитета Совета Ми­

3.

нистров СССР по использованию

атомной энергии, 1960.

атомной

Экстракция, вып. 1

и 2, М.,

Гос.

изд-во литературы в области

4.

науки

и техники,

1962.

 

 

 

5,

531

(1960).

 

В д о в е н к о

В.

М.

[и др.] „Радиохимия"

 

5. Микроудобрения. М., изд-во „Колос",

1965.

 

 

изд-во „Наука"

УзССР

6. Микроэлементы

в сельском

хозяйстве. Ташкент,

7.

1965.

 

 

 

„Зав. лаб.", № 2,

148

(1955).

 

 

 

Г о р ю ш и н а В. Г.

изд-во „Наука",

1966.

8.

Аналитическая химия элементов — бериллий,

М .,

9.

Osborn G., „Analyst", 72, 475

(1947).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

УДК

6601.1+54976+546.226—325

А. М. МИРЗАКАРИМОВ

ВЗАИМОДЕЙСТВИЕ МОЛИБДАТОВ ЗОЛЫ УГЛЯ С ВОДНЫМИ РАСТВОРАМИ СЕРНОЙ КИСЛОТЫ

Первичные золы и возгоны гидрометаллургического обогаще­ ния зол энергетических углей Узбекистана содержат в различных фазовых состояниях редкие металлы — Ge, Ga, Де, Mo, W и др„ Для внедрения схемы вскрытия германия были разработаны и проведены полупромышленные опыты, со слабыми растворами серной кислоты (2—3%) при Т:Ж от 1:10 до 1:25 [1]. Однако этот способ оказался неэффективным, что (2) объясняется неполным растворением всех форм соединений германия и низким процентом извлечения его в водный раствор серной кислоты от общего содер­ жания Ge в золе.

Особенно неприемлем данный метод для зол углей с низким содержанием германия и молибдена.

96

При переработке такого рида золы угля эффективен способ, обеспечивающий комплексные извлечения ценных составляющих, что не предусматривается в сернокислотном способе.

Процесс обогащения бедных окисленных молибденовых руд и бедных флотационных молибденовых концентратов, а также сер­ нокислотное выщелачивание молибдена из них описаны в литера­ туре [3—5]. Попытка [3] получить из бедных окисленных молибде­ новых руд (0,06—0,07% молибдена) более богатые концентраты ограничивалась получением концентрата с содержанием 0,2—0,3% молибдена при извлечении около 70%. Исследование свойств бед­ ных окисленных молибденовых руд, трудно поддающихся флота­ ционному обогащению, привело к поискам эффективного вскрытия и концентрирования молибдена в растворе путем применения гид­ рометаллургических способов переработки. Выщелачивание бед­ ных окисленных молибденовых флотационных концентратов (Мо 0,07—0,2%) в 10%-ной серной кислоте при Т : Ж, равном 1:5, температуре 80—90°С в течение 4 ч. обусловило выход 80—95% молибдена (в раствор [3]. Из раствора выделен гидрат окиси желе­ за действием 20%-ного раствора NH4OH при 90° и Т:Ж, равном 1:0,4, из подкисленного раствора — MoS3 действием Na2S (150%- ный избыток). Аналогичные результаты получены и другими авторами [4, 5]. Применение раствора серной кислоты в многоста­ дийном выщелачивании молибдена из сорских окисленных молиб­ деновых руд оказалось нерентабельным [3—5]. Поэтому дальней­ шее изучение сернокислотного метода было прекращено.

В работе [6] приведены результаты опытов по выщелачиванию золы угля слабыми растворами серной кислоты при Т:Ж, равном 1:5, 1:10 и 1:15, при 20°. При обработке золы угля 2%-ной H2SO4

извлечение Мо в раствор

составляет

соответственно

16,92; 24,09

и 25,19%. В случае 3%-ного раствора H2S04 извлечение Мо повы­

шается почти в 1,5 раза.

Остаточное

содержание Мо

в хвостах

колеблется в пределах 0,1271—0,2247% в виде Н2Мо04. Основываясь на этих данных, рассмотрим вещественное сос­

тояние сырья и закономерности процесса извлечения

молибдена

из золы угля растворами серной кислоты.

анализа

зол полей

Приводим данные гранулометрического

электрофильтра

(% Мо):

 

 

 

 

 

 

 

Поле 1

Поле 2

Поле 3

 

20

меш

меш

0,177

0,325

0,272

 

20+50

0,159

0,179

0,257

 

70+100

меш

0,115

0,166

0,182

 

170+200

меш

0,276

0,204

0,322

 

200 меш

 

0,289

0,218

0,375

 

Молибден определяли калориметрическим роданидным мето­ дом [7]. Фазовым химическим анализом в золах найдено, %:

7-241

97

 

Поле 1

Поле 2

Поле 3

Мообщ

0,145

0,1775

0,2651

^°ок

0,140

0,1605

0,2385

MoS2

0,005

0,01736

0,0281

СаМо04

 

0,11433

0,14784

РЬМо04

 

0,04199

0,06945

Fe2C>3 ■ЗМ0О3 • 7Н20

 

0,0198

0,021252

В угле узбекистанского месторождения 0,007% Мо0бщ, 0,005% Моок, 0,002% M0S2; в отвалах в виде молибденовой сини 1,7% Мо0бЩ,

 

 

 

Т а б л и ц а 1

Элемент

 

Зола, %

 

Уголь, %

ПОЛЯ 1

поля 2

поля 3

 

 

Влага

0,5

0,37

0,40

 

П. П.П.*

7,27

3,34

2,44

2,34

SiOs

40,56

39,30

34,05

22,50

R2O3

33,19

30,73

25,12

 

ZnO

1.13

1,32

1,62

2,14

PbO

2,07

2,56

1,43

 

W0 3

0,96

0,82

0,9

8,76

CaO

6,34

10,81

20,85

BaO

1,29

1,30

1,29

 

SiO

0,22

0,29

0,21

 

MnO

0,37

0,40

0,49

 

K20

0,86

0,87

0,80

 

Na20

1,08

1,36

1,50

11,77

S03

3,01

4,06

7,04

MgO

1,32

1,85

2,14

1,76

Ge0 2

0.02

0,027

0,032

 

Сумма

100,16

99,41

100,31

33,33

Ee20 3

22,70

19,80

14,51

AI2O3

9,75

10,09

9,93

10,37

Ti0 2

0,74

0,84

0,685

 

Мообщ

0,145

0,17

0,2651

4,74-10- 4

Ga

3,935-10_3

5,216-10-4

2,14 • 10—3

Re

1,037-10~3

1,396,10~3

4,09-10-4

1, 12-10~3

W

0,15

 

 

 

 

 

* П. П. П. — потеря при прокаливании.

1,33% Моок, 0,37% MoS2 и в смесях с каолинами 0,32% Мо0бщ, 0,28%. Моок и 0,04% MoS2. (табл. 1). Содержание суммы окислов молибдена в первичной золе угля составляет 0,14—0,2385%, а в пер­ вичных хвостах от сернокислотной обработки — от 0,127% до

0,2247% молибдена [6—7, 10].

Результаты исследования закономерностей извлечения молиб­ дена из хвостов 2—10%-ными растворами H2SO4, при различных фазовых соотношениях Т:Ж, представлены на рис. 1 и в табл. 2.

98

 

 

<4

 

 

)

 

 

О

 

 

 

л

^ <UW

N

О

О о

в* •

£ % 0

СО

со ^

н

X

X ^

X ю£

СО

!

О

Ол

оо 5 S СО ^

X X «

Выход Мо в раствор, %

?■?

~ я

.. Я

3 25

1. Мо в исходном—0,1762 %, t=20°C, 1—5 мин.

1 : 5

2

1,032

2,5

29,85

16,92

2,35

1 : 10

2

2,05

1,2

18,61

24,09

3,34

1: 15

2

3,097

1 ,8

90,49

25,19

3,49

1 :5

3

1,556

2,5

19,6

24,12

3,35

1:10

3

3,17

1 ,2

9,757

28,71

3,98

1 : 15

3

4,67

0 ,8

6,505

36,20

5,00

1 ;5

5

2,26

2,5

23,6

44,20

3,98

1:10

5

5,26

1.2

57,84

53,40

5,00

1 :15

5

6,78

0 ,8

38,56

65,10

6,13

1:5

8

4,29

2.5

7,085

46,20

6,41

1

:1 0

8

8,58

1,2

3,547

64,52

8,95

1 : 15

8

1,28

0 ,8

2,366

74,47

10,30

1 :5

10

5,43

2,5

5,592

61,48

8,53

1 : 10

10

10,87

1 ,2

2,796

68,69

9,53

1 : 15

10

0,163

1 ,8

1,864

75,03

10,43

Т а б л и ц а 2

 

 

СО

_

 

СО

 

 

 

 

 

 

1

 

 

Art*

 

 

1

£ в со

 

О

 

 

X

в

О

2 « I

X

А

н

ВыходМо растворв , %

Ч I

?

