RU2090641C1 - Method of chemically enriching oxide-carbonate ores - Google Patents

Method of chemically enriching oxide-carbonate ores Download PDF

Info

Publication number
RU2090641C1
RU2090641C1 RU93008107A RU93008107A RU2090641C1 RU 2090641 C1 RU2090641 C1 RU 2090641C1 RU 93008107 A RU93008107 A RU 93008107A RU 93008107 A RU93008107 A RU 93008107A RU 2090641 C1 RU2090641 C1 RU 2090641C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
manganese
solution
pulp
battery
calcium chloride
Prior art date
Application number
RU93008107A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU93008107A (en
Inventor
Н.В. Толстогузов
О.И. Нохрина
И.Д. Рожихина
В.Ф. Гуменный
Original Assignee
Сибирская горно-металлургическая академия
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 Сибирская горно-металлургическая академия filed Critical Сибирская горно-металлургическая академия
Priority to RU93008107A priority Critical patent/RU2090641C1/en
Publication of RU93008107A publication Critical patent/RU93008107A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2090641C1 publication Critical patent/RU2090641C1/en

Links

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)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

FIELD: mineral dressing. SUBSTANCE: ore is crushed to particle size 0.1 mm and subjected to autoclave leaching of manganese with saturated calcium chloride solution at ratio 1:(3.0-3.5) followed by heating slurry for 0.5-1.0 h and pumping it through battery of autoclaves heated to 200-220 C. Then slurry is supplemented with 40-65% (based on solid weight) calcium chloride and such amount of ferrous chloride providing its concentration in solution 2.0-2.5%. Slurry is once again pumped through autoclave battery at 200-220 C for 0.5-1.0 h, supplemented with more ferrous chloride to its concentration in solution 2.0-2.5% and pumped through autoclave battery at 240-260, cooled to 90-100 C, freed from solids, and manganese compounds are precipitated and calcined. EFFECT: enhanced efficiency of process.

Description

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано в черной металлургии при производстве ферросплавов и в химической промышленности для производства активной двуокиси марганца. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in ferrous metallurgy in the production of ferroalloys and in the chemical industry for the production of active manganese dioxide.

Известен химический способ обогащения марганцевых руд, включающий выщелачивание марганца сернистой кислотой в присутствии дитионата кальция, очистку раствора от фосфора, алюминия и соединений железа нейтрализацией его гашеной известью до pH 4 5, отделение раствора от нерастворимого остатка и осаждение марганца обработкой его гашеной известью [1] Достоинством этого способа является возможность получения довольно богатых (60-62,5% Mn; 0,01% Р) концентратов. Другим достоинством способа является возможность использования бедных марганцевых руд, например шламов (10 15% Mn), получаемых при промывке окисленных руд, использование дешевых реагентов (на стадии выщелачивания сернистого газа из пиритных огарков; на стадии очистки раствора от примесей и осаждения марганца гашеной извести) и регенерация значительной части дитионата кальция. Однако в промышленных условиях такая схема малоработоспособна в связи с образованием гипса как на стадии выщелачивания руды, так и на стадиях очистки раствора от фосфата и др. примесей и осаждения марганца. A known chemical method of enriching manganese ores, including leaching manganese with sulfuric acid in the presence of calcium dithionate, purifying the solution from phosphorus, aluminum and iron compounds by neutralizing it with hydrated lime to pH 4 5, separating the solution from insoluble residue and precipitating manganese by treating it with hydrated lime [1] The advantage of this method is the possibility of obtaining fairly rich (60-62.5% Mn; 0.01% P) concentrates. Another advantage of the method is the possibility of using poor manganese ores, for example, sludges (10 15% Mn) obtained by washing oxidized ores, the use of cheap reagents (at the stage of leaching sulfur dioxide from pyrite cinders; at the stage of cleaning the solution from impurities and precipitation of manganese slaked lime) and regeneration of a significant portion of calcium dithionate. However, under industrial conditions, such a scheme is unworkable in connection with the formation of gypsum both at the stage of ore leaching and at the stages of cleaning the solution from phosphate and other impurities and the deposition of manganese.

