RU2038396C1 - Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores - Google Patents
Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2038396C1 RU2038396C1 RU93018576A RU93018576A RU2038396C1 RU 2038396 C1 RU2038396 C1 RU 2038396C1 RU 93018576 A RU93018576 A RU 93018576A RU 93018576 A RU93018576 A RU 93018576A RU 2038396 C1 RU2038396 C1 RU 2038396C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- manganese
- solution
- pulp
- leaching
- oxide
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при производстве ферросплавов, а также при производстве двуокиси марганца для элементной промышленности. The invention relates to metallurgy and can be used in the production of ferroalloys, as well as in the production of manganese dioxide for the elemental industry.
Для окисных руд известен, например, дитионатный способ химического обогащения [1] В этом способе марганец выщелачивается сернистым газом, получаемым из дешевого сырья, например, пиритных огарков, в присутствии дитионата кальция. Затем после очистки раствора от примесей марганец осаждается известковым молоком. Дитионат кальция при этом регенерируется. Однако добываемые в настоящее время окисные руды содержат довольно много оснований, особенно СаО. Поэтому как на стадии выщелачивания марганца из руды, так и на стадии осаждения марганца и регенерации дитионата кальция часть извести связывается с серным ангидридом, образуя СаSO4, который выпадает в осадок, образуя гипс СаSO4˙2H2O. Это приводит к выходу из строя оборудования, к полному расстройству процессов. По этим причинам обогащение этим способом в промышленных условиях максимум через 8 ч вынуждены прекращать, а оборудование вручную счищать от гипса. Кроме этого получаемые при этом концентраты отличаются довольно высоким содержанием серы ( ≈ 2% и более).For oxide ores, for example, the dithionate method of chemical enrichment is known [1] In this method, manganese is leached with sulfur dioxide obtained from cheap raw materials, for example, pyrite cinders, in the presence of calcium dithionate. Then, after cleaning the solution from impurities, manganese is precipitated with milk of lime. Calcium dithionate is regenerated. However, currently mined oxide ores contain quite a lot of bases, especially CaO. Therefore, both at the stage of manganese leaching from ore and at the stage of manganese precipitation and regeneration of calcium dithionate, part of the lime binds to sulfuric anhydride, forming CaSO 4 , which precipitates, forming gypsum CaSO 4 ˙ 2H 2 O. This leads to failure equipment, to a complete breakdown of processes. For these reasons, enrichment with this method under industrial conditions is forced to cease after a maximum of 8 hours, and the equipment is manually cleaned of gypsum. In addition, the concentrates obtained in this case are characterized by a rather high sulfur content (≈ 2% or more).
Наиболее близким к заявляемому является кальций-хлоридный способ обогащения [2] Применительно к окисленным рудам он включает дробление и размол марганцевой руды, ее восстановительный обжиг и выщелачивание марганца водным раствором хлористого кальция, насыщенным углекислотой по реакции
MnO + CaCl2+ CO2= MnCl2+ CaCO
(1)
Затем раствор отделяется от твердого остатка, а марганец осаждается обработкой его известковым молоком по реакции:
MnCl2+ Ca(OH)2= Mn(OH)
(2) Осадок затем промывается, прокаливается и после окомкования используется для плавки.Closest to the claimed is a calcium chloride enrichment method [2] In relation to oxidized ores, it includes crushing and grinding of manganese ore, its re-calcination and leaching of manganese with an aqueous solution of calcium chloride saturated with carbon dioxide by the reaction
MnO + CaCl 2 + CO 2 = MnCl 2 + CaCO
(1)
Then the solution is separated from the solid residue, and manganese is precipitated by treating it with milk of lime according to the reaction:
MnCl 2 + Ca (OH) 2 = Mn (OH)
(2) The precipitate is then washed, calcined and, after pelletizing, used for melting.
