RU2651842C2 - Способ переработки черносланцевых руд - Google Patents
Способ переработки черносланцевых руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2651842C2 RU2651842C2 RU2016120106A RU2016120106A RU2651842C2 RU 2651842 C2 RU2651842 C2 RU 2651842C2 RU 2016120106 A RU2016120106 A RU 2016120106A RU 2016120106 A RU2016120106 A RU 2016120106A RU 2651842 C2 RU2651842 C2 RU 2651842C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- stage
- leaching
- solution
- pulp
- filtering
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 36
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims description 26
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 76
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 46
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 44
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- 239000008394 flocculating agent Substances 0.000 claims abstract description 27
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 23
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 16
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims abstract description 15
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 14
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract description 11
- 125000002091 cationic group Chemical group 0.000 claims abstract description 9
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000005352 clarification Methods 0.000 claims abstract description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 7
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 claims abstract 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 39
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 10
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 20
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 abstract description 6
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 abstract description 3
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 73
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 11
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 8
- 239000011343 solid material Substances 0.000 description 6
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 4
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 4
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 4
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 4
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 230000003311 flocculating effect Effects 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 2
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 2
- 229910001784 vanadium mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000015076 Shorea robusta Nutrition 0.000 description 1
- 244000166071 Shorea robusta Species 0.000 description 1
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000001054 cortical effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 239000002657 fibrous material Substances 0.000 description 1
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000005470 impregnation Methods 0.000 description 1
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 1
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 239000011550 stock solution Substances 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- LSGOVYNHVSXFFJ-UHFFFAOYSA-N vanadate(3-) Chemical class [O-][V]([O-])([O-])=O LSGOVYNHVSXFFJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/22—Obtaining vanadium
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области извлечения ценных веществ - ванадия, урана, молибдена и редкоземельных металлов из черносланцевых руд. Способ включает измельчение руды, противоточное двухстадиальное выщелачивание раствором серной кислоты, разделение пульп на обеих стадиях фильтрованием, отмывку ценных растворимых веществ от осадка на второй стадии с получением укрепленного и первого промывного растворов, контрольное осветление товарного фильтрата на первой стадии. При этом проводят выщелачивание на первой стадии оборотным кислым ванадийсодержащим раствором, выщелачивание на второй стадии серной кислотой и фильтрование пульп на обеих стадиях с добавкой флокулянтов двух типов - неионогенного и катионного. При этом приготовление 0,1% раствора неионогенного флокулянта на стадии сгущения пульпы осуществляют с использованием декантата, приготовление 0,1% растворов неионогенного и катионного флокулянтов перед сгущением и фильтрованием пульпы, полученной после первой стадии выщелачивания, осуществляют с использованием верхнего слива пластинчатого отстойника, а для получения 0,1% растворов выше указанных флокулянтов перед фильтрованием на второй стадии применяют часть первого промывного раствора этой стадии фильтрования. Техническим результатом является повышение эффективности процесса. 1 ил., 3 табл., 1 пр.
Description
Изобретение относится к области извлечения ценных веществ - ванадия, урана, молибдена и редкоземельных металлов из черносланцевых РУД. Известен способ выщелачивания ценных веществ из руды, включающий двухстадиальное выщелачивание ценных компонентов, в котором первая стадия выщелачивания осуществляется при атмосферном давлении, а вторая стадия выщелачивания проводится при повышенном давлении в автоклаве (патент RU №2398901, МПК С22В 3/08, С22В 23/00).
Недостаток известного способа состоит в том, что он характеризуется невысокой эффективностью извлечения ценных веществ из руд, поскольку проводится в условиях прямоточного взаимодействия фаз.
Известен способ переработки кобальтоносных железомарганцевых корковых образований, который включает двухстадиальное противоточное выщелачивание ценных компонентов раствором серной кислоты при атмосферном давлении, разделение образующихся после выщелачивания пульп на обеих стадиях фильтрованием с получением товарного фильтрата для дальнейшей переработки (патент RU №2261923, МПК С22В 3/08, С22В 4/00).
Недостаток известного способа переработки руд состоит в том, что при атмосферном способе выщелачивания не может быть обеспечено высокое извлечение ванадия. Недостаток известного способа состоит и в том, что после обеих стадий выщелачивания образуются пульпы, которые фильтруются с низкими показателями.