Наиболее близким к заявленному является способ обогащения окисно -карбонатных марганцевых руд, включающий их восстановительный обжиг, дробление, размол, автоклавное выщелачивание марганца из размолотой руды водным раствором хлористого кальция, насыщенным углекислотой, отделение раствора от осадка и осаждение марганца из раствора известковым молоком [2]
В этом способе для выщелачивания соединений марганца используется недефицитная нейтральная соль хлористый кальций, получаемый в качестве отходов титаномагниевого производства, а растворение идет по реакции

Figure 00000001

При осаждении марганца из раствора по реакции
Figure 00000002

Хлористый кальций полностью регенерируется. В результате, как видно из реакций (1) и (2), в процессе расходуется только недефицитная известь.Closest to the claimed one is a method of enrichment of oxide-carbonate manganese ores, including their reduction calcination, crushing, grinding, autoclave leaching of manganese from ground ore with an aqueous solution of calcium chloride saturated with carbon dioxide, separation of the solution from the precipitate and precipitation of manganese from the solution with milk of lime [2]
In this method, for the leaching of manganese compounds, a non-deficient neutral salt of calcium chloride is used, obtained as a waste from titanium-magnesium production, and the dissolution proceeds by reaction
Figure 00000001

When precipitating manganese from solution by reaction
Figure 00000002

Calcium chloride is completely regenerated. As a result, as can be seen from reactions (1) and (2), only non-deficient lime is consumed in the process.

Другим достоинством этого способа является то, что в водном растворе нейтральной соли хлористого кальция растворяются только карбонаты марганца, железа и магния, а другие примеси руды, в т.ч. фосфор, кремнезем, сера и др. не растворяются. Поэтому очистка раствора от примесей не требуется, а получаемый концентрат отличается низким содержанием фосфора, серы и кремнезема. Another advantage of this method is that only carbonates of manganese, iron and magnesium and other ore impurities are dissolved in an aqueous solution of a neutral calcium chloride salt. phosphorus, silica, sulfur, etc. do not dissolve. Therefore, cleaning the solution from impurities is not required, and the resulting concentrate is characterized by a low content of phosphorus, sulfur and silica.

Растворение карбоната марганца насыщенным раствором хлористого кальция в этом способе осуществляется при 160 180oC. Это вызывает необходимость осуществлять процесс в закрытой емкости автоклавах. Это делает его экологически чистым.The dissolution of manganese carbonate with a saturated solution of calcium chloride in this method is carried out at 160 180 o C. This makes it necessary to carry out the process in a closed container autoclaves. This makes it environmentally friendly.

Однако при этом способе на обжиг расходуется огромное количество топлива (≈0,5 т/т руды), а при обжиге теряется около 10 15% руды. При химическом обогащении из руды извлекается около 85% марганца. Однако общее извлечение его (с учетом потерь при обжиге) не превышает 72,3 76,5% Третьим недостатком способа является то, что при этом способе обогащения требуется очистка раствора от хлористого железа. However, with this method, a huge amount of fuel is consumed for roasting (≈0.5 t / t of ore), and about 10-15% of ore is lost during roasting. Chemical enrichment extracts about 85% of manganese from ore. However, its total extraction (taking into account losses during firing) does not exceed 72.3 76.5%. The third disadvantage of this method is that with this enrichment method, it is necessary to clean the solution from iron chloride.

Задачей изобретения является повышение извлечения марганца из карбонатных и особенно окисно -карбонатных руд. Другой задачей изобретения является повышение качества концентрата и уменьшения расходования дефицитных материалов, например, диоксида марганца для очистки раствора от железа. The objective of the invention is to increase the extraction of manganese from carbonate and especially oxide-carbonate ores. Another objective of the invention is to improve the quality of the concentrate and reduce the consumption of scarce materials, for example, manganese dioxide to clean the solution from iron.

