RU2039109C1 - Method for recovering manganese from ores and concentrates - Google Patents

Method for recovering manganese from ores and concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2039109C1
RU2039109C1 SU5009673A RU2039109C1 RU 2039109 C1 RU2039109 C1 RU 2039109C1 SU 5009673 A SU5009673 A SU 5009673A RU 2039109 C1 RU2039109 C1 RU 2039109C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
manganese
leaching
sulfite
sulfuric acid
mol
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
А.А. Щелкин
В.М. Баранов
В.К. Бубнов
Я.И. Яхно
Original Assignee
Производственное объединение "Целинный горно-химический комбинат"
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 Производственное объединение "Целинный горно-химический комбинат" filed Critical Производственное объединение "Целинный горно-химический комбинат"
Priority to SU5009673 priority Critical patent/RU2039109C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2039109C1 publication Critical patent/RU2039109C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

FIELD: recovering manganese from ores. SUBSTANCE: leaching is made using ammonia as reducing agent for sulfite/bisulfite solutions. Ammonia is a product of trapping gases of sulfuric acid production containing 0.51 1.52 mol/l sulfur dioxide at Ph ≅ 3,0. EFFECT: leaching manganese concentrates by sulfuric acid solution in the presence of reducing agent. 1 tbl

Description

Изобретение относится к добыче полезных компонентов гидрометаллургическими и геотехнологическими способами и может быть использовано на горнообогатительных предприятиях, в частности, при извлечении марганца из марганецсодержащих руд кучным, перколяционным или чановым выщелачиванием. The invention relates to the extraction of useful components by hydrometallurgical and geotechnological methods and can be used in mining enterprises, in particular, when extracting manganese from manganese-containing ores by heap, percolation or vat leaching.

Известен способ чанового (агитационного) выщелачивания марганца из хвостов обогащения раствором серной кислоты с концентрацией 30-50 г/л при температуре 60-70оС, соотношении Т:Ж=1:3 в токе сернистого ангидрида. Недостатками способа является сравнительно низкая степень извлечения марганца из руды, высокая энергоемкость процесса и необходимость применения дорогостоящего экологически вредного реагента сернистого ангидрида.A method is known vat (agitation) of manganese from leaching tail sulfuric acid concentration solution with a concentration of 30-50 g / l at a temperature of 60-70 ° C, the ratio S: L = 1: 3 in a stream of sulfur dioxide. The disadvantages of the method are the relatively low degree of extraction of manganese from the ore, the high energy intensity of the process and the need to use expensive environmentally harmful reagent sulfur dioxide.

Наиболее близким аналогом, взятым за прототип, является способ выщелачивания марганца из марганцевых руд смесью серной и сернистой кислот при отношении Н2SO3 к H2SO4=1. Недостатком способа-прототипа является низкая степень извлечения марганца, а также применение в качестве восстановителя неустойчивого в водных растворах дорогостоящего реагента сернистой кислоты.The closest analogue, taken as a prototype, is a method of leaching manganese from manganese ores with a mixture of sulfuric and sulfuric acids with a ratio of H 2 SO 3 to H 2 SO 4 = 1. The disadvantage of the prototype method is the low degree of extraction of manganese, as well as the use as a reducing agent unstable in aqueous solutions of an expensive sulfuric acid reagent.

Цель изобретения повышение степени извлечения марганца, удешевление и упрощение процесса. The purpose of the invention is to increase the degree of extraction of manganese, the cost and simplification of the process.

Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание ведут с использованием в качестве восстановителя сульфитно-бисульфитных растворов солей аммония от улавливания газов сернокислотного производства с содержанием сернистого газа 0,51-1,52 моль/л при рН ≅ 3,0. This goal is achieved in that the leaching is carried out using sulfite-bisulfite solutions of ammonium salts as a reducing agent from trapping gases from sulfuric acid production with a sulfur dioxide content of 0.51-1.52 mol / l at pH ≅ 3.0.

Содержание сернистого ангидрида в сернокислых сульфитно-бисульфитных растворах в пределах 0,51-1,52 моль/л и рН ≅ 3,0 позволяет восстанавливать соединения труднорастворимого 4-валентного марганца до 2-валентного состояния, легко гидратируемого и, следовательно, легкорастворимого в водных растворах серной кислоты с образованием сульфата марганца. The content of sulfur dioxide in sulfate sulfite-bisulfite solutions in the range of 0.51-1.52 mol / L and pH ≅ 3.0 allows to restore compounds of insoluble 4-valence manganese to a 2-valence state, easily hydrated and, therefore, readily soluble in aqueous sulfuric acid solutions with the formation of manganese sulfate.