Однако в этом способе с хлористым кальцием из природных минералов интенсивно реагируют только карбонаты марганца. Другие природные минералы, например наиболее часто встречающиеся в окисных рудах оксиды MnO2 и Mn2O3 и силикаты MnSiO3 и Mn2SiO4 даже в присутствии СО2 с хлористым кальцием не реагируют. Поэтому окисную руду перед выщелачиванием необходимо восстанавливать до MnO. Это в несколько раз увеличивает расход топлива, увеличиваются потери марганца. Они связаны как с выносом при восстановительном обжиге пылеватых фракций руды, так и образованием в руде дополнительного количества силикатов марганца, которые интенсивно образуются даже при 800-900оС. Обычно добываемые природные окисные руды содержат 22-27% Mn и 20-30% SiO2. При нагревании подобной руды и восстановлении оксидов до MnO весь марганец может связаться в силикаты MnSiO3 и Mn2SiO4. Избежать образования силикатов из руд подобного состава, даже в том случае, когда восстановительный обжиг будет проводиться при 700оС, не удается, так как вследствие экзотермической реакции
MnO2 + CO MnO + CO2 (3) наблюдаются местные перегревы до 1200-1300оС, т. е. до оплавления силикатов. Извлечение марганца из бедных руд в опытах не превышало 85% (прототип), а способ эффективен только для обогащения богатых низкокремнистых концентратов.However, in this method, only manganese carbonates are intensely reacted with calcium chloride from natural minerals. Other natural minerals, for example, the oxides MnO 2 and Mn 2 O 3 and silicates MnSiO 3 and Mn 2 SiO 4 most often found in oxide ores, do not react with calcium chloride even in the presence of CO 2 . Therefore, oxide ore must be reduced to MnO before leaching. This increases fuel consumption several times; manganese losses increase. They are connected with the removal of the reductive roasting silty ore fractions and form an additional amount of the ore manganese silicates, are intensively formed even at 800-900 ° C. Usually the produced natural oxide ores contain 22-27% Mn and 20-30% SiO 2 . When heating such an ore and reducing oxides to MnO, all manganese can bind to silicates MnSiO 3 and Mn 2 SiO 4 . Avoid the formation of silicate ores similar composition, even in the case where the reducing calcination is carried out at 700 ° C, it can not have been due to the exothermic reaction
MnO 2 + CO MnO + CO 2 (3) local overheating is observed up to 1200-1300 о С, i.e. before the silicates are melted. The extraction of manganese from poor ores in the experiments did not exceed 85% (prototype), and the method is effective only for the enrichment of rich low-silicon concentrates.
Целью изобретения является повышение извлечения марганца вплоть до возможности использования способа для получения высококачественных концентратов из чисто силикатных окисных руд, уменьшение затрат топлива. The aim of the invention is to increase the extraction of manganese up to the possibility of using the method to obtain high-quality concentrates from pure silicate oxide ores, reducing fuel costs.
Цель достигается тем, что в способе химического обогащения марганцевой руды, включающем дробление и размол окисной руды, ее выщелачивание насыщенным раствором хлористого кальция, отделение раствора от нерастворимого остатка и осаждение марганца из раствора, выщелачивание производится непрерывным процессом в двух батареях автоклавов в присутствии сначала восстановителя, а затем хлористого железа, а осаждение производят пушенкой, при этом руда после дробления и размола сначала смешивается в соотношении по весу 1: (4,5-7,5) с насыщенным раствором хлористого кальция, затем к пульпе добавляется 1-1,5% древесного угля, после чего пульпа подогревается до 220-240оС в противоточном подогревателе и в течение 1-1,5 ч перекачивается через батарею автоклавов, подогретую до 220-240оС, затем к пульпе добавляется хлористое железо из расчета получения концентрации 7,5-9,0% FeCl2, а пульпа перекачивается в течение 1-1,5 ч через вторую батарею автоклавов, подогретую до 220-240оС, после чего пульпа повторно перекачивается, но в обратную сторону, через противоточный подогреватель, при этом ее тепло передается новым порциям пульпы, а ее температура понижается до 80-90оС, отделяется от твердого остатка, а марганец из полученного при этом растворе осаждается обработкой известковой пушенкой.The goal is achieved in that in the method of chemical enrichment of manganese ore, including crushing and grinding of oxide ore, leaching it with a saturated solution of calcium chloride, separating the solution from the insoluble residue and precipitating manganese from the solution, leaching is carried out by a continuous process in two autoclave batteries in the presence of first reducing agent, and then iron chloride, and precipitation is carried out by cannon, while the ore after crushing and grinding is first mixed in a ratio by weight of 1: (4.5-7.5) with saturated thief calcium chloride, is then added to the pulp 1-1.5% charcoal, after which the pulp is heated to 220-240 C in a countercurrent heater and for 1-1.5 hr is pumped through a battery of autoclaves, preheated to about 220-240 C, then added to a slurry of ferrous chloride calculating a concentration of 7,5-9,0% FeCl 2, and the slurry is pumped for 1-1.5 h in the second battery of autoclaves, preheated to 220-240 ° C, after which the pulp re-pumped, but in the opposite direction, through the counter-current heater, while its heat is transferred to in new portions of the pulp, and its temperature drops to 80-90 о С, it is separated from the solid residue, and manganese from the solution obtained with this is precipitated by treatment with calcareous cannon.
