[go: up one dir, main page]

RU2441085C1 - Method of processing manganese carbonate ore - Google Patents

Method of processing manganese carbonate ore Download PDF

Info

Publication number
RU2441085C1
RU2441085C1 RU2010131007A RU2010131007A RU2441085C1 RU 2441085 C1 RU2441085 C1 RU 2441085C1 RU 2010131007 A RU2010131007 A RU 2010131007A RU 2010131007 A RU2010131007 A RU 2010131007A RU 2441085 C1 RU2441085 C1 RU 2441085C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
leaching
ore
ammonium chloride
solution
chlorine
Prior art date
Application number
RU2010131007A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Анатолий Васильевич Воронин (RU)
Анатолий Васильевич Воронин
Елена Владимировна Казакова (RU)
Елена Владимировна Казакова
Вера Ивановна Левашова (RU)
Вера Ивановна Левашова
Регина Жамильевна Мавлютова (RU)
Регина Жамильевна Мавлютова
Валерий Николаевич Майстренко (RU)
Валерий Николаевич Майстренко
Ольга Витальевна Морева (RU)
Ольга Витальевна Морева
Ахат Газизьянович Мустафин (RU)
Ахат Газизьянович Мустафин
Екатерина Витальевна Шаповалова (RU)
Екатерина Витальевна Шаповалова
Original Assignee
Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Башкирский государственный университет", ГОУ ВПО БашГУ
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 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Башкирский государственный университет", ГОУ ВПО БашГУ filed Critical Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Башкирский государственный университет", ГОУ ВПО БашГУ
Priority to RU2010131007A priority Critical patent/RU2441085C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2441085C1 publication Critical patent/RU2441085C1/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)

Abstract

FIELD: chemistry.
SUBSTANCE: method involves leaching alkali and alkali-earth metals with a solution of a chlorine-containing reagent and separating the insoluble residue containing manganese dioxide. The ore undergoes preliminary decarboxylation via thermal treatment at temperature 750-1000°C for 2-4 hours to obtain coal tar. The chlorine-containing reagent used when leaching the coal tar is 10-40% aqueous ammonium chloride solution, taken in weight ratio ore: ammonium chloride equal to 1:1-2. Leaching is carried out at temperature 20-100°C for 1-2 hours. After separating the insoluble residue, the filtrate is carbonised with exhaust gases from the ore decarboxylation step, followed by separation of the obtained calcium carbonate and return of the aqueous ammonium chloride solution to the coal tar leaching step.
EFFECT: obtaining quality end product - manganese dioxide concentrate and a by-product - calcium carbonate using a zero-discharge process scheme.
1 dwg, 1 tbl, 1 ex

Description

Изобретение относится к способу химического обогащения карбонатных марганцевых руд и может быть использовано при переработке обедненных марганцевых руд.The invention relates to a method for the chemical beneficiation of carbonate manganese ores and can be used in the processing of depleted manganese ores.

Известен способ переработки марганцевого сырья [а.с. №1518400, кл. С22В 47/00, опубл. Бюл. №40, 1989], включающий выщелачивание сырья, содержащего диоксид марганца оборотным раствором серной кислоты и сульфата аммония в присутствии ферромарганца в качестве восстановителя до достижения рН 1,8-2,0, отделения нерастворимого остатка от раствора фильтрацией, очистку фильтрата от примесей железа и фосфора путем осаждения аммиаком при рН 4,5-5,0. Выделение марганца от очищенного фильтрата проводят электролизом, оборотную серную кислоту возвращают на стадию выщелачивания.A known method of processing manganese raw materials [and.with. No. 1518400, class C22B 47/00, publ. Bull. No. 40, 1989], including leaching of raw materials containing manganese dioxide with a circulating solution of sulfuric acid and ammonium sulfate in the presence of ferromanganese as a reducing agent until pH 1.8-2.0 is reached, filtration is removed from the insoluble residue from the solution, and the filtrate is purified from iron impurities and phosphorus by precipitation with ammonia at pH 4.5-5.0. The separation of manganese from the purified filtrate is carried out by electrolysis, the circulating sulfuric acid is returned to the leaching stage.

Недостатком данного способа обогащения карбонатных марганцевых руд является высокая коррозионная активность реакционной среды из-за использования серной кислоты для выщелачивания и потребность в ферромарганце.The disadvantage of this method of beneficiation of carbonate manganese ores is the high corrosivity of the reaction medium due to the use of sulfuric acid for leaching and the need for ferromanganese.