Содержание сернистого ангидрида в сернокислых сульфитно-бисульфитных растворах менее 0,51 моль/л приводит к снижению скорости процесса образования сульфата марганца в связи с недостатком концентрации сернистого ангидрида в растворе для протекания реакции восстановления 4-валентного марганца. The content of sulfur dioxide in sulfate sulfite-bisulfite solutions of less than 0.51 mol / l leads to a decrease in the rate of formation of manganese sulfate due to the lack of concentration of sulfur dioxide in the solution for the reaction of reduction of 4-valent manganese.

Содержание сернистого ангидрида в сернокислых сульфитно-бисульфитных растворах более 1,52 моль/л, приводит к снижению скорости процесса образования сульфата марганца. Это связано с недостатком кислотности выщелачивающего раствора (рН>3,0) за счет нейтрализации серной кислоты щелочными составляющими сульфитно-бисульфитного раствора. The content of sulfur dioxide in sulfate sulfite-bisulfite solutions of more than 1.52 mol / l, reduces the rate of formation of manganese sulfate. This is due to the lack of acidity of the leaching solution (pH> 3.0) due to the neutralization of sulfuric acid with the alkaline components of the sulfite-bisulfite solution.

Применительно для кучного выщелачивания (КВ) способ осуществляется следующим образом. Крупнокусковую руду для выщелачивания формируют в штабель. Выщелачивание серной кислотой в присутствии восстановителя сульфитно-бисульфитных растворов проводят подачей выщелачивающего раствора через рудную массу. With regard to heap leaching (HF), the method is as follows. Lump ore for leaching is formed into a stack. Leaching with sulfuric acid in the presence of a reducing agent of sulfite-bisulfite solutions is carried out by feeding the leaching solution through the ore mass.

По мере прохождения раствора реагента через рудную массу происходит восстановление сернистым ангидридом трудновыщелачиваемого 4-валентного марганца до легковыщелачиваемого 2-валентного состояния с последующим растворением марганца (2+) серной кислотой и получением раствора сульфата марганца. As the reagent solution passes through the ore mass, sulfuric anhydride is reduced to the highly leachable 4-valence manganese to a highly leachable 2-valence state, followed by dissolution of manganese (2+) with sulfuric acid and obtaining a solution of manganese sulfate.

П р и м е р 1 (способ прототип). Марганецсодержащую руду с химическим составом, Mn2+ 0,56; Mn4+ 5,4; Mnобщ 5,96; Р2О5 н/об; Feобщ 10,1; Сu <0,025; Ni <0,025; Zn 0,25; SiO2 59,9; Al 1,33; CO2 0,38, крупностью -5 +0 мм загружают в перколятор и орошают смесью серной и сернистой кислот при отношении Н2SO3 к H2SO4=1 c концентрацией серной кислоты 50 г/л в циркуляционном режиме в течение 10 сут. По окончании выщелачивания продуктивный раствор анализируют на содержание Mn2+ и рН, а выщелоченную руду промывают водой от остаточной кислотности и анализируют на остаточное содержание Mn2+, Mn4+. Определяют общее извлечение марганца.PRI me R 1 (method prototype). Manganese ore with a chemical composition, Mn 2+ 0.56; Mn 4+ 5.4; Mn total 5.96; P 2 O 5 n / v; Feotal 10.1; Cu <0.025; Ni <0.025; Zn 0.25; SiO 2 59.9; Al 1.33; CO 2 0.38, particle size -5 + 0 mm, is loaded into the percolator and irrigated with a mixture of sulfuric and sulfuric acids at a ratio of H 2 SO 3 to H 2 SO 4 = 1 with a sulfuric acid concentration of 50 g / l in a circulation mode for 10 days . After leaching, the productive solution is analyzed for Mn 2+ and pH, and the leached ore is washed with water from residual acidity and analyzed for residual Mn 2+ , Mn 4+ . Determine the total extraction of manganese.

Результаты экспериментов приведены в таблице. The experimental results are shown in the table.