Наиболее близким по своей технической сущности и достигаемому эффекту к предлагаемому является способ переработки черносланцевых руд, который включает измельчение руды до крупности 0,2 мм, противоточное двухстадиальное выщелачивание раствором серной кислоты, разделение образующихся после выщелачивания на обеих стадиях пульп фильтрованием, отмывку растворимых веществ от осадка с получением укрепленного и промывного растворов на второй стадии и товарного фильтрата на первой стадии для его дальнейшей переработки, выщелачивание на первой стадии в течение 2-3 часов оборотным раствором при атмосферном давлении и температуре 65-95°С до остаточного содержания свободной серной кислоты 5-15 г/л, выщелачивание на второй стадии при расходе серной кислоты 9-12% от количества исходного твердого материала под давлением 10-15 атм, температуре 140-160°С в течение 2-3 часов, репульпацию кека, отфильтрованного после первой стадии частью укрепленного раствора, величину которой устанавливают в пределах 35-45% от общего его количества (патент RU №2493273, МПК С22В 3/08, С22В 34/22, С22/60/02, С2259/00).
Недостаток известного способа состоит в том, что измельчение исходной руды до крупности 0,2 мм предполагает в пульпе наличие до 30% песков класса свыше 0,1 мм, извлечение ванадия из которых является затруднительным. Недостаток известного способа заключается и в том, что товарный раствор, образующийся после первой стадии выщелачивания, характеризуется высоким разбавлением вследствие того, что значительное количество свежей воды в технологический процесс поступает при приготовлении 0,1% растворов флокулянтов. Это не только снижает характеристики следующих за выщелачиванием процессов сорбции, но и увеличивает расход серной кислоты. Недостаток известного способа состоит еще и в том, что в случае поступления на переработку вслед за удовлетворительно вскрываемыми рудами новой партии упорных, трудно вскрываемых руд известный способ не дает возможности быстро сделать заключение о целесообразности извлечения ванадия и других ценных компонентов из поступившей партии руды и вовлечения ее в переработку.
Техническим результатом изобретения является повышение эффективности извлечения ванадия из черносланцевых руд, снижение расхода кислоты и возможность быстрого получения заключения о целесообразности извлечения ванадия и других ценных компонентов из вновь поступающей в переработку партии упорной, трудно вскрываемой руды.
Технический результат достигается тем, что измельчение руды производят до крупности 0,1 мм. Способ переработки черносланцевых руд, включающий измельчение, противоточное двухстадиальное выщелачивание раствором серной кислоты, разделение образующихся после выщелачивания пульп на обеих стадиях фильтрованием, отмывку ценных растворимых веществ от осадка на второй стадии с получением укрепленного и первого промывного растворов, контрольное осветление товарного фильтрата на первой стадии для его дальнейшей переработки, выщелачивание на первой стадии оборотным кислым ванадийсодержащим раствором при атмосферном давлении в течение 2-3 часов, температуре 85-95°С до остаточного содержания свободной серной кислоты 5-15 г/л, выщелачивание на второй стадии серной кислотой с расходом 9-12% от количества исходного твердого под давлением 10-15 атм, температуре 140-160°С в течение 2-3 часов, репульпацию отфильтрованного после первой стадии кека частью укрепленного раствора, фильтрование пульп на обеих стадиях с добавкой флокулянтов двух типов - неионогенного и катионного. Измельчение руды производят до крупности 0,1 мм. Приготовление 0,1% раствора неионогенного флокулянта на стадии сгущения пульпы после процесса измельчения, осуществляют с использованием декантата. Приготовление 0,1% растворов неионогенного и катионного флокулянтов перед сгущением и фильтрованием пульпы, полученной после первой стадии выщелачивания, осуществляют с использованием верхнего слива пластинчатого отстойника, а для получения 0,1% растворов вышеуказанных флокулянтов перед фильтрованием на второй стадии применяют часть первого промывного раствора этой стадии и фильтрования. Расход обоих типов флокулянтов перед фильтрованием на обеих стадиях переработки увеличивают на 15%.
В случае существенного снижения эффективности извлечения ванадия и других ценных компонентов из вновь поступающей в переработку партии руды осуществляют отбор представительной пробы и выщелачивают измельченный материал в лабораторном автоклаве при рекомендуемых для второй стадии выщелачивания максимальных параметрах (давление - 15 атм, температура - 160°С, время выщелачивания - 3 часа, расход серной кислоты 12% от исходного твердого), после чего определяют кислотоемкость руды и сравнивают ее с ранее полученными значениями кислотоемкости, при которых достигается высокая эффективность извлечения, и делают заключение о целесообразности извлечения ванадия и других ценных компонентов из поступившей партии руды и вовлечения ее в переработку.