Известен способ обогащения марганцевых карбонатных руд [пат. РФ №2090641, кл. С22В 47/00, опубл. Бюл. №3, 1997], включающий дробление руды до крупности 0,1 мм, автоклавное выщелачивание марганца насыщенным водным раствором хлорсодержащего реагента, отделение раствора от остатка и осаждение марганца из раствора в виде его соединений. В качестве хлорсодержащего реагента используют хлористый кальций. Выщелачивание раствором хлористого кальция проводят в соотношении 1:3,0-3,5 с последующим подогревом пульпы в течение 0,5-1,0 ч и ее перекачиванием через батарею автоклавов, нагретую до 200-220°С. Затем к пульпе добавляют хлористый кальций в количестве 40-60% от веса твердого и хлористое железо до концентрации его в растворе 2,02-2,5% и перекачивают смесь через вторую батарею автоклавов в нагретую до 240-260°С; далее пульпу охлаждают до 90-100°С, отделяют твердый осадок, осаждают марганец из раствора пушенкой, фильтруют, промывают, прокаливают и окатывают или брикетируют. Конечный продукт после прокалки содержит до 60-64% марганца при содержании примесей оксида кальция 3-4%, хлорида кальция 3-5%, оксида кремния до 1%. Извлечение марганца в конечный продукт - 92-95,5%.A known method of enrichment of manganese carbonate ores [US Pat. RF №2090641, class C22B 47/00, publ. Bull. No. 3, 1997], including crushing ore to a particle size of 0.1 mm, autoclave leaching of manganese with a saturated aqueous solution of a chlorine-containing reagent, separation of the solution from the residue, and precipitation of manganese from the solution in the form of its compounds. As a chlorine-containing reagent, calcium chloride is used. Leaching with a solution of calcium chloride is carried out in a ratio of 1: 3.0-3.5, followed by heating the pulp for 0.5-1.0 hours and pumping it through a battery of autoclaves heated to 200-220 ° C. Then, calcium chloride in an amount of 40-60% by weight of solid and iron chloride are added to the pulp to a concentration of 2.02-2.5% in the solution and the mixture is pumped through a second autoclave battery to a temperature of 240-260 ° C; then the pulp is cooled to 90-100 ° C, a solid precipitate is separated, manganese is precipitated from the solution by cannon, filtered, washed, calcined and doused or briquetted. The final product after calcination contains up to 60-64% manganese with an impurity content of calcium oxide 3-4%, calcium chloride 3-5%, silicon oxide up to 1%. Extraction of manganese in the final product is 92-95.5%.

Недостатком способа является сложность технологического процесса, связанная с использованием двух систем батарей автоклавов, высоких температур процесса выщелачивания (200-260°С), применение хлористого железа, значительный расход реагента - хлористого кальция.The disadvantage of this method is the complexity of the process associated with the use of two systems of autoclave batteries, high temperatures of the leaching process (200-260 ° C), the use of ferric chloride, a significant consumption of the reagent is calcium chloride.

Наиболее близким к заявляемому является способ [а.с. №2222624, кл. С22В 47/00, С22В 3/10, опубл. Бюл. №3, 2004], включающий выщелачивание из руды щелочных и щелочноземельных металлов раствором хлорсодержащего реагента - соляной кислоты при контролируемом значении рН среды и отделение нерастворимого осадка, содержащего оксид марганца. В качестве хлорсодержащего реагента используют раствор соляной кислоты. Выщелачивание ведут абгазной соляной кислотой концентрации 5-18% при рН среды 6,0-6,5 и при температуре 15-45°С. В процессе выщелачивания руды соляной кислотой при повышенной температуре выделяется газообразный хлор, для его поглощения используют раствор гидроксида натрия. Фильтрат направляется на получение сопутствующего продукта - хлористого кальция. В полученном нерастворимом осадке содержание марганца увеличивается в 3-4 раза. Отходом процесса является абсорбционный раствор стадии поглощения отходящих газов, содержащий гипохлорит, хлорид и карбонат натрия.Closest to the claimed is the method [a.s. No. 2222624, cl. С22В 47/00, С22В 3/10, publ. Bull. No. 3, 2004], including leaching alkali and alkaline earth metals from an ore with a solution of a chlorine-containing reagent - hydrochloric acid at a controlled pH of the medium and separating the insoluble precipitate containing manganese oxide. As a chlorine-containing reagent, a solution of hydrochloric acid is used. Leaching is carried out with an aqueous hydrochloric acid of a concentration of 5-18% at a pH of 6.0-6.5 and at a temperature of 15-45 ° C. In the process of leaching the ore with hydrochloric acid at an elevated temperature, chlorine gas is released; a sodium hydroxide solution is used to absorb it. The filtrate is sent to receive a co-product - calcium chloride. In the resulting insoluble precipitate, the manganese content increases 3-4 times. The waste of the process is an absorption solution of the exhaust gas absorption stage containing hypochlorite, chloride and sodium carbonate.