Цель достигается тем, что известь для осаждения марганца сначала, после обжига при 950-1050оС, гасится добавкой к ней воды в количестве 70-100% от ее веса, затем отсеивается от негашенных остатков, после чего вводится в раствор хлоридов, при этом во время введения пушенки раствор перемешивается путем продувкии через него воздуха, подогретого до 70-80оС.The object is achieved in that the lime to precipitate the manganese first, after calcination at 950-1050 ° C, quenched by addition of water thereto in an amount of 70-100% of its weight, then is eliminated from quicklime residues, after which chloride is introduced into the solution, wherein during insertion Pushenko solution was stirred by blowing air therethrough, preheated to 70-80 ° C.
При введении в пульпу восстановителя наряду с растворением карбонатов по реакции (1) растворяется двухвалентный марганец по реакции
MnO + CaCl2 + 2H2O + C MnCl2 + CaCO3 + + 2H2, (4) а после введения в пульпу хлористого железа, которое может вводиться отходами, например, травильным раствором по реакции
2FeCl2 + MnO2 + CaCO3 + 3H2O MnCl2 + +CaCl2 + Fe(OH)3 + CO2 (5) Благодаря образованию по реакции (5) углекислого газа развивается также реакция растворения двухвалентного марганца по реакции
MnO + CaCl2 + CO2 MnCl2 + CaCO3 (6) Поэтому количество растворившегося марганца после введения в пульпу FeCl2 значительно превышает стехиометрическое для реакции (5). В результате не только обеспечивается очень высокое извлечение из руды как MnO, так и MnO2, но и не происходит загрязнения раствора соединениями железа.When a reducing agent is introduced into the pulp, along with the dissolution of carbonates by reaction (1), divalent manganese is dissolved by the reaction
MnO + CaCl 2 + 2H 2 O + C MnCl 2 + CaCO 3 + + 2H 2 , (4) and after the introduction of iron chloride into the pulp, which can be introduced by waste, for example, an etching solution by reaction
2FeCl 2 + MnO 2 + CaCO 3 + 3H 2 O MnCl 2 + CaCl 2 + Fe (OH) 3 + CO 2 (5) Due to the formation of carbon dioxide by reaction (5), the dissolution of divalent manganese also develops by the reaction
MnO + CaCl 2 + CO 2 MnCl 2 + CaCO 3 (6) Therefore, the amount of dissolved manganese after introduction of FeCl 2 into the pulp is significantly higher than the stoichiometric for reaction (5). As a result, not only very high extraction of both MnO and MnO 2 from the ore is ensured, but also the solution is not contaminated with iron compounds.
Высокому извлечению оксидов марганца из руды способствует и высокая температура процесса (220-240оС). Высокая температура процесса на заключительной стадии выщелачивания способствует также и очистке раствора от избыточного количества FeCl2. Последнее связано с тем, что избыток FeCl2 при t 220-240оС гидролизуется, выпадая в осадок. Объем твердых продуктов, образующихся по реакции (5), значительно меньше объема растворяющихся веществ. Это приводит к тому что введение FeCl2 не только повышает полноту, но и ускоряет растворение марганца из оксидов и силикатов.High recovery of manganese oxide ore, and promotes high process temperature (220-240 ° C). The high temperature of the process at the final stage of leaching also contributes to the purification of the solution from excess FeCl 2 . The latter is due to the fact that excess FeCl 2 at t 220-240 C hydrolyzed precipitating. The volume of solid products formed by reaction (5) is much less than the volume of soluble substances. This leads to the fact that the introduction of FeCl 2 not only increases the completeness, but also accelerates the dissolution of manganese from oxides and silicates.