По составу и характеру вмещающих пород руды относятся к смешанному силикатному и алюмосиликатному типу. Породы, составляющие рудную массу проб, представлены углисто-кремнистыми и углисто-глинистыми сланцами. Большая часть ванадия связана с ванадатами, представленными роскоэлитом и даттонитом. Меньшая часть ванадия входит в состав уранованадатов. Включения ванадиевых минералов имеют преимущественно микронные размеры, характеризуются очень тонкой вкрапленностью и равномерно рассеяны по всей рудной массе. Предлагаемая в известном техническом решении крупность измельчения руды на уровне 0,2 мм (29% частиц класса +0,1 мм) предполагает в пульпе наличие около 30% песков класса +0,1 мм. Извлечение ванадия из таких крупных частиц затруднительно, поскольку частицы химических соединений ванадия имеют чрезвычайно тонкую вкрапленность в минералы, которые не раскрываются для контактирования с серной кислотой при крупности измельчения 0,2 мм. Эффективность извлечения ванадия может быть повышена при снижении крупности измельчения до 0,1 мм (3-5% класса +0,1 мм), поскольку это позволит повысить кислотоемкость руды и химическую активность минералов ванадия. Однако уменьшение крупности измельчения руды предполагает возможное снижение показателей фильтрования пульп, получаемых после обеих стадий выщелачивания. Возможное ухудшение процесса фильтрования предлагается компенсировать небольшим повышением расхода флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650. Добавка флокулирующих реагентов к пульпам, в том числе дополнительная добавка в количестве 15% перед фильтрованием, существенно изменяет физико-химические свойства пульп. Главную роль для получения наилучших показателей фильтрования флокулированных пульп начинает играть не столько крупность твердого материала, сколько изменение физико-химических свойств пульп, повышающих проницаемость осадка.
В известном техническом решении приготовление 0,1% растворов флокулянтов предполагается производить путем разбавления 0,5% растворов свежей водой. В связи со значительными расходами флокулянтов на первой и второй стадиях перед операциями сгущения и фильтрования образующийся при разделении пульпы после первой стадии товарный раствор за счет поступления дополнительного количества воды характеризуется высоким разбавлением ценных веществ. Такая дополнительная подача воды в процесс не только снижает характеристики следующего за выщелачиванием процесса сорбции, но и увеличивает расход свободной кислоты в товарном сливе. Представляется возможным оценить перерасход кислоты в связи с разбавлением 0,5% растворов флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 свежей водой. Например, в технологической схеме переработки черносланцевой руды с производительностью 5 т/ч на операции сгущения пульпы перед атмосферным выщелачиванием расход флокулянта Praestol 2500 составляет 12,5 г/т твердого. На операции сгущения пульпы перед фильтрованием после первой стадии выщелачивания расходы флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 составляют соответственно 50 г/т и 20 г/т твердого. Перед фильтрованием на второй стадии расходы флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 увеличиваются до 200 и 150 г/т соответственно. При приготовлении 0,1% растворов такого количества флокулянтов путем разбавления 0,5% растворов в процесс вводится 1,73 м3 свежей воды. На это количество жидкости увеличивается выход товарного раствора. При рекомендуемой избыточной концентрации кислоты в товарном сливе 5-15 кг/м3 (принимаем в среднем 10 кг/м3) дополнительный расход кислоты составит 17,3 кг/ч. В сутки перерасход кислоты увеличится до 415 кг.
С целью исключения перечисленных недостатков вместо свежей воды для приготовления 0,1% растворов флокулянтов предлагается использовать «маточные», технологические растворы. Так для приготовления 0,1% раствора флокулянта Praestol 2500 на операции сгущения пульпы перед подачей ее на операцию атмосферного выщелачивания предлагается применять декантат сгустителя. Для приготовления 0,1% растворов флокулянтов перед процессами сгущения и фильтрования после первой стадии выщелачивания следует использовать слив пластинчатого отстойника. После автоклавного выщелачивания перед фильтрованием для приготовления 0,1% растворов флокулянтов вместо свежей воды рекомендовано использовать первый промывной раствор. В результате такой замены свежей воды на технологические растворы сокращается расход кислоты. Например, для крупнотоннажного предприятия с производительностью до 4000 т в сутки по исходной руде расход кислоты сокращается до 4000 т в год.