П р и м е р 2 (предлагаемый способ). Марганецсодержащую руду с тем же химическим составом и крупностью загружают в шесть перколяторов и орошают серной кислотой концентрацией 50 г/л в присутствии восстановителя раствора сульфита-бисульфита аммония с содержанием сернистого ангидрида: в первом перколяторе 3,05 моль/л; во втором 1,52 моль/л; в третьем 0,76 моль/л; в четвертом 0,51 моль/л; в пятом 0,38 моль/л; в шестом 0,25 моль/л. Выщелачивание проводят в циркуляционном режиме в течение 10 сут. PRI me R 2 (the proposed method). Manganese ore with the same chemical composition and size is loaded into six percolators and irrigated with sulfuric acid at a concentration of 50 g / l in the presence of a reducing agent of a solution of ammonium sulfite-bisulfite containing sulfur dioxide: in the first percolator 3.05 mol / l; in the second 1.52 mol / l; in the third 0.76 mol / l; in the fourth 0.51 mol / l; in the fifth 0.38 mol / l; in the sixth 0.25 mol / l. Leaching is carried out in a circulating mode for 10 days.

По окончании выщелачивания продуктивный раствор анализируют на Mn2+ и рН, а выщелоченную руду промывают водой от остаточной кислотности и анализируют на остаточное содержание Mn2+, Mn4+. Определяют общее извлечение марганца. Результаты экспериментов приведены в таблице. Необходимую концентрацию SO2 получают разбавлением водой сульфитно-бисульфитного раствора с исходным значением рН=6,0-6,5 и общим содержанием сернистого ангидрида 3,05 моль/л.After leaching, the productive solution is analyzed for Mn 2+ and pH, and the leached ore is washed with water from residual acidity and analyzed for the residual content of Mn 2+ , Mn 4+ . Determine the total extraction of manganese. The experimental results are shown in the table. The required concentration of SO 2 is obtained by diluting with water a sulfite-bisulfite solution with an initial pH value of 6.0-6.5 and a total sulfur dioxide content of 3.05 mol / L.

Из результатов таблицы следует, что в предлагаемом способе при выщелачивании серной кислотой концентрацией 50 г/л в присутствии восстановителя сульфитно-бисульфитного раствора с содержанием SO2 0,51-1,52 моль/л и рН растворов ≅ 3,0 извлечение марганца в раствор составило 64,9-89,8% в способе-прототипе 63,7%
При уменьшении содержания SO2 в сульфитно-бисульфитном растворе до 0,38 моль/л и ниже, приводит к снижению извлечения марганца в раствор до 53,2% и ниже, что связано с недостаточным количеством SO2 в сернокислом сульфитно-бисульфитном растворе для восстановления Mn4+ в Mn2+, а следовательно и для перевода марганца в раствор.
From the results of the table it follows that in the proposed method, when leaching with sulfuric acid at a concentration of 50 g / l in the presence of a reducing agent of a sulfite-bisulfite solution with an SO 2 content of 0.51-1.52 mol / l and pH of solutions ≅ 3.0, manganese is extracted into the solution amounted to 64.9-89.8% in the prototype method 63.7%
With a decrease in the content of SO 2 in the sulfite-bisulfite solution to 0.38 mol / L or lower, it leads to a decrease in the extraction of manganese in the solution to 53.2% and lower, which is associated with an insufficient amount of SO 2 in the sulfuric acid sulfite-bisulfite solution for recovery Mn 4+ to Mn 2+ , and therefore for the conversion of manganese into solution.

Увеличение содержания SO2 в сульфитно-бисульфитном растворе до 3,05 моль/л приводит к уменьшению извлечения марганца до 37,9% Это связано с уменьшением кислотности сернокислого сульфитно-бисульфитного раствора до рН= 4,8 из-за нейтрализации кислоты щелочными составляющими сульфитно-бисульфитного раствора.An increase in the SO 2 content in a sulfite-bisulfite solution to 3.05 mol / L leads to a decrease in manganese extraction to 37.9%. This is due to a decrease in the acidity of the sulfate sulfite-bisulfite solution to pH = 4.8 due to the neutralization of the acid with alkaline components of sulfite bisulfite solution.

Таким образом, предлагаемый способ позволяет повысить степень извлечения марганца из руд и концентратов, а также упростить процесс за счет использования (утилизации) отходов производства и исключения применения дорогостоящего реагента сернистой кислоты. Thus, the proposed method allows to increase the degree of extraction of manganese from ores and concentrates, as well as to simplify the process through the use (disposal) of production waste and the elimination of the use of expensive sulfuric acid reagent.