Недостатком данного способа обогащения карбонатных марганцевых руд является высокая коррозионная активность реакционной среды за счет использования соляной кислоты, наличие большого объема сточных вод. В результате обработки руды соляной кислотой выделяется газообразный хлор, что усложняет и удорожает процесс обогащения руды.The disadvantage of this method of beneficiation of carbonate manganese ores is the high corrosivity of the reaction medium through the use of hydrochloric acid, the presence of a large volume of wastewater. As a result of processing the ore with hydrochloric acid, chlorine gas is released, which complicates and increases the cost of ore dressing.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является разработка промышленно-применимого способа переработки марганцевых карбонатных руд с низким содержанием марганца от 7 до 25 мас.%, а также безотходной схемы обогащения марганцевых руд. При использовании изобретения может быть получен технический результат, который выражается в возможности получения качественного целевого продукта - концентрата диоксида марганца и сопутствующего продукта - карбоната кальция.The problem to which the invention is directed, is to develop an industrially applicable method for processing manganese carbonate ores with low manganese content from 7 to 25 wt.%, As well as a waste-free scheme for the enrichment of manganese ores. When using the invention, a technical result can be obtained, which is expressed in the possibility of obtaining a high-quality target product - manganese dioxide concentrate and a related product - calcium carbonate.

Указанный технический результат при осуществлении изобретения достигается способом переработки марганцевых карбонатных руд, включающим предварительное декарбоксилирование руды термической обработкой при 750-1000°С в течении 2-4 часов с получением пека, выщелачивание пека при температуре 20-100°С в течение 1-2 часов хлорсодержащим реагентом - 10-40%-ным водным раствором хлорида аммония, взятого в массовом соотношении руда:хлористый аммоний, равным 1:1-2, отделение нерастворимого осадка, содержащего диоксид марганца; фильтрат после отделения нерастворимого осадка карбонизируют отходящими газами от стадии декарбоксилирования руды с последующим отделением получаемого карбоната кальция и магния и дальнейшим возвратом образуемого водного раствора хлористого аммония на стадию выщелачивания пека. В ходе технологического процесса контролируют концентрацию раствора хлористого аммония, при необходимости добавляют кристаллический хлористый аммоний.The specified technical result in the implementation of the invention is achieved by a method of processing manganese carbonate ores, including preliminary decarboxylation of the ore by heat treatment at 750-1000 ° C for 2-4 hours to obtain pitch, leaching the pitch at a temperature of 20-100 ° C for 1-2 hours chlorine-containing reagent - 10-40% aqueous solution of ammonium chloride, taken in a mass ratio of ore: ammonium chloride, equal to 1: 1-2, separation of insoluble precipitate containing manganese dioxide; after separation of the insoluble precipitate, the filtrate is carbonized with exhaust gases from the ore decarboxylation stage, followed by separation of the resulting calcium and magnesium carbonate and then returning the resulting aqueous solution of ammonium chloride to the pitch leaching stage. During the process, the concentration of the ammonium chloride solution is controlled, and crystalline ammonium chloride is added if necessary.

Сущность изобретения заключается в следующем.The invention consists in the following.