Разработанные технические решения, включающие противоточное двухстадиальное атмосферное и автоклавное выщелачивание, успешно прошли промышленные испытания на предприятии с производительностью по исходной руде до 3 т/ч. В настоящее время осуществляется реконструкция предприятия с целью увеличения производительности до 5 т/ч. Вместе с тем в период работы предприятия имели место случаи, когда при соблюдении всех технологических режимов вдруг резко начинала увеличиваться концентрация свободной кислоты в товарном сливе и снижаться показатели извлечения ванадия и других ценных компонентов. Это свидетельствовало только об одном, что на переработку начала поступать упорная, практически не вскрываемая руда, которая даже при столь высокой начальной концентрации кислоты до 230 г/л перед автоклавным выщелачиванием практически не вступает с кислотой в реакцию. В таблице 1 представлены некоторые результаты укрупненных исследований процесса двухстадиального выщелачивания руды в соответствии с разработанной схемой.
Из результатов исследований (табл. 1) следуют важные выводы о том, что высокие показатели извлечения ванадия до 92,3% и относительно низкие значения концентрации кислоты в товарном сливе - 21 г/л обеспечиваются лишь в том случае, когда кислотоемкость перерабатываемой руды находится на достаточно высоком уровне 6,89-7,23%. Кислотность руды - количество серной кислоты, израсходованное при взаимодействии с определенной навеской рудного материала при заданных условиях выщелачивания. Для определения кислотоемкости руды следует принять вторую стадию выщелачивания, поскольку из табл. 1 следует, что на этой стадии извлекается максимальное количество ванадия и других ценных компонентов, расходуется основная масса кислоты. Из определения кислотоемкости руды также следует, что ее величина в первую очередь зависит от химического и минералогического состава рудного материала и условий вскрытия. И если условия вскрытия руды выбраны достаточно «жесткими» (высокое давление - 15-16 атм, температура - 140°С, время выщелачивания - 3 часа, высокая начальная концентрация кислоты - до 230 г/л), а извлечения ценных компонентов не происходит, то это свидетельствует лишь о том, что поступающая руда является упорной и трудновскрываемой по сравнению, например, с другими ванадийсодержащими рудами, которые вскрываются при тех же условиях выщелачивания с удовлетворительными результатами.
Из данных табл. 1 также следует, что измельченная до крупности 0,1 мм (опыт №3) руда по сравнению с измельченной до крупности 0,2 мм (опыты №1-2) рудой при одинаковых условиях выщелачивания вскрывается с более высокой эффективностью. При переработке руды с более тонким измельчением до 0,1 мм было отмечено, что после выщелачивания как на первой, так и на второй стадиях показатели фильтрования несколько снижаются. Например, при фильтровании пульпы с плотностью 1420 кг/м3 под вакуумом в режиме барабанного вакуум-фильтра при добавке флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 с расходами 50 г/т и 20 г/т соответственно удельная производительность процесса фильтрования снизилась до 5,2 т/м2 сутки. При небольшой дополнительной добавке вышеуказанных флокулянтов на 15% до 57,5 г/т и 23 г/т удельная производительность процесса фильтрования возросла до 5,8 т/м2 сутки. При фильтровании в режиме ленточного вакуум-фильтра пульпы, полученной после автоклавного выщелачивания, также было отмечено снижение показателя удельной производительности процесса до 6,3 т/м2 /сутки при ранее рекомендуемых количествах флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 (соответственно 200 и 150 г/т твердого). Так же, как и на первой стадии, при фильтровании был увеличен расход обоих флокулянтов на 15%. В результате такого увеличения добавок флокулянтов удельная производительность процесса фильтрования возросла до 6,8 т/м2 сутки.
В таблице 2 представлены результаты исследований процесса выщелачивания руды, которая характеризуется низкой кислотоемкостью и не вскрывается при тех же условиях выщелачивания, которые были получены в опытах табл. 1. Из данных табл. 2 следует, что в опытах при тех же условиях выщелачивания, что и в опытах табл. 1, кислота не расходуется на первой и второй стадиях выщелачивания, а поступает в товарный раствор. При этом кислотоемкость руды на второй стадии выщелачивания является невысокой 2,47 и 2,72%, существенно ниже величины кислотоемкости, полученной для случая, когда руда вскрывается с удовлетворительными результатами (табл. 1).
При столь низкой кислотоемкости извлечение ванадия и других ценных компонентов находится на уровне 51-53%. Показатель кислотоемкости руды в лабораторных условиях определяется достаточно быстро - через 3,5-4 часа после начала проведения исследований, и на основании полученной величины кислотоемкости пробы руды можно сделать выводы об ожидаемых результатах вскрытия поступающей на переработку партии руды и заключение о целесообразности вовлечения ее в переработку.
Для практической реализации предлагаемого способа переработки черносланцевых руд рекомендуются технологическая схема (рис. 1) и оборудование.