На полноту выщелачивания марганца оказывает значительное влияние качество концентрата, расход топлива в соотношении Т:Ж. Так по мере уменьшения Т Ж увеличивается разность между фактической и равновесной концентрацией марганца в растворе. Это повышает извлечение марганца. С другой стороны, принятое соотношение Т Ж позволяет практически полностью извлекать марганец как из бедной руды с содержанием ≈ 25% Mn (Т:Ж1:4,5 по весу), так и из богатых фосфористых концентратов с содержанием 45-50 мас. Mn, 0,5-1,5 мас. Р (Т:Ж 1:7,5 по весу). С другой стороны принятое соотношение позволяет избежать потерь марганца при охлаждении раствора 220-240оС до 80-90оС.The completeness of manganese leaching is significantly affected by the quality of the concentrate, fuel consumption in the ratio T: G. So as T T decreases, the difference between the actual and equilibrium concentration of manganese in the solution increases. This increases manganese recovery. On the other hand, the accepted ratio TJ makes it possible to almost completely extract manganese from both poor ore with a content of ≈ 25% Mn (T: Ж1: 4.5 by weight) and rich phosphorous concentrates with a content of 45-50 wt. Mn, 0.5-1.5 wt. P (T: W 1: 7.5 by weight). On the other hand avoids taken ratio of manganese loss at the solution is cooled to 220-240 ° C 80-90 ° C
На качество получаемого концентрата наряду с температурой процесса, расходом восстановителя на первой стадии процесса и FeCl2 на второй его стадии значительное влияние оказывают условия осаждения соединений марганца из раствора и особенно качество извести. Последнее связано с тем, что известь может внести в концентрат 80-90% примесей железа, кремнезема и фосфора. Во избежание последнего известь после обжига гасится до пушенки. Замена известкового молока пушенкой позволяет более точно дозировать расход извести, что уненьшается содержание свободной СаО в концентрате. С другой стороны пушенка после ее получения отсеивается от крупных частичек негашеной извести, вместе с которыми известь очищается от примесей силикатов, ферритов и фосфатов кальция и Аl2O3. Для повышения степени удаления примесей известь может рассеиваться в 2-3 стадии. С другой стороны известь-пушенка перед рассевом может подсушиваться в печах типа КС. Расход топлива в предлагаемом способе обогащения значительно ниже, чем в прототипе. Он понижается как вследствие того, что отпадает операция по предварительному восстановлению оксидов марганца до MnO и ликвидации потерь пылеватых фракций, так и вследствие использования при непрерывном автоклавировании тепла отработанного раствора для подогрева новых порций пульпы. Расход топлива уменьшается и вследствие повышения извлечения марганца из обогащаемой руды. Наконец расход топлива уменьшается и в результате того, что во время присадки извести раствор хлоридов перемешивается продувкой его подогретым воздухом. В результате продувки воздухом гидрооксид марганца, выделяющийся из раствора, окисляется по реакции:
2Mn(OH)2 + O2 2MnO2 (OH)2 (7) При температуре 50-70оС эта реакция идет с большей скоростью, чем на холоде. В результате этой реакции уменьшаются потери марганца с раствором, зерно гидрооксида укрупняется, что упрощает отделение осадка от раствора хлоридов, уменьшает потери СаСl2 и повышает чистоту концентрата, в особенности по содержанию СаCl2.The quality of the concentrate obtained, along with the temperature of the process, the consumption of the reducing agent in the first stage of the process, and FeCl 2 in the second stage, are significantly affected by the conditions for the deposition of manganese compounds from the solution, and especially the quality of lime. The latter is due to the fact that lime can add 80-90% impurities of iron, silica and phosphorus to the concentrate. In order to avoid the last, the lime is extinguished before firing after firing. Replacing lime milk with cannon allows a more accurate dosage of lime consumption, which reduces the content of free CaO in the concentrate. On the other hand, the cannon, after receiving it, is screened out from large particles of quicklime, with which the lime is purified from impurities of silicates, ferrites and calcium phosphates and Al 2 O 3 . To increase the degree of removal of impurities, lime can be dispersed in 2-3 stages. On the other hand, cannon-lime before sieving can be dried in KS type furnaces. Fuel consumption in the proposed method of enrichment is significantly lower than in the prototype. It decreases both due to the fact that the operation for the preliminary reduction of manganese oxides to MnO and the elimination of the loss of dusty fractions disappears, and due to the use of the spent solution during continuous autoclaving of the heat for heating new portions of pulp. Fuel consumption is also reduced due to increased extraction of manganese from the ore. Finally, fuel consumption is also reduced as a result of the fact that during the addition of lime, the chloride solution is mixed by blowing it with heated air. As a result of air purging, manganese hydroxide released from the solution is oxidized by the reaction:
2Mn (OH) 2 + O 2 2MnO 2 (OH) 2 (7) At a temperature of 50-70 ° C, this reaction proceeds at a higher rate than in the cold. As a result of this reaction, the loss of manganese with the solution is reduced, the grain of the hydroxide is coarsened, which simplifies the separation of the precipitate from the chloride solution, reduces the loss of CaCl 2 and increases the purity of the concentrate, especially in terms of CaCl 2 content.