Claims (1)

СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МАРГАНЦА ИЗ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ, включающий выщелачивание марганца сернокислотным раствором в присутствии восстановителя, содержащего сульфит-ион, отличающийся тем, что, с целью повышения степени извлечения марганца, удешевления и упрощения процесса, выщелачивание ведут с использованием в качестве восстановителя сульфитно-бусульфитных растворов солей аммония от улавливания газов сернокислотного производства с содержанием сернистого газа 0,51 1,52 моль/л при pH ≅ 3,0. METHOD FOR EXTRACTION OF MANGANESE FROM ORES AND CONCENTRATES, including leaching of manganese with a sulfuric acid solution in the presence of a sulfite-ion reducing agent, characterized in that, in order to increase the degree of manganese recovery, reduce the cost and simplify the process, the leaching is carried out using sulfite-bite as a reducing agent ammonium salts from the capture of gases of sulfuric acid production with a sulfur dioxide content of 0.51 1.52 mol / l at pH ≅ 3.0.
SU5009673 1991-10-09 1991-10-09 Method for recovering manganese from ores and concentrates RU2039109C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5009673 RU2039109C1 (en) 1991-10-09 1991-10-09 Method for recovering manganese from ores and concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5009673 RU2039109C1 (en) 1991-10-09 1991-10-09 Method for recovering manganese from ores and concentrates

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2039109C1 true RU2039109C1 (en) 1995-07-09

Family

ID=21589044

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5009673 RU2039109C1 (en) 1991-10-09 1991-10-09 Method for recovering manganese from ores and concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2039109C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110735055A (en) * 2018-09-27 2020-01-31 庞炼红 Method for producing furnace charge by using manganese oxide ore and application thereof

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Алтаев А. и др. Технология чанового выщелачивания марганца из отходов обогащения и некондиционных руд: КИМС. 1984, N 10, с.6-9. *
Ненно Э.С. и др. Материалы II-й Всесоюзной конференции по геотехнологическим методам добычи полезных ископаемых. М.: Химия. 1975, кн.1, с.173-177. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110735055A (en) * 2018-09-27 2020-01-31 庞炼红 Method for producing furnace charge by using manganese oxide ore and application thereof

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4269622A (en) Recovery of precious metals from difficult ores
US5073354A (en) Process of stripping gold and silver from carbon
CN108611494A (en) A kind of method of arsenic alkaline slag recycling high-efficiency comprehensive utilization
US4123499A (en) Recovering metal values from marine manganese nodules
CA2636642A1 (en) A method for recovery of precious metals
CA2524234A1 (en) Method of separation/purification for high-purity silver chloride, and process for producing high-purity silver by the same
US4092399A (en) Recovery of uranium from carbonate leach solutions
RU2039109C1 (en) Method for recovering manganese from ores and concentrates
CN104862487B (en) A kind of resource high-efficiency method for transformation of non-ferrous metal zinc metallurgy flying dust
SU1447273A3 (en) Method of producing manganese sulfate solution
CN111847702B (en) Method for treating cyanide-containing high-concentration ammonium sulfite wastewater
CN112299590B (en) Method for treating cyanide-containing ammonium sulfite wastewater
US4457776A (en) Process for the removal of arsenic compounds from tungsten or molybdenum concentrates
CN85105036B (en) Preparation process of nitrogen-zinc compound fertilizer
RU2665512C1 (en) Method for phosphogypsum processing
Izumi et al. Foamy complex formation for removing and recovering of heavy metal ions in dilute solutions with N-monodecanoyl diethylenetriamine.
US5624650A (en) Nitric acid process for ferric sulfate production
RU2005138321A (en) RESIN AND METHOD FOR REMOVING NON-FERROUS METALS
CN104911361A (en) Method for treating steel plant zinciferous smoke dust by wet process and enriching zinc oxide concentrate
RU2731951C2 (en) Method of producing scandium concentrate
SU340262A1 (en) Method of extracting rare-earth elements from phosphogypsum
RU2254386C1 (en) Method of processing gold-containing antimonic concentrate
GB1404243A (en) Recovery of copper
RU2243163C2 (en) Copper dissolution method
RU2031157C1 (en) Method of processing sulfide gold-containing materials