Установка включает шаровую мельницу I с вибрационным грохотом 2, сгуститель 3, емкость 4 для приготовления 0,1% раствора флокулянта, реакторы 5 для атмосферного выщелачивания твердого материала, пластинчатый отстойник 6 для сгущения пульпы перед фильтрованием, емкости 7 и 8 для приготовления 0,1% растворов неионогенного и катионного флокулянтов, фильтр 9 для контрольного осветления растворов. Установка также включает барабанный вакуум-фильтр 10, ресивер 11, емкость 12, реакторы 13 и 14. На второй стадии в состав установки входят автоклав 15, реактор-смеситель 16 и емкости для растворов флокулянтов 17 и 18, а также ленточный вакуум-фильтр 19. Для приготовления 0,5% растворов флокулянтов используются емкости 20, 21, 22, 23 24.
Переработка черносланцевых руд на установке осуществляется следующим образом.
Исходный рудный материал измельчают до крупности 0,1 мм в шаровой мельнице I, работающей в замкнутом цикле с вибрационным грохотом 2, в который подается оборотная вода. Из грохота пульпа насосом направляется в сгуститель 3 вместе с 0,1% раствором флокулянта Praestol 2500 из емкости 4. Слив сгустителя поступает в оборот и в аппарат 4 на приготовление 0,1% раствора флокулянта, а сгущенная пульпа транспортируется на первую стадию выщелачивания в головной реактор 5 каскада аппаратов. Сюда же поступают фильтрат (укрепленный раствор) со второй стадии разделения пульпы, которая осуществляется на ленточном вакуум-фильтре 19, а также часть первого промывного раствора. В каскаде аппаратов 5 в течение 2-3 часов при температуре 85-95°С происходит процесс взаимодействия серной кислоты, содержащейся в фильтрате и первом промывном растворе, с исходным твердым материалом. На первой стадии выщелачивания с кислотой взаимодействуют карбонаты и поглощающие кислоту минералы. Частично растворяется твердый материал. Образующаяся после выщелачивания пульпа поступает на сгущение в пластинчатый отстойник 6. Для повышения скорости осаждения твердой фазы из емкостей 7 и 8 в пульпу добавляют 0,1% растворы флокулянтов двух типов - неионогенного Praestol 2500 и катионного Praestol 650.
0,1% растворы флокулянтов в емкостях 7 и 8 образуются путем разбавления верхним сливом пластинчатого отстойника 0,5% растворов флокулянтов, поступающих из емкостей 21 и 22. Из пластинчатого отстойника 6 сгущенная пульпа поступает в барабанный вакуум-фильтр 10 на фильтрование, а верхний слив направляется самотеком на контрольное осветление в фильтр 9 с волокнистым материалом. Фильтрат из фильтра 10 выходит в ресивер 11 и емкость 12, из которой подается на контрольное осветление в фильтр 9. Отфильтрованный кек поступает в реактор 13 и распульповывается укрепленным раствором, образующимся при фильтровании пульпы на второй стадии выщелачивания. На репульпацию кека в реактор 13 подается часть укрепленного раствора, которая составляет 35-45% от общего количества раствора. Подача на репульпацию именно такого количества раствора позволяет получить плотную пульпу с Ж:Т=0,8:1, которая транспортируется на вторую стадию выщелачивания в реактор 14 для подготовки пульпы к выщелачиванию в автоклаве 15. В реактор 14 также подается необходимое количество серной кислоты. Плотная пульпа под давлением транспортируется в автоклав 15, в котором осуществляется выщелачивание под давлением 10-15 атм, температуре 140-160°С в течение 2-3 часов и избыточном содержании серной кислоты 45-75 г/л. В автоклаве происходит выщелачивание ванадия, урана, молибдена и редкоземельных элементов и частичное растворение твердой фазы. Далее выходящая из автоклава пульпа охлаждается и поступает в смеситель 16, в который подаются с определенным расходом 0,1% флокулирующие реагенты неионогенного и катионного типов из емкостей 17 и 18, а так же часть первого промывного раствора. 0,1% растворы флокулянтов получаются в результате разбавления промывным раствором 0,5% растворов флокулянтов, поступающих из емкостей 23 и 24. Подача первого промывного раствора в оборот позволяет разбавить плотную пульпу до соотношения Ж:Т=1,45:1, при котором образуется флокулированная пульпа, фильтрующаяся с наиболее высокими показателями. При таком соотношении Ж:Т, достаточном расходе необходимых флокулянтов, при перемешивании с определенным числом оборотов образуется структура пульпы, которая фильтруется с максимальной производительностью. На ленточном вакуум-фильтре 19 осуществляются фильтрование исходной пульпы при температуре 65°С и трехступенчатая промывка образующегося осадка водой или маточным раствором, получающимся в дальнейшем при извлечении ценных растворимых веществ из осветленных растворов. Промытый осадок после фильтрования отправляется на дальнейшую переработку, а фильтрат направляется на первую стадию выщелачивания в головной аппарат 5 каскада выщелачивания. Сюда же поступает часть первого промывного раствора.