Увеличение отношения Т Ж больше 1/4,5 (по весу) увеличивает потери марганца как при выщелачивании и охлаждении раствора, так и при осаждении марганца из него. При уменьшении отношения Т:Ж меньше 1/7,5 извлечение марганца не повышается, тогда как расход топлива на нагрев пульпы растет. An increase in the ratio Т Ж greater than 1 / 4.5 (by weight) increases the loss of manganese both during leaching and cooling of the solution, and during the deposition of manganese from it. With a decrease in the ratio T: W less than 1 / 7.5, the extraction of manganese does not increase, while the fuel consumption for heating the pulp increases.
Оптимальный расход восстановителя (например, древесного угля) составляет 1-1,5% При меньшем, чем 1,0% его расходе уменьшается извлечение марганца. При большем, чем 1,5% расходе восстановителя извлечение марганца не повышается, тогда как затраты на восстановитель растут. The optimal consumption of a reducing agent (for example, charcoal) is 1-1.5%. With less than 1.0% of its consumption, manganese extraction decreases. At a greater than 1.5% consumption of the reducing agent, the extraction of manganese does not increase, while the costs of the reducing agent increase.
Оптимальной температурой выщелачивания является 220-240оС. При этих температурах обеспечивается высокое извлечение марганца, минимальная продолжительность выщелачивания и наиболее высокое качество концентрата по содержанию в нем железа. При температуре меньше 220оС растут потери марганца в остатке и заметно повышается содержание железа в концентрате. При t>240оС уменьшается содержание железа в концентрате. Однако начинают расти потери марганца, что связано с началом гидролиза соединений марганца.The optimum leaching temperature is 220-240 ° C. At these temperatures ensures high recovery of manganese, the minimum duration of leaching and concentrate the highest quality content therein of iron. At a temperature less than 220 ° C rising losses of manganese in the residue and significantly increases the iron content of the concentrate. At t> 240 ° C, the iron content in the concentrate decreases. However, losses of manganese begin to grow, which is associated with the onset of hydrolysis of manganese compounds.
Продолжительность выщелачивания в первой и второй батареях автоклавов составляет 1-1,5 ч. При меньшей продолжительности потери марганца с твердым остатком могут увеличиваться. Наоборот, при продолжительности >1,5 ч извлечение марганца практически не повышается, тогда как расход тепла на подогрев пульпы растет. The leaching time in the first and second autoclave batteries is 1-1.5 hours. With a shorter duration, losses of manganese with a solid residue may increase. On the contrary, with a duration of> 1.5 hours, the extraction of manganese practically does not increase, while the heat consumption for heating the pulp increases.
Оптимальный расход травильного раствора в пересчете на концентрацию FeCl2 составляет 7,5-9,0% При меньшей, чем 7,5% концентрации FeCl2 увеличиваются потери марганца с остатком, наоборот, при большей, чем 9,0% концентрации FeCl2 извлечение марганца практически не повышается, тогда как качество концентрата особенно по Fe2О3 ухудшается, а затраты на обогащение растут.The optimum consumption of the etching solution in terms of the concentration of FeCl 2 is 7.5–9.0%. At a lower than 7.5% concentration of FeCl 2 , the loss of manganese with the residue increases, on the contrary, at a greater than 9.0% concentration of FeCl 2 Manganese practically does not increase, while the quality of the concentrate, especially for Fe 2 O 3, deteriorates, and the cost of enrichment increases.
Оптимальный расход воды на гашение извести составляет 70-100% от веса. Пушенка при этом получается рыхлой и легко рассеивается. При расходе < 70% в извести много негашеных частиц, известь и по плотности и по размерам частиц мало отличается от примесей, что затрудняет ее отсев от примесей. При расходе более 100% от стехиометрического частички пушенки сливают, что также затрудняет отсев примесей и понижает качество концентрата. The optimal water flow for slaking lime is 70-100% by weight. The cannon at the same time turns out friable and easily disperses. At a rate of <70% in lime there are a lot of quicklime particles; lime, in terms of density and particle size, differs little from impurities, which makes it difficult to sift it from impurities. At a flow rate of more than 100% of the stoichiometric particles, the cannons are drained, which also complicates the screening of impurities and reduces the quality of the concentrate.