Сущность изобретения состоит в том, что карбонатную руду с большим содержанием окисного марганца после размола до крупности 0,1 мм сначала смешивают с насыщенным раствором хлористого кальция в соотношении 1:(3-3,5), после чего пульпу в течение 0,5-1 часа перекачивают через батарею автоклавов, нагретую до 200 220oC, затем к пульпе добавляют хлористый кальций в количестве 40 65% от веса твердого и хлористое железо из расчета получения в растворе 2 2,5% FeCl2 и перекачивают ее через вторую батарею автоклавов, нагретую также до 200 220oC, к пульпе повторно добавляют хлористое железо из расчета получения в растворе 2,0 2,5% FrCl2, а пульпу перекачивают в течение 0,5-1,0 ч через батарею автоклавов, нагретую до 240-260oC, после чего пульпу охлаждают до 90-100oC, отделяют от твердого осадка, после чего марганец осаждают, отделяют от раствора и прокаливают.The essence of the invention lies in the fact that carbonate ore with a high content of oxide manganese after grinding to a particle size of 0.1 mm is first mixed with a saturated solution of calcium chloride in a ratio of 1: (3-3.5), after which the pulp for 0.5- 1 hour is pumped through an autoclave battery heated to 200 220 o C, then calcium chloride in an amount of 40 65% by weight of solid and ferric chloride are added to the pulp based on the production of 2 2.5% FeCl 2 in solution and pumped through a second autoclave battery , also heated to 200 220 o C, re-adding to the pulp iron chloride is calculated on the basis of obtaining 2.0 2.5% FrCl 2 in solution, and the pulp is pumped for 0.5-1.0 hours through an autoclave battery heated to 240-260 o C, after which the pulp is cooled to 90- 100 o C, separated from the solid precipitate, after which the manganese precipitated, separated from the solution and calcined.

Обогащение подобным непрерывным процессом с перекачиванием пульпы последовательно через три батареи автоклавов позволяет использовать тепло отработанной части пульпы для подогрева новых ее порций и тем самым примерно в два раза уменьшить затраты тепла. В первой батарее автоклавов при t 200-220oC карбонаты марганца растворяются с очень большой скоростью, раствор насыщается хлористым марганцем, а концентрация CaCl2 в нем соответственно понижается. Это приводит, как к уменьшению равновесной концентрации MnCl2, так и скорости его растворения. С другой стороны в ходе реакции (1) на поверхности зерен руды отлагается пленка мелкокристаллического кальцита. Это затрудняет доступ растворителя к поверхности кусочков руды и тоже понижает скорость растворения соединений марганца.The enrichment of such a continuous process with pumping the pulp sequentially through three autoclave batteries allows you to use the heat of the spent part of the pulp to heat its new portions and thereby reduce the heat cost by about half. In the first battery of autoclaves at t 200-220 o C, manganese carbonates dissolve at a very high speed, the solution is saturated with manganese chloride, and the concentration of CaCl 2 in it decreases accordingly. This leads to both a decrease in the equilibrium concentration of MnCl 2 and its dissolution rate. On the other hand, in the course of reaction (1), a film of fine crystalline calcite is deposited on the surface of ore grains. This makes it difficult for the solvent to access the surface of the ore pieces and also reduces the dissolution rate of manganese compounds.

