[go: up one dir, main page]

RU2171305C2 - Manganese recovery process - Google Patents

Manganese recovery process Download PDF

Info

Publication number
RU2171305C2
RU2171305C2 RU99121800/02A RU99121800A RU2171305C2 RU 2171305 C2 RU2171305 C2 RU 2171305C2 RU 99121800/02 A RU99121800/02 A RU 99121800/02A RU 99121800 A RU99121800 A RU 99121800A RU 2171305 C2 RU2171305 C2 RU 2171305C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
manganese
solutions
leaching
iron
ore
Prior art date
Application number
RU99121800/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU99121800A (en
Inventor
В.К. Ларин
В.Г. Литвиненко
Н.П. Сазанов
Л.Г. Литвиненко
В.А. Горбунов
Original Assignee
Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение"
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 Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" filed Critical Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение"
Priority to RU99121800/02A priority Critical patent/RU2171305C2/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2171305C2 publication Critical patent/RU2171305C2/en
Publication of RU99121800A publication Critical patent/RU99121800A/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: nonferrous metallurgy. SUBSTANCE: solutions obtained after filtration of pulp from the first leaching stage, wherein ore is leached with sulfuric acid to give pulp, are diluted with water and reused in the second leaching stage, wherein fresh manganese- containing feedstock is leached. Ratio of volumes of manganese-containing feedstock processed in the first and second stages is maintained at a level of 1.0:1.5. EFFECT: significantly increased concentration of manganese in production solutions converted into manganese concentrates and enabled regeneration of ferrous sulfate. 2 cl

Description

Заявляемый способ относится к области химической технологии и может быть использован для извлечения марганца из окисленных марганцевых руд и продуктов их обогащения. The inventive method relates to the field of chemical technology and can be used to extract manganese from oxidized manganese ores and products of their enrichment.

Известен способ извлечения цветных металлов из железомарганцевых конкреций растворами серной кислоты в присутствии восстановителя, в качестве которого используют металлическое железо (А.с. СССР N 1200580. Способ выщелачивания железомарганцевых конкреций. БИ N 3. 1996 г.)
Недостатком известного способа является низкая скорость растворения марганца вследствие ограниченной поверхности контакта восстановителя с диоксидом марганца, присутствующим в руде.
A known method of extracting non-ferrous metals from ferromanganese nodules with solutions of sulfuric acid in the presence of a reducing agent, which is used as metallic iron (AS USSR N 1200580. The method of leaching of ferromanganese nodules. BI N 3. 1996)
The disadvantage of this method is the low dissolution rate of manganese due to the limited contact surface of the reducing agent with manganese dioxide present in the ore.

Наиболее близким по технической сущности к достигаемому результату является способ извлечения марганца из руд и продуктов их обогащения, включающий выщелачивание измельченного сырья растворами серной кислоты в присутствии сульфата двухвалентного железа, фильтрацию, осаждение железа с последующим выделением марганца из раствора (С.И.Хитрик и др. "Получение низкофосфористых марганцевых концентратов. Техника. Киев, 1969, с. 164-166). The closest in technical essence to the achieved result is a method for extracting manganese from ores and products of their enrichment, including leaching of crushed raw materials with solutions of sulfuric acid in the presence of ferrous sulfate, filtration, precipitation of iron, followed by separation of manganese from the solution (S.I. Khitrik et al. . "Obtaining low phosphorous manganese concentrates. Technique. Kiev, 1969, S. 164-166).

Недостатком известного способа, по совокупности признаков являющегося прототипом предлагаемого изобретения, является низкая концентрация марганца в продуктивном растворе. The disadvantage of this method, according to the totality of the features which is the prototype of the invention, is the low concentration of manganese in the productive solution.

Предложен способ извлечения марганца из руд и продуктов их обогащения, включающий выщелачивание измельченного сырья растворами серной кислоты в присутствии сульфата двухвалентного железа, фильтрацию, осаждение железа с последующим выделением марганца из раствора, отличающийся тем, что выщелачивание ведут в две стадии, растворы после первой стадии после фильтрации разбавляют водой, контактируют с металлическим железом и направляют на вторую стадию выщелачивания новой порции марганецсодержащего сырья; соотношение объемов марганецсодержащего сырья, перерабатываемого на первой и второй стадиях выщелачивания, поддерживают на уровне 1,0:1,5. A method for extracting manganese from ores and products of their enrichment is proposed, including leaching of crushed raw materials with solutions of sulfuric acid in the presence of ferrous sulfate, filtration, precipitation of iron, followed by separation of manganese from a solution, characterized in that the leaching is carried out in two stages, solutions after the first stage after the filtrations are diluted with water, contacted with metallic iron and sent to the second stage of leaching a new portion of manganese-containing raw materials; the ratio of the volumes of manganese-containing raw materials processed in the first and second stages of leaching is maintained at 1.0: 1.5.