П р и м е р 1. В лабораторном многокамерном автоклаве при 220-240оС изучали условия выщелачивания соединений марганца. Пульпа состояла из 7 г MnО или MnО2, 50-60 см3 насыщенного раствора хлористого кальция. К пульпе добавляли 1-1,5% древесного угля. В результате опытов получили следующие результаты:
Растворяемый оксид MnO MnO MnO2 MnO2 Концентрация СаCl2 в растворителе 48% 48% 48% 48% Добавка к пульпе Нет 1-1,5% ДУ Нет 1-1,5% ДУ Извлечение марганца 1-3,7% 43,9-50% 0% 15,6%
П р и м е р 2. Окисную марганцевую руду с содержанием 35 мас. Mn и 43,95 мас. Mn сначала обработали насыщенным раствором хлористого кальция (48% СаСl2) с добавкой и без добавки древесного угля 1-1,5% от веса пульпы, после чего раствором СаСl2 с добавками 7,5-9,0 мас. FeCl2. При этом в отсутствии ДУ и FeCl2 марганец из обеих руд в раствор практически не переходил. В опытах с добавками 1-1,5% ДУ из руды извлекалось от 40 до 43% марганца. Марганец в количестве ≈ 45% от исходного извлекался даже из отвального шлака металлического марганца (Mn ≈ 16-79% SiO2 30%). Извлечение марганца после введения в пульпу 9% FeCl2 для указанных руд при 220оС и общей продолжительности 2 ч соответственно составило 97,6 и 98,6% против 85 по прототипу.PRI me R 1. In a laboratory multi-chamber autoclave at 220-240 about With studied the conditions of leaching of manganese compounds. The pulp consisted of 7 g of MnO or MnO 2 , 50-60 cm 3 of a saturated solution of calcium chloride. 1-1.5% charcoal was added to the pulp. As a result of the experiments, the following results were obtained:
Soluble oxide MnO MnO MnO 2 MnO 2 Concentration of CaCl 2 in the solvent 48% 48% 48% 48% Pulp additive No 1-1.5% DE No 1-1.5% DE Extraction of manganese 1-3-7.7% 43, 9-50% 0% 15.6%
PRI me R 2. Oxide manganese ore with a content of 35 wt. Mn and 43.95 wt. Mn was first treated with a saturated solution of calcium chloride (48% CaCl 2 ) with and without the addition of charcoal 1-1.5% by weight of the pulp, followed by a solution of CaCl 2 with additives of 7.5-9.0 wt. FeCl 2 . Moreover, in the absence of DE and FeCl 2, manganese practically did not pass from both ores into solution. In experiments with additives of 1-1.5% DE, from 40 to 43% of manganese was extracted from ore. Manganese in an amount of ≈ 45% of the initial one was extracted even from dump slag of metallic manganese (Mn ≈ 16-79% SiO 2 30%). Removing manganese after introduction into the slurry 9% FeCl 2 for these ores at 220 ° C and a total duration of 2 hours was respectively 97.6 and 98.6% vs. 85 prototype.
П р и м е р 3. В промышленных условиях предлагаемый способ реализуют следующим образом. Окисленная марганцевая руда с содержанием 25-50 мас. Mn дробится и размалывается до крупности 0,04-0,1 мм, после чего смешивается с насыщенным раствором хлористого кальция (≈6,5 моля CaCl2/л, плотность раствора ≈1,5-1,54 г/см3), взятом в количестве 4,5-7,5 кг (3-5 л) на 1 кг руды, после чего к пульпе добавляется 1-1,5% от ее веса углеродистого восстановителя (древесный уголь; молотый кокс или полукокс), затем пульпа подогревается в противоточном подогревателе за счет тепла от отработанной пульпы, которая при этом охлаждается до 80-90оС и в течение 0,75-1,0 ч перекачивается через батарею автоклавов, нагретую до 220-240оС, после чего к пульпе добавляется травильный раствор из расчета получения концентрации 7,5-9,0% FeCl2, и пульпа перекачивается в течение 1-1,5 ч через вторую батарею автоклавов с температурой 220-240оС, после чего охлаждается, отдавая тепло новой порции пульпы в противоточном нагревателе, и направляется на фильтрование. Твердый остаток промывается водой и