Введение в пульпу новых порций хлористого кальция повышает равновесную концентрацию MnCl2, а введение 2 2,5% FeCl2 приводит к тому, что вместе с MnCO3 начинают растворяться по реакции:
MnOx + FeCl2 MnCl2 + 1/2 Fe2O3 + (x/2 - 3/4)O2 (3)
другие соединения марганца, включая даже MnO из силикатов. Образующиеся при этом соединения имеют меньшую плотность, чем растворяемые оксиды. Поэтому в результате реакции (3) не только растворяются уже имеющиеся в руде пленки окисных соединений, покрывающих зерна карбонатов, но и отчасти разрушаются корочки из карбонатов кальция, образующиеся на первой стадии. Повторная добавка из хлористого железа перед перекачиванием пульпы через третью батарею автоклавов приводит к тому, что в раствор переходят оксиды марганца, которые становятся доступными после растворения карбонатов. В результате степень растворения карбонатного и окисного марганца колеблется в пределах 92 95,5% а сам процесс ускоряется. Растворение карбонатов и оксидов марганца на заключительной стадии процесса происходит при 240 260oC. Это способствует как более полному растворению различных соединений марганца, так и развитию процессов гидролиза оксидов железа. В результате при этом получаются высококачественные маложелезистые концентраты далее без введения в шихту дефицитных пероксидов марганца.
The introduction of new portions of calcium chloride into the pulp increases the equilibrium concentration of MnCl 2 , and the introduction of 2 2.5% FeCl 2 leads to the fact that together with MnCO 3 they begin to dissolve by the reaction:
MnOx + FeCl 2 MnCl 2 + 1/2 Fe 2 O 3 + (x / 2 - 3/4) O 2 (3)
other manganese compounds, including even silicate MnO. The resulting compounds have a lower density than the soluble oxides. Therefore, as a result of reaction (3), not only the films of oxide compounds that cover the carbonate grains already existing in the ore are dissolved, but also the crusts of calcium carbonates formed in the first stage are partially destroyed. Repeated addition of ferric chloride before pumping the pulp through the third battery of autoclaves leads to the fact that manganese oxides pass into the solution, which become available after the dissolution of carbonates. As a result, the degree of dissolution of carbonate and oxide manganese ranges from 92 to 95.5% and the process accelerates. The dissolution of manganese carbonates and oxides at the final stage of the process occurs at 240 260 o C. This contributes both to a more complete dissolution of various manganese compounds, and the development of hydrolysis of iron oxides. As a result, high-quality low-iron concentrates are obtained further without introducing deficient manganese peroxides into the charge.

Продолжительность выщелачивания в каждой из трех батарей автоклавов колеблется в пределах 0,5 1,0 ч. При меньшей чем 0,5 ч продолжительности, уменьшается степень извлечения марганца. Большая чем 1 ч выдержка в каждой из батарей, не увеличивает степени извлечения, тогда как расход пара на поддержание заданной температуры увеличивается. Общая продолжительность выщелачивания во всех трех батареях составляет ≈ 2 ч. The leaching time in each of the three autoclave batteries ranges from 0.5 to 1.0 hours. At less than 0.5 hours, the degree of manganese extraction decreases. A longer than 1 hour exposure in each of the batteries does not increase the degree of extraction, while the steam consumption for maintaining the set temperature increases. The total leaching time in all three batteries is ≈ 2 hours.

Расход хлористого кальция, вводимого в пульпу перед перекачиванием во вторую батарею автоклавов зависит от состава руды. Так при содержании марганца в руде 27-30% достаточно введения 40,0-50,0% CaCl2 от веса руды в пульпе, а при более высокой концентрации марганца в смешанной руде, например 40 45% он составляет 50 65% CaCl2 от веса руды. При большем расходе CaCl2 повышается вязкость раствора, что уменьшает извлечение марганца из руды. При меньшем чем 40% расходе хлористого кальция перед перекачиванием пульпы во вторую батарею автоклавов растут потери марганца, возникающие при охлаждении раствора. Они связаны с тем, что концентрация MnCl2 может стать при t≅100oC ниже равновесной для реакции (1).The consumption of calcium chloride introduced into the pulp before pumping into the second battery of autoclaves depends on the composition of the ore. So, with a manganese content in ore of 27-30%, the introduction of 40.0-50.0% CaCl 2 based on the weight of ore in the pulp is sufficient, and at a higher concentration of manganese in mixed ore, for example 40 45%, it amounts to 50 65% CaCl 2 from weight of ore. With a higher consumption of CaCl 2, the viscosity of the solution increases, which reduces the extraction of manganese from the ore. At less than 40% of the consumption of calcium chloride before pumping the pulp into the second battery of autoclaves, manganese losses increase when the solution is cooled. They are due to the fact that the concentration of MnCl 2 can become lower than the equilibrium concentration for reaction (1) at t≅100 o C.