В соответствии с предложенным способом измельченную марганцевую руду выщелачивают растворами серной кислоты в присутствии сульфата двухвалентного железа. В процессе выщелачивания содержащийся в руде марганец растворяется, а железо из двухвалентного состояния переходит в трехвалентное. Выщелоченную пульпу марганцевой руды подают на фильтрацию. In accordance with the proposed method, the crushed manganese ore is leached with sulfuric acid solutions in the presence of ferrous sulfate. In the process of leaching, the manganese contained in the ore dissolves, and the iron from the divalent state passes into the trivalent state. Leached pulp of manganese ore is fed to the filtration.

Новым в способе является то, что растворы после фильтрации разбавляют водой (в 1,5 раза) и контактируют с металлическим железом. При контактировании продуктивных растворов после выщелачивания первой порции марганцевой руды, содержащих серную кислоту, сульфат трехвалентного железа и растворенный марганец с металлическим железом, в качестве которого могут быть использованы железная стружка, железные опилки и другие отходы металлообрабатывающего производства, происходит реакция между сульфатом трехвалентного железа и металлическим железом:
Fe2(SO4)3+Fe--->3FeSO4
В результате этой реакции не только полностью регенерируется использованный на первой стадии восстановитель, но и образуется дополнительно, в итоге, количество восстановителя превышает первоначальное в 1,5 раза. При этом марганец, выщелоченный на первой стадии, с металлическим железом не взаимодействует и остается в растворе. Растворы после контактирования с металлическим железом направляют на вторую стадию выщелачивания новой порции марганецсодержащего сырья. Повторное использование растворов, уже содержащих растворенный марганец, для выщелачивания новой порции марганцевой руды, количественно превышающей объем выщелоченной на первой стадии руды в 1,5 раза, позволяет существенно увеличить концентрацию марганца в растворе, а также повторно использовать регенерированный восстановитель - сульфат двухвалентного железа.
New in the method is that the solutions after filtration are diluted with water (1.5 times) and come in contact with metallic iron. When productive solutions come into contact after leaching the first portion of manganese ore containing sulfuric acid, ferric sulfate and dissolved manganese with metallic iron, which can be used as iron shavings, iron filings and other metal processing wastes, a reaction occurs between ferric sulfate and metallic iron:
Fe 2 (SO 4 ) 3 + Fe ---> 3FeSO 4
As a result of this reaction, not only the reducing agent used in the first stage is completely regenerated, but also is formed additionally, as a result, the amount of reducing agent exceeds the initial one by 1.5 times. At the same time, manganese leached in the first stage does not interact with metallic iron and remains in solution. The solutions after contacting with metallic iron are sent to the second stage of leaching a new portion of manganese-containing raw materials. The reuse of solutions already containing dissolved manganese to leach a new portion of manganese ore, which is 1.5 times higher than the volume of leached ore in the first stage, can significantly increase the concentration of manganese in the solution, as well as reuse the regenerated reducing agent, ferrous sulfate.

Предложенный способ позволяет увеличить концентрацию марганца в продуктивных растворах после выщелачивания, а также повысить эффективность использования сульфата двухвалентного железа за счет регенерации металлическим железом. The proposed method allows to increase the concentration of manganese in productive solutions after leaching, as well as to increase the efficiency of the use of ferrous sulfate due to regeneration with metallic iron.

Способ реализуется следующим способом. The method is implemented in the following way.

Пример. Example.

Железомарганцевую руду, содержащую 22% диоксида марганца, измельчали до содержания более 95% частиц крупностью < 0,3 мм, приготавливали водную суспензию, дозировали серную кислоту (из расчета 600 кг на 1 т руды) и сульфат двухвалентного железа (из расчета 5,6 кг на 1 кг марганца в руде). Выщелачивание вели в течение 1 часа при температуре 60oC и массовом соотношении твердой и жидкой фаз 1:7. Пульпу после выщелачивания фильтровали, растворы после фильтрации содержали, г/л: H2SO4 10,0; Mn2+ 20,0; Fe3+ 42.Iron-manganese ore containing 22% manganese dioxide was crushed to a content of more than 95% particles <0.3 mm in size, an aqueous suspension was prepared, sulfuric acid was dosed (based on 600 kg per 1 ton of ore) and ferrous sulfate (based on 5.6 kg per 1 kg of manganese in ore). Leaching was carried out for 1 hour at a temperature of 60 o C and a mass ratio of solid and liquid phases of 1: 7. After leaching, the pulp was filtered, the solutions after filtration contained, g / l: H 2 SO 4 10.0; Mn 2+ 20.0; Fe 3+ 42.