Термической обработке подвергают руду, имеющую следующий состав, мас.%: СаСО3 - 70-80; МnО2 - 7-25; Мn2О3 - 0,3-1,5; Fе2О3 - 2-5; А2О3 - 1-2; SiO2 - 4-7; МgСО3 - 1-3. При термической обработке при температуре 750-1000°С исходной марганцевой карбонатной руды в течение 2-4 часов протекает процесс декарбоксилирования карбонатов щелочноземельных металлов с выделением углекислого газа и образованием соответствующих оксидов кальция и магния:The ore is subjected to heat treatment having the following composition, wt.%: CaCO 3 - 70-80; MnO 2 - 7-25; Mn 2 O 3 - 0.3-1.5; Fe 2 O 3 - 2-5; A 2 O 3 - 1-2; SiO 2 - 4-7; MgCO 3 - 1-3. During heat treatment at a temperature of 750-1000 ° C of the initial manganese carbonate ore for 2-4 hours, the process of decarboxylation of alkaline earth metal carbonates proceeds with the release of carbon dioxide and the formation of the corresponding calcium and magnesium oxides:

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

Далее охлажденный пек подвергается выщелачиванию 10-40%-ным раствором хлористого аммония в течение 1-2 часов. Процесс выщелачивания протекает с выделением тепла, за счет которого температура реакционной смеси повышается от 20 до 100°С. При выщелачивании пека щелочные и щелочноземельные металлы переходят в раствор. Оксиды щелочноземельных металлов переходят в раствор в виде хлоридов кальция и магнияNext, the cooled pitch is leached with a 10-40% solution of ammonium chloride for 1-2 hours. The leaching process proceeds with the release of heat, due to which the temperature of the reaction mixture rises from 20 to 100 ° C. When pitch is leached, alkali and alkaline earth metals pass into solution. Alkaline earth metal oxides pass into solution in the form of calcium and magnesium chlorides

Figure 00000003
Figure 00000003

Figure 00000004
Figure 00000004

Реакционная смесь направляется на стадию отделения нерастворимого осадка. Осадок промывается водой и высушивается. Полученный продукт представляет собой концентрат диоксида марганца. Фильтрат, содержащий хлориды кальция, магния и гидроксид аммония, подвергается карбонизации отходящими газами стадии термического декарбоксилирования, содержащими углекислый газ. При карбонизации образуются карбонаты кальция, магния и хлористый аммонийThe reaction mixture is sent to the stage of separation of insoluble precipitate. The precipitate is washed with water and dried. The resulting product is a manganese dioxide concentrate. The filtrate containing calcium, magnesium chloride and ammonium hydroxide is carbonized by the exhaust gases of the thermal decarboxylation step containing carbon dioxide. During carbonization, carbonates of calcium, magnesium and ammonium chloride are formed.

Figure 00000005
Figure 00000005

Figure 00000006
Figure 00000006

Карбонаты кальция и магния выделяются в осадок и отделяются фильтрацией. Жидкая фаза представляет собой 10-40%-ный раствор хлорида аммония, который возвращается на стадию выщелачивания пека.Calcium and magnesium carbonates are precipitated and separated by filtration. The liquid phase is a 10-40% solution of ammonium chloride, which returns to the pitch leaching stage.

Процесс выщелачивания протекает в нейтральной среде водного раствора хлорида аммония, который малокоррозионный, что не требует подбора специальных материалов для изготовления оборудования на стадии выщелачивания. При использовании изобретения наряду с целевым продуктом получают карбонат кальция высокого качества. Процесс переработки марганцевых руд бессточный, так как образующийся раствор хлористого аммония возвращается в технологический цикл выщелачивания.The leaching process takes place in a neutral medium of an aqueous solution of ammonium chloride, which is slightly corrosive, which does not require the selection of special materials for the manufacture of equipment at the leaching stage. Using the invention, high quality calcium carbonate is obtained along with the target product. The process of processing manganese ores is continuous, since the resulting solution of ammonium chloride is returned to the leaching process.

Принципиальная технологическая схема переработки карбонатных марганцевых руд представлена на чертеже.A schematic flow diagram of the processing of carbonate manganese ores is presented in the drawing.