Хлористое железо участвует в растворении оксидов марганца, не связанных в карбонаты, а также способствует растворению части окисного марганца непосредственно хлористым кальцием. Однако его введение в пульпу перед началом выщелачивания неэффективно, т. к. при высокой начальной концентрации CaCl2 вследствие реакции
FeCl2 + CaCO3 + H2O Fe(OH)2 + CaCl2 + CO2 (4)
раствор пересыщается, становится вязким, а хлористое железо теряется. При введении FeCl2 по ходу перекачивания пульпы во вторую батарею, когда концентрация CaCl2 снижается значительно ниже концентрации ее насыщения, карбонаты марганца в основном переведены в раствор, а зерна оксидов открыты для взаимодействия с FeCl2, хлористое железо используется наиболее эффективно и для прямого растворения MnOx и для растворения его, например, по реакции
MnO + CO2 + CaCl2 MnCl2 + CaCO3 (5)
непосредственно хлористым кальцием. По этим причинам увеличение концентрации FeCl2 более 2,5% малоэффективно. При расходе менее 2% влияние добавок FeCl2 также понижается.
Ferric chloride is involved in the dissolution of manganese oxides not bound to carbonates, and also contributes to the dissolution of a portion of manganese oxide directly by calcium chloride. However, its introduction into the pulp before the start of leaching is inefficient, because at a high initial concentration of CaCl 2 due to the reaction
FeCl 2 + CaCO 3 + H 2 O Fe (OH) 2 + CaCl 2 + CO 2 (4)
the solution is supersaturated, becomes viscous, and iron chloride is lost. With the introduction of FeCl 2 during the pumping of the pulp into the second battery, when the CaCl 2 concentration decreases significantly below its saturation concentration, manganese carbonates are mainly converted into solution, and oxide grains are open for interaction with FeCl 2 , iron chloride is used most effectively and for direct dissolution MnOx and for dissolving it, for example, by reaction
MnO + CO 2 + CaCl 2 MnCl 2 + CaCO 3 (5)
directly with calcium chloride. For these reasons, an increase in the concentration of FeCl 2 over 2.5% is ineffective. At a flow rate of less than 2%, the effect of FeCl 2 additives also decreases.

На заключительном этапе, когда растворяются преимущественно оксиды MnO, Mn2O3 и MnO2 добавка FeCl2 более эффективна. Однако и в этом случае для смешанных окисно-карбонатных руд при расходе FeCl2> 2,5% извлечение марганца практически не изменяется, а при расходе <2,0% понижается.At the final stage, when the oxides MnO, Mn 2 O 3 and MnO 2 are mainly dissolved, the addition of FeCl 2 is more effective. However, even in this case, for mixed oxide-carbonate ores, with an FeCl 2 consumption> 2.5%, the manganese extraction remains practically unchanged, but decreases at a consumption <2.0%.