В первом опыте по известному способу для осаждения железа в полученный раствор дозировали известь до pH 4,5, перемешивали 20 мин, после чего суспензию фильтровали Продуктивный раствор, содержащий 18 г/л Mn2+, направляли на осаждение основного карбоната марганца.In a first experiment using a known method for precipitating iron into the resulting solution, lime was dosed to a pH of 4.5, stirred for 20 minutes, after which the suspension was filtered. A productive solution containing 18 g / l Mn 2+ was sent to precipitate basic manganese carbonate.

Во втором опыте по предлагаемому способу растворы после фильтрации пульпы выщелоченной марганцевой руды, содержащие, г /л: H2SO4 10,0; Mn2+ 20,0; Fe3+ 42, разбавляли в 1,5 раза водой и подавали в колонну, заполненную железной стружкой. Раствор после контактирования с железной стружкой, содержащий, г/л: H2SO4 6,6; Mn2+ 13,3; Fe3+ 42, направляли на выщелачивание новой порции марганцевой руды, в тех же условиях, что и ранее, с единственным отличием, что, вследствие возрастания массы двухвалентного железа в растворах после обработки железной стружки в 1,5 раза, соответственно, объем руды, выщелачиваемый на второй стадии, был увеличен в 1,5 раза. Пульпу после выщелачивания фильтровали, растворы после фильтрации содержали, г/л: H2SO4 - 10,0: Mn2+ -33,3; Fe3+ - 42. В полученный раствор для осаждения железа, дозировали известь до pH 4,5, перемешивали в течение 20 мин, после чего суспензию фильтровали. Продуктивный раствор, содержащий 30 г/л Mn2+, направляли на осаждение основного карбоната марганца.In the second experiment according to the proposed method, solutions after filtering the pulp of leached manganese ore, containing, g / l: H 2 SO 4 10.0; Mn 2+ 20.0; Fe 3+ 42, was diluted 1.5 times with water and fed into a column filled with iron shavings. A solution after contacting with iron chips, containing, g / l: H 2 SO 4 6.6; Mn 2+ 13.3; Fe 3+ 42, was sent to leach a new portion of manganese ore, under the same conditions as before, with the only difference that, due to an increase in the mass of ferrous iron in solutions after processing of iron chips by 1.5 times, respectively, the volume of ore leached in the second stage, was increased by 1.5 times. After leaching, the pulp was filtered, the solutions after filtration contained, g / l: H 2 SO 4 - 10.0: Mn 2+ -33.3; Fe 3+ - 42. In the resulting solution for the precipitation of iron, lime was dosed to pH 4.5, stirred for 20 minutes, after which the suspension was filtered. A productive solution containing 30 g / L Mn 2+ was sent to precipitate basic manganese carbonate.

Как видно из приведенного примера, предложенный способ по сравнению с известным позволяет существенно увеличить концентрацию марганца в продуктивных растворах, направляемых на получение марганцевого концентрата, а также обеспечить регенерацию и повторное использование в количестве восстановителя сульфата двухвалентного железа. As can be seen from the above example, the proposed method, in comparison with the known one, can significantly increase the concentration of manganese in productive solutions aimed at obtaining manganese concentrate, as well as provide regeneration and reuse of ferrous sulfate reducing agent in an amount.

В целом полученные результаты показывают, что предлагаемый способ по сравнению с известным позволяет улучшить технико-экономические показатели извлечения марганца из сырья. In general, the results show that the proposed method compared with the known one allows to improve the technical and economic indicators of the extraction of manganese from raw materials.