Пример 1. 1000 г исходной карбонатной марганцевой руды, содержащей (в мас.%) 10.73 МnO2, 0.42 Мn2О3, 77.05 СаСО3, 2.13 MgCO3, 3.73 Fе2O3, 1.19 Аl2О3 и 4.75 SiO2. подвергают термической обработке при температуре 900°С в течение 3 часов. Получают пек в количестве 649,8 г, содержащий (в мас.%) 16.51 МnO2, 0.65 Мn2O3, 66.40 СаО, 1.57 MgO, 5.74 Fе2O3, 1.83 Аl2О3 и 7.30 SiO2. Выделяется 350,2 г углекислого газа, который направляют на стадию карбонизации. Пек (649,8 г) подвергают выщелачиванию 5000 г оборотного 20%-ного раствора хлорида аммония в течение 1,5 часов при температуре 70°С. Массовое соотношение руда:хлористый аммоний составляет 1:1. Осадок отделяют фильтрацией, промывают водой и сушат с получением целевого продукта в количестве 208,15 г. Концентрат содержит (в %): 51.55 МnO2, 2.02 Мn2O3, 17.92 Fе2O3, 5.72 Al2O3 и 22.79 SiO2. Фильтрат содержит 17.05% СаСl2, 0.48% MgCl2, 11.1% NH4OH. Далее фильтрат в количестве 5440,6 г подвергают карбонизации отходящими газами со стадии декарбоксилирования. В результате получают пульпу в количестве 5790,85 г, содержащую карбонаты кальция и магния в виде твердой фазы и хлорид аммония в жидкой фазе. Фильтрацией пульпы выделяют осадок карбонатов кальция и магния, после их промывки и сушки получают 790,85 г карбоната кальция с содержанием 97,3% основного вещества. Фильтрат в количестве 5000 г, представляющий собой 20%-ный раствор хлорида аммония, возвращают на стадию выщелачивания пека.Example 1. 1000 g of the original carbonate manganese ore containing (in wt.%) 10.73 MnO 2 , 0.42 Mn 2 O 3 , 77.05 CaCO 3 , 2.13 MgCO 3 , 3.73 Fe 2 O 3 , 1.19 Al 2 O 3 and 4.75 SiO 2 . subjected to heat treatment at a temperature of 900 ° C for 3 hours. Get pitch in the amount of 649.8 g, containing (in wt.%) 16.51 MnO 2 , 0.65 Mn 2 O 3 , 66.40 CaO, 1.57 MgO, 5.74 Fe 2 O 3 , 1.83 Al 2 O 3 and 7.30 SiO 2 . 350.2 g of carbon dioxide are released, which is sent to the carbonization stage. Peck (649.8 g) was leached 5000 g of a circulating 20% solution of ammonium chloride for 1.5 hours at a temperature of 70 ° C. The mass ratio of ore: ammonium chloride is 1: 1. The precipitate was separated by filtration, washed with water and dried to obtain the target product in an amount of 208.15 g. The concentrate contains (in%): 51.55 MnO 2 , 2.02 Mn 2 O 3 , 17.92 Fe 2 O 3 , 5.72 Al 2 O 3 and 22.79 SiO 2 . The filtrate contains 17.05% CaCl 2 , 0.48% MgCl 2 , 11.1% NH 4 OH. Next, the filtrate in the amount of 5440.6 g is subjected to carbonization by exhaust gases from the stage of decarboxylation. The result is a pulp in the amount of 5790.85 g containing calcium and magnesium carbonates in the form of a solid phase and ammonium chloride in the liquid phase. By filtering the pulp, a precipitate of calcium and magnesium carbonates is isolated, after washing and drying, 790.85 g of calcium carbonate with a content of 97.3% of the basic substance is obtained. The filtrate in an amount of 5000 g, which is a 20% solution of ammonium chloride, is returned to the pitch leaching stage.

Целесообразность выбранных диапазонов процесса переработки карбонатных марганцевых руд представлена в таблице 1.The feasibility of the selected ranges of the processing of carbonate manganese ores is presented in table 1.

Ведение процесса в указанных диапазонах технологических параметров обеспечивает переработку обедненных марганцевых карбонатных руд с получением концентрата диоксида марганца и карбоната кальция высокого качества, переработку руды по безотходной и экологически безопасной схеме.Conducting the process in the indicated ranges of technological parameters ensures the processing of depleted manganese carbonate ores to produce a high quality manganese dioxide and calcium carbonate concentrate, and the processing of ore according to a non-waste and environmentally friendly scheme.