Пример
Содержание ванадия, урана, молибдена и суммы редкоземельных металлов в исходной руде составляет, %: 0,45; 0,006; 0,02; и 0,04 соответственно.
Ситовая характеристика измельченного материала до рекомендуемой крупности 0,1 мм представлена в табл. 3.
Способ переработки черносланцевых руд проводится в соответствии с предлагаемым техническим решением на установке, обеспечивающей производительность по исходной руде 120 т в сутки. Исходная руда измельчается в мельнице I, классифицируется на грохоте 2 до заданной ситовой характеристики (табл. 3) и с плотностью 1100 кг/м3 (Ж:Т=5:1) поступает на операцию сгущения с добавками флокулянта Praestol 2500. Сгущенная пульпа с плотностью 1490 кг/м3 (Ж:Т=0,9:1) перекачивается на первую стадию процесса выщелачивания в головной реактор 5 каскада аппаратов. Сюда же поступают фильтрат в количестве 3 м3/ч, полученный после фильтрования пульпы со второй стадии выщелачивания, и часть первого промывного раствора в количестве 1,32 м3/ч. В реакторах 5 при температуре 90°С происходит обработка исходной руды раствором кислоты, содержащейся в фильтрате и первом промывном растворе (первая стадия выщелачивания) в течение 2,5 часов. В результате процесса выщелачивания образуется пульпа с плотностью 1376 кг/м3 (Ж:Т=2:1). При выщелачивании на 1-й стадии часть твердого в количестве 4% от исходного твердого растворяется. Пульпа далее из хвостового реактора 5 поступает с добавками флокулянтов Praestol 2500 и Praestol 650 на сгущение в пластинчатый отстойник 6, в котором сгущается до плотности Ж:Т=1,5:1 и поступает на фильтрование на барабанный вакуум-фильтр 10 с поверхностью фильтрования 25 м2. Фильтрат из фильтра вместе с верхним сливом пластинчатого отстойника подаются на контрольное осветление в фильтр 9. В результате переработки 5 т/час исходного сырья образуются около 7 м3/ч товарного раствора с содержанием (г/л): 3,0 ванадия, 0,045 урана, 0,088 молибдена, 0,2 редкоземельных элементов. При фильтровании флокулированной сгущенной пульпы под вакуумом на первой стадии с расходами флокулянтов Praestol 2500 - 57,5 г/т и Praestol 650 - 23 г/т достигается удельная производительность 5,8 т/м2 сутки. При этом получается кек толщиной 14 мм и влажностью 20%. Кек в реакторе 13 распульповывается укрепленным раствором в количестве 1,62 м3/ч, поступающим со второй стадии фильтрования. Количество промывного раствора, поступающего на репульпацию, составляет 35% от общего количества укрепленного раствора. В результате подачи такого количества укрепленного раствора плотность пульпы в реакторе 13, поступающей на вторую стадию выщелачивания в реактор 14 и в автоклав 15, составляет 1600 кг/м3 (Ж:Т=0,8:1). В реактор 14 подается исходная кислота в количестве 0,6 т/ч (12,0% от исходного твердого материала). В автоклаве осуществляется выщелачивание при давлении 13 атм, температуре 150°С в течение 2,5 часов. Остаточное содержание кислоты после 2 стадии выщелачивания -75 г/л. При автоклавном выщелачивании происходит растворение части твердой фазы. В результате выщелачивания образуется пульпа с плотностью 1672 кг/м3 (Ж:Т=1,14:1), содержание ванадия в жидкой фазе пульпы составляет 6,5 г/л. После выщелачивания пульпа с расходом 5,8 м3 /ч поступает на фильтрование и отмывку растворимых веществ от осадка на ленточный вакуум-фильтр с поверхностью фильтрования 30 м2. На фильтре организована трехступенчатая противоточная отмывка растворимых веществ от осадка при удельном расходе промывной воды около I м3/т твердого. С целью повышения производительности процесса фильтрования часть первого промывного раствора в количестве 1,12 м3/ч подается в оборот в реактор-смеситель 16 на смешивание с исходной пульпой, поступающей на фильтрование. Сюда же подаются 0,1% растворы флокулянтов Praestol 2500 с расходом 230 г/т и Praestol 650 с расходом 172 г/т твердого. В реакторе 16 образуется флокулированная пульпа с соотношением Ж:Т=1,42:1, которая фильтруется с высокой производительностью 6,8 т/м2 сутки. При фильтровании и промывке образуется кек толщиной 13 мм и влажностью 25%. Содержание ванадия во влаге промытого осадка - 0,05 г/л. Эффективность отмывки ванадия и других ценных растворимых веществ - 99,6%. В процессе фильтрования образуются фильтрат в количестве 4,62 м3 /ч и первый промывной раствор в объеме 2,44 м3/ч. Как было отмечено выше, часть укрепленного раствора поступает на репульпацию кека в реактор 13, а другая часть подается на первую стадию выщелачивания. Подача укрепленного раствора в количестве 1,62 м3/ч (35% от количества укрепленного раствора) и позволяет получить на 2-й стадии выщелачивания пульпу необходимой высокой плотности Ж:Т=0,8:1 с целью получения максимальной концентрации кислоты в автоклаве и максимального извлечения ценных компонентов.