На степень извлечения и качество концентрата значительное влияние оказывает температура пульпы по ходу перекачивания через батареи автоклавов. На первой и второй стадиях она колеблется в пределах 200 220oC. При меньшей, чем 200oC температуре повышается вязкость пульпы, особенно на первой стадии, что понижает извлечение марганца. С другой стороны, повышение температуры выше 220oC также увеличивает потери марганца на первой стадии в основном из-за гидролиза соединений марганца, на второй из-за гидролиза FeCl2. Более высокая температура на III стадии (240 260oC) определяется качеством концентрата по содержанию в нем железа. При меньшей температуре в концентрате повышается содержание оксидов железа. При большей чем 260oC извлечение марганца не повышается, качество концентрата по содержанию железа почти не изменяется, а расход топлива растет.The degree of extraction and the quality of the concentrate is significantly affected by the temperature of the pulp during the pumping through the autoclave batteries. In the first and second stages, it ranges from 200 to 220 o C. At a temperature lower than 200 o C, the viscosity of the pulp increases, especially in the first stage, which reduces the extraction of manganese. On the other hand, an increase in temperature above 220 o C also increases the loss of manganese in the first stage, mainly due to the hydrolysis of manganese compounds, in the second due to the hydrolysis of FeCl 2 . The higher temperature in stage III (240 260 o C) is determined by the quality of the concentrate according to its iron content. At lower temperatures, the concentrate increases the content of iron oxides. At more than 260 o C the extraction of manganese does not increase, the quality of the concentrate in terms of iron content remains almost unchanged, and fuel consumption increases.

Пример. В промышленных условиях способ реализуется следующим образом: окисно-карбонатная руда с содержанием 30 45% Mn дробится и размалывается в порошок крупностью 0,1 мм, который затем смешивается с водным раствором хлористого кальция, содержащим его 6,5 7 моль/литр, после чего пульпа подогревается в среднем до 210oC и насосом перекачивается через батарею автоклавов, подогретую до 200 220oC. Время пребывания пульпы в первой батарее автоклавов составляет 0,5 1,0 ч. После этого пульпа перекачивается во вторую батарею, также нагретую до 200 220oC. Во время перекачивания в пульпу добавляется 40,0 65,0% от веса исходной руды хлористого кальция и хлористое железо из расчета получения в растворе концентрации 2 2,5% FeCl2. Время пребывания пульпы во второй батарее автоклавов составляет 0,5 1,0 час. После этого пульпа перекачивается в батарею автоклавов, подогретую до 240 260oC, а по ходу перекачивания в пульпу повторно вводится хлористое железо из расчета получения в растворе содержания 2 2,5% FeCl2. После выдержки 0,5 1,0 ч пульпу направляют в подогреватель с противотоком из свежей пульпы. После охлаждения пульпы до 90 100oC ее направляют в фильтр-прессы, после чего марганец осаждают обработкой раствора пушенкой, повторно фильтруют, промывают, прокаливают, после чего окатывают или брикетируют.Example. In industrial conditions, the method is implemented as follows: an oxide-carbonate ore with a content of 30 45% Mn is crushed and ground into a powder with a grain size of 0.1 mm, which is then mixed with an aqueous solution of calcium chloride containing 6.5 7 mol / liter, after which the pulp is heated to an average of 210 o C and pumped through a battery of autoclaves heated to 200 220 o C. The residence time of the pulp in the first battery of autoclaves is 0.5 to 1.0 hours. After this, the pulp is pumped to a second battery, also heated to 200 220 o C. During pumping In the pulp, 40.0 65.0% of the weight of the initial calcium chloride ore and iron chloride are added at the rate of obtaining a concentration of 2 2.5% FeCl 2 in the solution. The residence time of the pulp in the second battery of autoclaves is 0.5 to 1.0 hour. After this, the pulp is pumped into a battery of autoclaves, heated to 240 260 o C, and during the pumping process, ferric chloride is reintroduced into the pulp based on obtaining 2 2.5% FeCl 2 in the solution. After exposure of 0.5 to 1.0 h, the pulp is sent to the heater with a countercurrent from fresh pulp. After cooling the pulp to 90 100 ° C, it is sent to filter presses, after which manganese is precipitated by treating the solution with cannon, re-filtered, washed, calcined, then dipped or briquetted.