Таблица 1Table 1 Влияние технологических параметров на процесс переработки карбонатных марганцевых рудThe influence of technological parameters on the processing of carbonate manganese ores № опытаExperience number ДекарбоксилированиеDecarboxylation ВыщелачиваниеLeaching ПримечаниеNote Температура, °CTemperature ° C Продолжительность, чDuration, h Концентрация р-ра NH4Cl,%The concentration of the solution of NH 4 Cl,% Продолжительность, чDuration, h Температура, °CTemperature ° C Соотношение руда: NH4ClOre ratio: NH 4 Cl 1one 900900 33 2525 1,51,5 7070 1:1,51: 1,5 высокое качество марганцевого концентратаhigh quality manganese concentrate 22 700700 33 20twenty 22 7070 1:11: 1 неполное декарбоксилирование, снижение качества концентратаincomplete decarboxylation, reduced quality of the concentrate 33 11001100 33 20twenty 22 7070 1:11: 1 спекание рудыore sintering 4four 900900 1one 20twenty 22 7070 1:11: 1 неполное декарбоксилирование, снижение качества концентратаincomplete decarboxylation, reduced quality of the concentrate 55 900900 55 20twenty 22 7070 1:11: 1 нерациональное использование энергоресурсов, удорожание продуктаmisallocation of energy resources, the cost of the product 66 900900 33 77 22 7070 1:11: 1 неполное выщелачивание, снижение качества концентратаincomplete leaching, reduced quality of the concentrate 77 900900 33 4545 22 7070 1:11: 1 перерасход реагента (хлористого аммония)reagent overrun (ammonium chloride) 88 900900 33 20twenty 0,50.5 7070 1:11: 1 неполное выщелачивание, снижение качества концентратаincomplete leaching, reduced quality of the concentrate 99 900900 33 20twenty 2,52.5 7070 1:11: 1 снижение производительностиperformance degradation 1010 900900 33 20twenty 22 15fifteen 1:11: 1 необходимость охлаждения реакционной смеси стадии выщелачиванияthe need for cooling the leach stage reaction mixture 11eleven 900900 33 20twenty 22 105105 1:11: 1 необходимость подогрева реакционной смеси стадии выщелачиванияthe need for heating the leach stage reaction mixture 1212 900900 33 20twenty 22 7070 1:0,81: 0.8 неполное выщелачивание, снижение качества концентратаincomplete leaching, reduced quality of the concentrate 1313 900900 33 20twenty 20twenty 7070 1:2,21: 2.2 перерасход реагентаreagent overrun

Claims (1)

Способ переработки марганцевых карбонатных руд, включающий выщелачивание щелочных и щелочноземельных металлов раствором хлорсодержащего реагента, отделение нерастворимого осадка, содержащего диоксид марганца, отличающийся тем, что предварительно руду подвергают декарбоксилированию термической обработкой при температуре 750-1000°С в течение 2-4 ч с получением пека, в качестве хлорсодержащего реагента при выщелачивании пека используют 10-40%-ный водный раствор хлорида аммония, взятый в массовом соотношении руда:хлорид аммония, равном 1:1-2, выщелачивание проводят при температуре 20-100°С в течение 1-2 ч, фильтрат после отделения нерастворимого осадка карбонизируют отходящими газами от стадии декарбоксилирования руды с последующим отделением получаемого карбоната кальция и возвратом водного раствора хлорида аммония на стадию выщелачивания пека. A method of processing manganese carbonate ores, including leaching alkali and alkaline earth metals with a solution of a chlorine-containing reagent, separating an insoluble precipitate containing manganese dioxide, characterized in that the ore is subjected to decarboxylation by heat treatment at a temperature of 750-1000 ° C for 2-4 hours to obtain pitch , as a chlorine-containing reagent for pitch leaching, a 10-40% aqueous solution of ammonium chloride, taken in a mass ratio of ore: ammonium chloride, equal to 1: 1-2, in schelachivanie carried out at a temperature of 20-100 ° C for 1-2 h, the filtrate after separation of the insoluble residue is carbonized waste gases from the decarboxylation of ore with subsequent separation of the resulting calcium carbonate and recovery of an aqueous solution of ammonium chloride to leach step pitch.
RU2010131007A 2010-07-23 2010-07-23 Method of processing manganese carbonate ore RU2441085C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010131007A RU2441085C1 (en) 2010-07-23 2010-07-23 Method of processing manganese carbonate ore

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2010131007A RU2441085C1 (en) 2010-07-23 2010-07-23 Method of processing manganese carbonate ore

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2441085C1 true RU2441085C1 (en) 2012-01-27

Family

ID=45786478

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2010131007A RU2441085C1 (en) 2010-07-23 2010-07-23 Method of processing manganese carbonate ore