Расход серной кислоты в технологическом процессе осуществляется на основании контроля за избыточным (остаточным) содержанием серной кислоты в осветленном растворе (или фильтрате), получающемся на первой стадии фильтрования. Контрольной цифрой является содержание кислоты 5-15 г/л. При снижении концентрации кислоты менее 5 г/л или ее отсутствии увеличивают расход кислоты на 2-й стадии. При увеличении избыточной концентрации кислоты более 15 г/л соответственно снижают расход кислоты на 2-й стадии.
Коэффициент использования кислоты в процессе переработки исходного сырья при избыточной концентрации серной кислоты на 1-й стадии 15 г/л составляет 81,1%.
Из результатов проведенной работы видно, что при использовании предложенных технических решений удалось из исследуемой пробы руды, характеризующейся низким содержанием ценных компонентов, достигнуть высокого извлечения (%): ванадия - 94,0, урана - 98,0, молибдена - 62,0 и суммы редкоземельных элементов - 75,0.
Claims (1)
- Способ переработки черносланцевых руд, включающий измельчение руды, противоточное двухстадиальное выщелачивание раствором серной кислоты, разделение образующихся после выщелачивания пульп на обеих стадиях фильтрованием, отмывку ценных растворимых веществ от осадка на второй стадии с получением укрепленного и первого промывного растворов, поступление пульпы выщелачивания на первой стадии на сгущение в пластинчатый отстойник, контрольное осветление товарного фильтрата на первой стадии для его дальнейшей переработки, при этом выщелачивание на первой стадии ведут оборотным кислым ванадийсодержащим раствором при атмосферном давлении в течение 2-3 часов, температуре 85-95°С до остаточного содержания свободной серной кислоты 5-15 г/л, выщелачивание на второй стадии серной кислотой с расходом 9-12% от количества исходного твердого под давлением 10-15 атм и температуре 140-160°С в течение 2-3 часов, репульпацию отфильтрованного после первой стадии кека частью укрепленного раствора и фильтрование пульп на обеих стадиях с добавкой приготовленных флокулянтов двух типов - неионогенного и катионного, отличающийся тем, что измельчение руды ведут до крупности 0,1 мм, приготовление 0,1% раствора неионогенного и катионного флокулянтов перед сгущением и фильтрованием пульпы, полученной после первой стадии выщелачивания, осуществляют с использованием верхнего слива пластинчатого отстойника, при этом для получения 0,1% растворов вышеуказанных флокулянтов перед фильтрованием на второй стадии используют часть первого промывного раствора этой стадии фильтрования.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2016120106A RU2651842C2 (ru) | 2016-05-24 | 2016-05-24 | Способ переработки черносланцевых руд |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2016120106A RU2651842C2 (ru) | 2016-05-24 | 2016-05-24 | Способ переработки черносланцевых руд |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2016120106A RU2016120106A (ru) | 2017-11-27 |
RU2651842C2 true RU2651842C2 (ru) | 2018-04-24 |
Family
ID=62045805
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2016120106A RU2651842C2 (ru) | 2016-05-24 | 2016-05-24 | Способ переработки черносланцевых руд |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2651842C2 (ru) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2730820C1 (ru) * | 2018-11-30 | 2020-08-26 | Паньган Груп Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ извлечения ванадия противоточным кислотным выщелачиванием клинкера от кальцинирующего обжига |
RU2739044C1 (ru) * | 2020-03-11 | 2020-12-21 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Способ комплексной переработки углистого сырья, содержащего цветные металлы |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110172597A (zh) * | 2019-06-03 | 2019-08-27 | 贵州现代红腾工业废物利用科技有限公司 | 一种煤矸石萃取提钪工艺方法 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1297078A (ru) * | 1969-05-26 | 1972-11-22 | ||