Извлечение марганца в концентрат составляет 92 95,5% Концентрат после прокаливания содержит 59 64% Mn, 1 2% MgO, 3 4% CaO, 3 5% CaCl2, 0,5 1,0% SiO2, 0,002 0,01% P, серы следы.The extraction of manganese in the concentrate is 92 95.5%. The concentrate after calcination contains 59 64% Mn, 1 2% MgO, 3 4% CaO, 3 5% CaCl 2 , 0.5 1.0% SiO 2 , 0.002 0.01% P, sulfur traces.

Предлагаемый способ позволяет получить следующие преимущества:
1) обогащать кальций-хлоридным способом любые руды как карбонатные, так и окисно-карбонатные;
2) извлекать в концентрат практически весь марганец как карбонатный, так и окисный;
3) уменьшить затраты тепла на подогрев пульпы примерно в 2 раза;
4) получать концентрат, пригодный как для плавки малофосфористого ферромарганца, подшихтовки при плавке ферромарганца обычного состава, так и плавки металлического марганца без обработки пульпы пероксидами;
5) обеспечить возможность значительного повышения выхода высших сортов металлического марганца силикотермическим процессом, уменьшить сквозной расход электроэнергии на плавку металлического марганца Mp не менее чем в 2 раза;
6) производить алюмотермическим процессом металлический марганец по содержанию примесей, удовлетворяющий требованиям к электролитическому;
7) ликвидируются затраты топлива на обжиг руды.
The proposed method allows to obtain the following advantages:
1) to enrich with a calcium-chloride method any ores both carbonate and oxide-carbonate;
2) to extract almost all manganese, both carbonate and oxide, into the concentrate;
3) reduce heat consumption by heating the pulp by about 2 times;
4) to obtain a concentrate suitable both for melting low-phosphorous ferromanganese, for underbinding during melting of standard ferromanganese, and for melting metallic manganese without treating the pulp with peroxides;
5) to ensure the possibility of a significant increase in the yield of higher grades of manganese metal by the silicothermic process, to reduce the through energy consumption for smelting metal manganese M p not less than 2 times;
6) to produce aluminothermic process metallic manganese in the content of impurities, satisfying the requirements for electrolytic;
7) eliminates fuel costs for ore burning.

Claims (1)

Способ химического обогащения окисно-карбонатных руд, включающий дробление руды, автоклавное выщелачивание марганца водным раствором хлористого кальция, отделение раствора от остатка и осаждение марганца из раствора в виде его соединений, отличающийся тем, что дробление руды ведут до крупности -0,1 мм, выщелачивание ведут путем смешивания с насыщенным раствором хлористого кальция в соотношении 1: 3,0 3,5 с последующим подогревом пульпы в течение 0,5 1,0 ч и перекачивания через батарею автоклавов, нагретую до 200
220oC, затем к пульпе добавляют 40 65% от массы твердого хлористого кальция и хлористое железо из расчета получения в растворе 2,0 2,5% FeCl2 и повторно перекачивают через батарею автоклавов, нагретую до 200 220oС в течение 0,5 1,0, после чего к пульпе повторно добавляют хлористое железо из расчета получения в растворе 2,0 2,5% FeCl2 и в течение 0,5 1,0 ч перекачивают ее через батарею автоклавов, нагретую до 240 260oС, охлаждают до 90 100oC и отделяют от остатка, а после осаждения марганца осадок отделяют от раствора и прокаливают.
The method of chemical enrichment of carbonate oxide ores, including ore crushing, autoclave leaching of manganese with an aqueous solution of calcium chloride, separation of the solution from the residue and precipitation of manganese from the solution in the form of its compounds, characterized in that the ore is crushed to a particle size of -0.1 mm, leaching lead by mixing with a saturated solution of calcium chloride in a ratio of 1: 3.0 3.5, followed by heating the pulp for 0.5 1.0 hours and pumping through a battery of autoclaves heated to 200
220 o C, then 40 65% by weight of solid calcium chloride and ferric chloride are added to the pulp on the basis of obtaining 2.0 2.5% FeCl 2 in solution and re-pumped through an autoclave battery heated to 200 220 o C for 0, 5 1.0, after which iron chloride is re-added to the pulp on the basis of obtaining 2.0 2.5% FeCl 2 in the solution and for 0.5 1.0 h it is pumped through an autoclave battery heated to 240 260 o С, cooled to 90-100 ° C. and separated from the residue, and after precipitation of manganese, the precipitate was separated from the solution and calcined.
RU93008107A 1993-02-11 1993-02-11 Method of chemically enriching oxide-carbonate ores RU2090641C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93008107A RU2090641C1 (en) 1993-02-11 1993-02-11 Method of chemically enriching oxide-carbonate ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93008107A RU2090641C1 (en) 1993-02-11 1993-02-11 Method of chemically enriching oxide-carbonate ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU93008107A RU93008107A (en) 1996-11-20
RU2090641C1 true RU2090641C1 (en) 1997-09-20