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2441085C1 (en)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3085875A (en) * 1960-01-04 1963-04-16 Howe Sound Co Treatment of manganese ores
WO1998014623A1 (en) * 1996-10-02 1998-04-09 International Curator Resources Limited Hydrometallurgical extraction of copper, zinc and cobalt from ores containing manganese dioxide
RU2174156C1 (en) * 2000-08-01 2001-09-27 Малов Евгений Иванович Method of processing lean manganese-containing ores
RU2196183C2 (en) * 2001-01-12 2003-01-10 Закрытое акционерное общество "Научно-производственное предприятие "Техномет" Method of manganese ores processing
RU2213155C1 (en) * 2002-01-03 2003-09-27 Малов Евгений Иванович Method for processing of base manganese ores and slimes and dust from ferroalloy furnaces
RU2222624C2 (en) * 2002-02-04 2004-01-27 Закрытое акционерное общество "Каустик" Manganese carbonate ore processing method
WO2005012582A1 (en) * 2003-07-30 2005-02-10 Hitec Energy Limited Improved hydrometallurgical processing of manganese containing materials

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3085875A (en) * 1960-01-04 1963-04-16 Howe Sound Co Treatment of manganese ores
WO1998014623A1 (en) * 1996-10-02 1998-04-09 International Curator Resources Limited Hydrometallurgical extraction of copper, zinc and cobalt from ores containing manganese dioxide
RU2174156C1 (en) * 2000-08-01 2001-09-27 Малов Евгений Иванович Method of processing lean manganese-containing ores
RU2196183C2 (en) * 2001-01-12 2003-01-10 Закрытое акционерное общество "Научно-производственное предприятие "Техномет" Method of manganese ores processing
RU2213155C1 (en) * 2002-01-03 2003-09-27 Малов Евгений Иванович Method for processing of base manganese ores and slimes and dust from ferroalloy furnaces
RU2222624C2 (en) * 2002-02-04 2004-01-27 Закрытое акционерное общество "Каустик" Manganese carbonate ore processing method
WO2005012582A1 (en) * 2003-07-30 2005-02-10 Hitec Energy Limited Improved hydrometallurgical processing of manganese containing materials

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102718234B (en) Method for extracting lithium carbonate from lepidolite
KR102508038B1 (en) Lithium recovery method
CN103738986B (en) A kind of dolomite calcination water-soluble separating calcium and magnesium produce the method for magnesium hydroxide and calcium carbonate
CN110304646B (en) A method for efficiently separating fluorine, chlorine and nitrogen components from aluminum ash to co-produce alumina concentrate
KR101773439B1 (en) Manufacturing method of lithium carbonate from waste solution containing lithium
TW201910522A (en) Method for dissolving lithium compound, method for producing lithium carbonate, and method for recovering lithium from lithium ion secondary battery waste
CN110494575A (en) Methods of recovering lithium
KR20140123641A (en) slag treatment method for extracting silic and magnesia
CN104445300A (en) Method of preparing magnesium hydroxide and calcium carbonate and separating out phosphorus ores by taking phosphate tailings as raw materials through ammonia circulation process
CN108017072A (en) A kind of preparation method of lithium carbonate
CN108707748A (en) A method of purification bone coal pickle liquor simultaneously recycles aluminium, potassium and iron
EA024717B1 (en) Process for zinc oxide production from ore
CN108517423A (en) A kind of method that lepidolite rotary kiln baking extracts lithium and lithium salts
JP2014080347A (en) Extraction method of magnesium oxide from semifired dolomite
JP2008528421A (en) Magnesium oxide manufacturing process
CN113045060B (en) Comprehensive utilization method of seawater resources
JP6656709B2 (en) Manufacturing method of zinc ingot
US20200370145A1 (en) Process for recovering vanadium in the form of iron vanadate from a gasifier slag
RU2493280C1 (en) Processing method of molybdenite concentrates
CN104674006A (en) Clean production method for separating manganese and magnesium from laterite-nickel ore normal-temperature acid leaching liquid employing alkaline oxidation
RU2441085C1 (en) Method of processing manganese carbonate ore
CN109022800A (en) Titanium tetrachloride purification tailings ultrasonic wave added prepares high-purity V2O5Method
KR20230091320A (en) Selective removal method of calcium ion from rejected seawater from refined salt manufacturing process
CN100588726C (en) Zinc Bayer process for treating zinc oxide materials
JP7193136B2 (en) Method for producing zinc carbonate

Legal Events

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

Effective date: 20140724