Claims (2)

1. Способ извлечения марганца из руд и продуктов их обогащения, включающий выщелачивание измельченного сырья растворами серной кислоты в присутствии сульфата двухвалентного железа, фильтрацию, осаждение железа с последующим выделением марганца из раствора, отличающийся тем, что выщелачивание ведут в две стадии, растворы после первой стадии после фильтрации разбавляют водой, контактируют с металлическим железом и направляют на вторую стадию выщелачивания новой порции марганецсодержащего сырья. 1. The method of extraction of manganese from ores and products of their enrichment, including leaching of crushed raw materials with solutions of sulfuric acid in the presence of ferrous sulfate, filtration, precipitation of iron, followed by separation of manganese from a solution, characterized in that the leaching is carried out in two stages, solutions after the first stage after filtration, it is diluted with water, contacted with metallic iron and sent to the second stage of leaching a new portion of manganese-containing raw materials. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что соотношение объемов марганецсодержащего сырья, перерабатываемого на первой и второй стадиях, поддерживают на уровне 1,0:1,5. 2. The method according to claim 1, characterized in that the ratio of the volumes of manganese-containing raw materials processed in the first and second stages is maintained at 1.0: 1.5.
RU99121800/02A 1999-10-18 1999-10-18 Manganese recovery process RU2171305C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU99121800/02A RU2171305C2 (en) 1999-10-18 1999-10-18 Manganese recovery process

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU99121800/02A RU2171305C2 (en) 1999-10-18 1999-10-18 Manganese recovery process

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2171305C2 true RU2171305C2 (en) 2001-07-27
RU99121800A RU99121800A (en) 2001-08-20

Family

ID=20225919

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU99121800/02A RU2171305C2 (en) 1999-10-18 1999-10-18 Manganese recovery process

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2171305C2 (en)

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3211658A1 (en) * 1982-03-30 1983-10-06 Grillo Werke Ag METHOD FOR DIGESTING MANGANESE BY MEANS OF SULFUR DIOXIDE
SU1475954A1 (en) * 1987-09-03 1989-04-30 Научно-исследовательский и проектный институт по обогащению и агломерации руд черных металлов "Механобрчермет" Method of processing manganese initial material
SU1740474A1 (en) * 1989-04-18 1992-06-15 С.Н.Басманова Process for treatment of oxide manganese ores

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3211658A1 (en) * 1982-03-30 1983-10-06 Grillo Werke Ag METHOD FOR DIGESTING MANGANESE BY MEANS OF SULFUR DIOXIDE
SU1475954A1 (en) * 1987-09-03 1989-04-30 Научно-исследовательский и проектный институт по обогащению и агломерации руд черных металлов "Механобрчермет" Method of processing manganese initial material
SU1740474A1 (en) * 1989-04-18 1992-06-15 С.Н.Басманова Process for treatment of oxide manganese ores

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ХИТРИК С.И. и др. Получение низкофосфористых марганцевых концентратов. - Киев, Техника, 1969, с.164-166. Реферативный журнал "Химия". Реф. 8Л196. 1975. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US20030075021A1 (en) Methods for leaching of ores
AU2020408368A1 (en) Recovery of vanadium from slag materials
US20110283831A1 (en) Process for the Recovery of Nickel and/or Cobalt from a Leach Solution
CN1718782A (en) Production method of zinc indium by pressurized acid leaching neutralization precipitation separation indium from indium containing high iron zinc sulfide concentrate
CN116043026B (en) Process for comprehensively recovering gold, silver, copper and iron from polymetallic pyrite cinder
US4317804A (en) Process for the selective removal of ferric ion from an aqueous solution containing ferric and other metal ions
CN114058876B (en) Method for extracting cobalt from cobalt-iron slag
CN105948084A (en) Method for producing magnesium sulfate monohydrate with copper tailings taken as raw material
CN105110300A (en) Method for extracting manganese and sulfur from composite manganese mine containing manganese sulfide
RU2171305C2 (en) Manganese recovery process
CN111411224B (en) Beneficiation method for comprehensively recovering and combining silver and copper from low-grade manganese-containing ore
RU2336344C1 (en) Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores
CN105523590A (en) Method for preparing ferric chloride
CN110983054B (en) Method for separating and recovering cobalt and nickel from manganese sulfate solution
RU2070596C1 (en) Method of scandium concentrates production
US4166737A (en) Method for dissolving the non-ferrous metals contained in oxygenated compounds
US4197117A (en) Recovery of copper by ferrous ion precipitation
RU2182187C1 (en) Method for producing nickel and cobalt
RU2337160C1 (en) Method of processing of sulphide oxidised copper ores
WO2014066727A1 (en) Method of recovering scandium from a metal-bearing slurry
RU2749310C2 (en) Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate
CN110759373B (en) Method for producing copper sulfate by using low-grade copper oxide ore
CN115418486A (en) Method for recovering cobalt and manganese in zinc purification slag by combining acid leaching-precipitation flotation method
CN113881857A (en) Method for treating cobalt-containing solution produced in wet zinc smelting cadmium recovery process
US2874041A (en) Process of zinc extraction from ores formed by or containing zinc silicate or other soluble silicates, by means of hydrometallurgy

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20051019