Family

ID=20137130

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU93008107A RU2090641C1 (en) 1993-02-11 1993-02-11 Method of chemically enriching oxide-carbonate ores

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2090641C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2539885C1 (en) * 2013-12-20 2015-01-27 Игорь Александрович Фарбер Method for integrated treatment of manganese carbonate-oxide ore
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

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Масленицкий Н., Беликов В.В. Химические процессы технологии переработки труднообогатимых руд. - М.: Недра, 1986, с.138 - 141. 2. Тезисы докладов III Всес. совещания АН СССР. Ин-т металлургии им. А.А. Байкова. Металлургия марганца.- М.: 1981, с.68 и 69. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2539885C1 (en) * 2013-12-20 2015-01-27 Игорь Александрович Фарбер Method for integrated treatment of manganese carbonate-oxide ore
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
CN106115768A (en) A kind of comprehensive cyclic utilization method of steel plant zinc smoke ash
CA2386940C (en) Process for reducing the concentration of dissolved metals and metalloids in an aqueous solution
CN105392739A (en) Hematite manufacturing method and hematite manufactured by same
CN102849783B (en) Production method of high-purity nanometer zinc oxide from low-grade zinc oxide ore by ammonia decarbonization
CN110775998A (en) System and method for producing nano zinc oxide by industrially recycling zinc
US5942198A (en) Beneficiation of furnace dust for the recovery of chemical and metal values
JPH10509212A (en) Recovery of metal and chemical value
CN103159263A (en) Treatment method of artificial rutile mother solution
CA2199268C (en) Method for recovering metal and chemical values
RU2090641C1 (en) Method of chemically enriching oxide-carbonate ores
CN102849782B (en) Method for producing high-purity zinc oxide by steel mill smoke dust ash ammonia method decarburization
EP0244910B1 (en) Separation of non-ferrous metals from iron-containing powdery material
CN102826588B (en) Method for producing high-purity nanometer zinc oxide by using ammonia process decarburization of steel plant dust
CN100351181C (en) Method of preparing high purity iron oxide for soft magnet using titanium white by product ferrous sulphate
EP0773301B1 (en) Hydrometallurgical treatment for the purification of waelz oxides through lixiviation with sodium carbonate
US2462499A (en) Process for recovering manganese values from manganese ores
CN211545970U (en) System for producing nano zinc oxide by industrially recycling zinc
RU2184158C1 (en) Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants
US3424574A (en) Ferrous metal refining
KR100236663B1 (en) Method for recovering metal and chemical values
RU2562016C1 (en) Method of preparation to processing of sideritic iron ore (versions) and method of its following waste-free processing
CA1180902A (en) Process for recovering metals
CN110201525A (en) A method of sulfur-containing smoke gas desulfurization is carried out using alkaline scrap material
JPS60228627A (en) Method for removing fluorine in wet treating of worthy metal
RU2820256C1 (en) Method for processing synnyrite to obtain potassium fertilizers and alumina