после отстаивания вывозится в шламохранители или на фабрику переработки отходов на строительные изделия, а вода отделяется и используется при приготовлении новых порций растворителя или в качестве промывной для отмывки новых порций отходов. Горячий раствор хлоридов после отделения от твердого остатка перекачивается в чаны, в растворе определяется фактическое содержание MnCl2, после чего раствор обрабатывается пушенкой. Расход пушенки, отсеянной от примесей и необожженных частиц, составляет 110-150 кг/м3 раствора. Во время введения пушенки и после ее введения в течение 1-1,5 ч через раствор продувается воздух, после чего полученный концентрат отделяется от раствора (фильтрацией или отстаиванием и декантацией) и направляется на обжиг в окомкование, а раствор на повторное использование для выщелачивания марганца из новых порций руды. Извлечение марганца в концентрат 93-93,5% Состав концентрата, мас. Mn 59-64; Fe2O3 0,02-0,5; SiO2 0,5-1,0; Р 0,004-0,009; S следы; СаО 3-4; СаСl2 3-5%
Расход обожженной извести на 1 Б т концентрата (48% Mn) с учетом потерь при отсеве ≈ 600 кг. Потери хлористого кальция (с концентратом и промывными водами) в расчете на 1 Б т концентрата (48% Mn) составляют ≈ 100-150 кг.PRI me R 3. In industrial conditions, the proposed method is implemented as follows. Oxidized manganese ore with a content of 25-50 wt. Mn is crushed and ground to a particle size of 0.04-0.1 mm, after which it is mixed with a saturated solution of calcium chloride (≈6.5 mol CaCl 2 / l, the density of the solution is ≈1.5-1.54 g / cm 3 ), taken in an amount of 4.5-7.5 kg (3-5 l) per 1 kg of ore, after which 1-1.5% of its weight of a carbon reducing agent (charcoal; ground coke or semi-coke) is added to the pulp, then It is heated in counterflow preheater by heat from the waste pulp, which is thus cooled to 80-90 ° C and within 0.75-1.0 hours pumped through a battery of autoclaves, preheated to 220-240 ° C, whereupon the pulp is added to the pickling solution at the rate of a concentration of 7,5-9,0% FeCl 2, and the slurry is pumped for 1-1.5 h in the second battery of autoclaves at a temperature of 220-240 C and then cooled, giving the heat of a new portion of pulp in a countercurrent heater, and is sent to the filter. The solid residue is washed with water and, after settling, is taken out to the sludge collectors or to the waste processing plant for construction products, and the water is separated and used in the preparation of new portions of the solvent or as a washing agent for washing new portions of waste. After separation from the solid residue, the hot chloride solution is pumped into the vats, the actual MnCl 2 content is determined in the solution, after which the solution is treated with cannon. The consumption of cannon, screened from impurities and unfired particles, is 110-150 kg / m 3 of the solution. During the introduction of the cannon and after its introduction, air is blown through the solution for 1-1.5 hours, after which the resulting concentrate is separated from the solution (by filtration or settling and decantation) and sent to calcination for pelletizing, and the solution for reuse for leaching manganese from new portions of ore. Extraction of manganese in a concentrate 93-93.5% Composition of the concentrate, wt. Mn 59-64; Fe 2 O 3 0.02-0.5; SiO 2 0.5-1.0; P 0.004-0.009; S footprints; CaO 3-4; CaCl 2 3-5%
The consumption of calcined lime per 1 Bt of concentrate (48% Mn), taking into account losses during screening ≈ 600 kg. The loss of calcium chloride (with concentrate and wash water) per 1 Bt of concentrate (48% Mn) is ≈ 100-150 kg.