US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
AU547455B2 (en) * | 1981-01-15 | 1985-10-24 | Agnew Clough Ltd. | Benefication of vanadium-bearing titaniferrous ore |
EP0555128A1 (fr) * | 1992-02-07 | 1993-08-11 | Eurecat Europeenne De Retraitement De Catalyseurs | Récupération de molybdène et de vanadium à partir de catalyseurs uses |
RU2148669C1 (ru) * | 1998-10-12 | 2000-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Способ переработки ванадийсодержащего сырья |
RU2493273C2 (ru) * | 2011-08-12 | 2013-09-20 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Фирма "Балауса" | Способ переработки черносланцевых руд |
-
2016
- 2016-05-24 RU RU2016120106A patent/RU2651842C2/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1297078A (ru) * | 1969-05-26 | 1972-11-22 | ||
US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
AU547455B2 (en) * | 1981-01-15 | 1985-10-24 | Agnew Clough Ltd. | Benefication of vanadium-bearing titaniferrous ore |
EP0555128A1 (fr) * | 1992-02-07 | 1993-08-11 | Eurecat Europeenne De Retraitement De Catalyseurs | Récupération de molybdène et de vanadium à partir de catalyseurs uses |
RU2148669C1 (ru) * | 1998-10-12 | 2000-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" | Способ переработки ванадийсодержащего сырья |
RU2493273C2 (ru) * | 2011-08-12 | 2013-09-20 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Фирма "Балауса" | Способ переработки черносланцевых руд |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2730820C1 (ru) * | 2018-11-30 | 2020-08-26 | Паньган Груп Рисёч Инститьют Ко., Лтд. | Способ извлечения ванадия противоточным кислотным выщелачиванием клинкера от кальцинирующего обжига |
RU2739044C1 (ru) * | 2020-03-11 | 2020-12-21 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Способ комплексной переработки углистого сырья, содержащего цветные металлы |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2016120106A (ru) | 2017-11-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101204681B (zh) | 一种从碱性赤泥中选出精铁矿并使尾矿呈中性的方法 | |
US5527382A (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of copper bearing ore | |
RU2651842C2 (ru) | Способ переработки черносланцевых руд | |
CN103555938A (zh) | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 | |
US11344823B2 (en) | Method and apparatus for liquid/solid separation such as dewatering particulate solids and agitation leaching | |
US2553444A (en) | Preparation of pure metallic carbides | |
CN106115778A (zh) | 硫酸法钛白粉酸解渣的回收利用方法 | |
CN109225606A (zh) | 一种碳酸盐型萤石矿的分选系统及分选工艺 | |
CN107815552B (zh) | 从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法 | |
CN103316764B (zh) | 一种从钛白酸解泥渣中回收二氧化钛的方法 | |
US3950487A (en) | Solvent-in-pulp extraction of copper and nickel from ammoniacal leach slurries | |
CN107365915A (zh) | 一种电解二氧化锰制备过程中的新型中和工艺 | |
CN219731021U (zh) | 锂辉石冶炼渣资源化综合利用系统 | |
CN104531987B (zh) | 一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法 | |
CN105671324A (zh) | 从富铼渣中制备铼酸铵的方法 | |
US3079228A (en) | Production of aluminum sulfate | |
CN107805726A (zh) | 一种铀矿堆浸‑搅拌浸出联合水冶方法 | |
RU2493273C2 (ru) | Способ переработки черносланцевых руд | |
CA1062918A (en) | Milling of graphitic or carbonaceous ores | |
CN114350945A (zh) | 一种铀钼矿湿法冶炼钼反萃取三相物分离、回收方法 | |
CN112593073A (zh) | 一种锡尾矿中有价金属矿物回收的方法 | |
US1987454A (en) | Metal separation | |
RU2807003C1 (ru) | Способ переработки упорных пирротин-арсенопирит-пирит-бертьерит-стибнитовых золотосодержащих руд (варианты) | |
US11913090B2 (en) | Method for leaching rare earth elements and critical minerals from organically associated materials | |
RU2728048C1 (ru) | Способ переработки упорных углистых золотосодержащих концентратов |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
FZ9A | Application not withdrawn (correction of the notice of withdrawal) |
Effective date: 20180117 |
|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20190525 |