X со S!

дГ

3 S

 

£

л

2

о

*

Я

 

f 2

О

О

^

a i o

 

0 S

S

 

л» в

со

со о

%

 

 

 

 

S, в* о

 

 

 

ч S

 

11. Мо в исходном—0,163%,

Т : Ж = 1 : 5 , t =

20°

5

2 2 ,6

22

10,98

60

59,74

7,00

5

2 2 ,6

22

10,98

180

61,56

2,36

8

42,9

2 ,2

6,562

60

77,25

8,80

8

42,9

2 ,2

6,562

180

67,75

2,60

 

 

 

П р и

t=90°C

 

 

 

5

2 2 ,6

2 ,2

10,98

60

18,23

2 ,1 1

5

2 2 ,6

2 ,2

10,98

180

18,98

0,729

8

4,29

2 ,2

6,562

60

76,45

8,80

8

4,29

2 ,2

6,562

180

63,60

2,45

 

111. Мо в ИСХОДНОМ 0,2113 %, t= 2 0 ’C, Т:Ж = 1 : 5

5

2,63

2,80

14.36

10

67,1

4,52

5

 

 

 

 

 

20

45,39

15,68

5

 

 

 

 

 

30

53,81

11,90

5

 

»

»

 

60

45,47

5,26

 

 

 

П р и т

Ж = 1 : 10,

t =20°С

 

5

5,26

1.4

6.94

10

75,64

52,50

5

 

 

 

 

 

20

80,86

23,70

 

 

 

 

 

 

30

77,96

17,90

 

п

»

 

60

91,66

10,64

Извлечение молибдена в раствор зависит от молярных соотно-

о Н.,Мо04

шении ~ * .

При указанных Т:Ж (табл. 2) и концентрациях H2SO4 в тече­ ние 5 мин. при температуре 20° с увеличением молярных отноше­

ний —------ — скорость извлечения молибдена в раствор снижается

H2S 0 4

(рис. 2, 3). Это, по-видимому, обусловлено тем, что Мо может на­ ходиться в отдельных растворах с более повышенной концентра­ цией H2S04 (~ 10%-ной) частично в катионной форме [8, 9, 11]

Рис. 1. Зависимость

процента извлечения молибдена в раствор

от кон­

центрации H2S 0 4 (а)

Н2М о04 (б). Условия опыта: 0,176% Mo, t=20°C;

 

H2SOi

 

7-Т:Ж -=1 : 5, 2 - Т : Ж =1

: 10 и .?-Т : Ж =1 :15; HjSO, 4- 3%-ная, 5-5% -ная, 6-

6%ная и

 

7—10%-ная.

 

и полимеризованном состоянии молибденовой кислоты [9], а так­ же тем, что полимеризация Н2Мо04 начинается при pH до 6,5 и при низких значениях концентрации Н2Мо04 по схеме [9]:

яМоО2 + (я -

1) НОН > (НМо04) • Мо04(л+1Ч (« -

1) ОН

при pH от 4 до 5,

 

 

(п -f 1)

Н+ +

(НМо04 )п -МоО”+1> (Н2Мо04) при pH от 1 до 4.

Поэтому

реакция взаимодействия Н2Мо04 хвоста

проходит в

пределах значения

pH раствора (табл. 2, рис. 1), и

это может

быть одной из причин низкого извлечения молибдена в раствор. Другим фактором может быть и то, что в сильно разбавленных сернокислых растворах при комнатной температуре молибденовая кислота, кристаллизуясь, может выпадать в осадок, и еще за счет высоких значений pH раствора продукты диссоциации молибдено­ вой кислоты образуют смеси — гидромолибдаты и молибдат-ионы, которые могут приводить к снижению процента извлечения молиб­ дена в раствор.

1 СО

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