Предлагаемый способ позволяет получить следующие преимущества:
из бедных (22-25 мас. Mn, 20-30 мас. SiO2) или фосфористых окисных руд и концентратов (например Порожинских ≈ 50 мас. Mn, ≈ 1,5-1,6 мас. Р или Николаевских ≈ 50 мас. Mn,≈ 0,5-0,6 мас. Р) практически без потерь марганца получать концентраты, пригодные как для подшихтовки при плавке обычных ферросплавов, так и для плавки бесфосфористого ферромарганца и металлического марганца;
примерно в 2-3 раза повысить полезное использование марганца из добываемых сегодня окисных руд;
примерно в 2-3,0 раза уменьшить удельный расход электроэнергии и производительность РТП;
уменьшить расход условного топлива на 400-450 кг/т концентрата.The proposed method allows to obtain the following advantages:
from poor (22-25 wt. Mn, 20-30 wt. SiO 2 ) or phosphorous oxide ores and concentrates (for example Porozhinsky ≈ 50 wt. Mn, ≈ 1.5-1.6 wt. P or Nikolaevsk ≈ 50 wt. Mn, ≈ 0.5-0.6 wt. R) to obtain concentrates, practically without loss of manganese, suitable both for undermining during smelting of conventional ferroalloys and for smelting of phosphorus-free ferromanganese and metallic manganese;
increase the useful use of manganese from oxide ore mined today by about 2–3 times;
to reduce the specific energy consumption and the performance of the RTP by about 2-3.0 times;
reduce equivalent fuel consumption by 400-450 kg / t of concentrate.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU93018576A RU2038396C1 (en) | 1993-04-16 | 1993-04-16 | Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU93018576A RU2038396C1 (en) | 1993-04-16 | 1993-04-16 | Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2038396C1 true RU2038396C1 (en) | 1995-06-27 |
| RU93018576A RU93018576A (en) | 1996-03-27 |
Family
ID=20140025
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU93018576A RU2038396C1 (en) | 1993-04-16 | 1993-04-16 | Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2038396C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2583224C1 (en) * | 2015-01-12 | 2016-05-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский государственный индустриальный университет" | Method for chemical enrichment of polymetallic manganese containing ore |
-
1993
- 1993-04-16 RU RU93018576A patent/RU2038396C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 1. Масленицкий Н.Н. и Беликов В.В. Химические процессы в технологии переработки труднообогатимых руд. М.: Недра, 1986 с. 138-141. * |
| 2. П.Н.Джапаридзе, М.П.Миндели. Технология получения из бедных марганцевых руд концентратов высшего качества раствором хлористого кальция. Сб. Металлургия марганца. Тезисы докладов III Всесоюзного совещания, М., ИМетАНСССР им.Л.А.Байкова, 1981, с.68-69. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2583224C1 (en) * | 2015-01-12 | 2016-05-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский государственный индустриальный университет" | Method for chemical enrichment of polymetallic manganese containing ore |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4298379A (en) | Production of high purity and high surface area magnesium oxide | |
| CN110304646B (en) | Method for efficiently separating fluorine, chlorine and nitrogen components from aluminum ash and co-producing aluminum oxide concentrate | |
| US3980753A (en) | Industrial process of preparing magnesia of high purity | |
| CN101519219A (en) | Manufacturing process for light magnesium carbonate | |
| CN108070725A (en) | The method for recycling lithium | |
| CN107090551B (en) | A kind of method of the direct vanadium extraction of vanadium titano-magnetite | |
| US20210354992A1 (en) | Production of fine grain magnesium oxide and fibrous amorphous silica from serpentinite mine tailings | |
| CN110775998A (en) | System and method for producing nano zinc oxide by industrially recycling zinc | |
| CN114737066B (en) | Method for extracting lithium from leaching residues of lithium ores | |
| JP2006241529A (en) | Refining method for removing sulfur and the like from nickel compound or cobalt compound, and method for producing ferronickel | |
| CN114606387A (en) | Wet-process and pyrogenic-process combined comprehensive recovery method for arsenic-alkali residue | |
| JPH0123417B2 (en) | ||
| CN101760637B (en) | Leaching technology of magnesium-containing ore | |
| USRE29598E (en) | Method for recovering vanadium-values from vanadium-bearing iron ores and iron ore concentrates | |
| EP0244910B1 (en) | Separation of non-ferrous metals from iron-containing powdery material | |
| WO2024084233A1 (en) | Production of battery grade chemicals | |
| US3198622A (en) | Chemical-physical treatment of ores, and/or ore residues | |
| RU2038396C1 (en) | Method for chemical concentration of oxide-bearing manganese ores | |
| CN108163880B (en) | Method for preparing gypsum powder by using zinc smelting waste acid | |
| WO1997049835A1 (en) | Process and apparatus for production of useful iron product from industrial waste streams | |
| CN114558440B (en) | High-efficiency zinc extraction coupling pulp flue gas desulfurization carbon fixation process by high-chlorine zinc gray ammonia-ammonium sulfate method | |
| EP0946767A1 (en) | Recovery of iron products from waste material streams | |
| PL106059B1 (en) | THE METHOD OF RECOVERING MAGNESIUM OXIDE FROM USED ROLLER MATERIAL ENRICHED WITH MAGNESIUM OXIDE | |
| CN211545970U (en) | System for producing nano zinc oxide by industrially recycling zinc | |
| RU2184158C1 (en) | Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants |