[go: up one dir, main page]

RU2471564C1 - Method of siderite ore processing - Google Patents

Method of siderite ore processing Download PDF

Info

Publication number
RU2471564C1
RU2471564C1 RU2011131710/03A RU2011131710A RU2471564C1 RU 2471564 C1 RU2471564 C1 RU 2471564C1 RU 2011131710/03 A RU2011131710/03 A RU 2011131710/03A RU 2011131710 A RU2011131710 A RU 2011131710A RU 2471564 C1 RU2471564 C1 RU 2471564C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
magnesium oxide
magnesium
solution
carbonic acid
acid solution
Prior art date
Application number
RU2011131710/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Станислав Павлович Колочковский
Андрей Николаевич Смирнов
Валерий Михайлович Колокольцев
Вахит Абдрашитович Бигеев
Антон Сергеевич Бессмертных
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова"
Priority to RU2011131710/03A priority Critical patent/RU2471564C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2471564C1 publication Critical patent/RU2471564C1/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: process engineering.
SUBSTANCE: invention relates to treatment of siderite ores containing large amounts of magnesium oxide (over 9 wt %) and intended for production of two reconnaissance device with high content of iron and high-purity magnesium oxide. Proposed method comprises crushing and sizing of initial ore, magnetising annealing, dry magnetic separation of annealed product and leaching of magnesium oxide from magnetic fraction by acid solution. Magnetising annealing is carried out in conditions inhibiting oxygen entry at 480-650°C for time interval sufficient for decomposition of iron and magnesium decomposition. After magnetic separation, extracted magnetic fraction is additionally crushed to leach magnesium oxide therefrom by carbonic acid solution and to extract magnesium carbonate on heating to 75-100°C to be decomposed to magnesium oxide at 600-750°C.
EFFECT: higher ecological safety.
3 cl, 2 tbl

Description

Изобретение относится к способам переработки сидеритовых руд, содержащих большие количества оксида магния (свыше 9 мас.%), и предназначено для одновременного получения двух продуктов - железорудного концентрата с высоким содержанием железа, оксида магния высокой чистоты экологически безопасным способом.The invention relates to methods for processing siderite ores containing large amounts of magnesium oxide (over 9 wt.%), And is intended for the simultaneous production of two products - iron ore concentrate with a high iron content, high purity magnesium oxide in an environmentally friendly way.

Высокое содержание оксида магния в рудах затрудняет их проплавку в доменных печах из-за получения вязких тугоплавких шлаков. В сидероплезитах карбонат магния и железа образуют изоморфную кристаллическую решетку, поэтому удаление оксида магния невозможно без разрушения такой решетки. Это объясняет малую эффективность обычных методов обогащения таких руд и предопределяет необходимость использования термических и химических способов. Известен способ повышения содержания железа и снижения содержания оксида магния в сидеритовых рудах за счет дробления и грохочения исходной руды до крупности 6-0 мм, сухой магнитной сепарации исходной руды в неоднородном магнитном поле с последующим обжигом обогащенной таким образом руды и магнитной сепарацией огарка в переменном магнитном поле [см. RU 2283183 С1, МПК B03C 1/00, опубл. 10.09.2006]. Этот способ обеспечивает увеличение массовой доли железа в концентрате с 54,36% до 59,67% при одновременном снижении в нем оксида магния с 13,00% до 9,92%. Недостатком данного способа является незначительное снижение содержания в концентрате оксида магния. Использование таких продуктов в доменном производстве без добавления в них других руд, снижающих массовую долю оксида магния, невозможно из-за образования высоковязких шлаков в процессе плавки.The high content of magnesium oxide in the ores makes it difficult to melt them in blast furnaces due to the production of viscous refractory slag. In sideroplezites, magnesium and iron carbonate form an isomorphic crystal lattice; therefore, the removal of magnesium oxide is impossible without breaking such a lattice. This explains the low efficiency of conventional methods for the enrichment of such ores and makes it necessary to use thermal and chemical methods. A known method of increasing the iron content and reducing the content of magnesium oxide in siderite ores due to crushing and screening of the original ore to a particle size of 6-0 mm, dry magnetic separation of the original ore in an inhomogeneous magnetic field, followed by firing of the ore thus enriched and magnetic separation of the cinder in an alternating magnetic field [see RU 2283183 C1, IPC B03C 1/00, publ. 09/10/2006]. This method provides an increase in the mass fraction of iron in the concentrate from 54.36% to 59.67%, while reducing magnesium oxide from 13.00% to 9.92% in it. The disadvantage of this method is a slight decrease in the concentration of magnesium oxide in the concentrate. The use of such products in blast furnace production without the addition of other ores in them, which reduce the mass fraction of magnesium oxide, is impossible due to the formation of highly viscous slags during the smelting process.

Наиболее близким к предложенному является способ подготовки карбонатных железных руд, включающий дробление, грохочение исходных сидеритовых руд с последующим обжигом и магнитной сепарацией; гранульную сульфатизацию концентрата; окислительный обжиг сульфатизированных гранул при температуре 650-700°C; агитационное водное выщелачивание огарка [см. А.В.Курков, В.Ю.Кольцов. С.Н.Щербакова и др. Применение пиро- и гидрометаллургических технологий для очистки Байкальских сидероплезитовых руд от магния. Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и нетрадиционного сырья. Материалы международного совещания «Плаксинские чтения - 2009» с.198-199]. Недостатком этого способа является то, что для его реализации необходим расход большого количества серной кислоты (100-300 кг кислоты на тонну концентрата). При обжиге сульфатизированных окатышей, осуществляемом при высоких температурах, образуются оксиды серы, которые необходимо улавливать и утилизировать. Применение серной кислоты и образования сульфатов в этом процессе приводит к повышению содержания серы в продукте, что нежелательно для доменного процесса. При этом из огарка удаляется большая часть марганца, который является ценным легирующим элементом. Кроме того, необходимость выщелачивания сульфата магния, а также труднорастворимого сульфата кальция из огарка требует больших количеств воды с ее последующей очисткой. Таким образом применение данного способа не предусматривает получения магнезии, т.к. сульфат магния удаляется промывными водами. Поэтому реализация такого способа приведет к серьезным экономическим и экологическим проблемам.Closest to the proposed method is the preparation of carbonate iron ores, including crushing, screening of the original siderite ores, followed by firing and magnetic separation; granular sulfatization of the concentrate; oxidative firing of sulfated granules at a temperature of 650-700 ° C; agitation water leaching of cinder [see A.V. Kurkov, V.Yu. Koltsov. SN Scherbakova et al. Application of pyro- and hydrometallurgical technologies for purification of Baikal sideroplezitic ores from magnesium. Innovative processes in integrated, environmentally friendly processing of mineral and non-traditional raw materials. Materials of the international meeting "Plaksinsky readings - 2009" p.198-199]. The disadvantage of this method is that its implementation requires the consumption of a large amount of sulfuric acid (100-300 kg of acid per ton of concentrate). When sulphated pellets are fired at high temperatures, sulfur oxides are formed, which must be captured and disposed of. The use of sulfuric acid and the formation of sulfates in this process leads to an increase in the sulfur content in the product, which is undesirable for the blast furnace process. At the same time, most of the manganese, which is a valuable alloying element, is removed from the cinder. In addition, the need for leaching of magnesium sulfate, as well as sparingly soluble calcium sulfate from the cinder, requires large quantities of water with its subsequent purification. Thus, the use of this method does not provide for magnesia, because Magnesium sulfate is removed by washings. Therefore, the implementation of this method will lead to serious economic and environmental problems.

Техническая задача, решаемая данным изобретением, заключается в одновременном получении из сидеритовых руд с высоким содержанием оксида магния (свыше 9 мас.%) двух продуктов - железорудного концентрата с высоким содержанием железа и оксида магния высокой чистоты экологически безопасным способом.The technical problem solved by this invention is the simultaneous production of two products from siderite ores with a high content of magnesium oxide (over 9 wt.%) - iron ore concentrate with a high content of iron and high purity magnesium oxide in an environmentally friendly way.

Поставленная задача решается тем, что в способе обработки сидеритовых руд, включающем дробление и грохочение исходной руды, магнетизирующий обжиг, сухую магнитную сепарацию обожженного продукта и выщелачивание оксида магния из магнитной фракции раствором кислоты, согласно изобретению магнетизирующий обжиг проводят в условиях, предотвращающих поступление атмосферного кислорода, при температуре 480-650°C в течение времени, достаточного для разложения карбонатов железа и магния, после магнитной сепарации извлеченную магнитную фракцию дополнительно дробят до крупности частиц не более 0,5 мм и осуществляют выщелачивание из нее оксида магния раствором угольной кислоты, а из полученного раствора при нагревании его до 75-95°C выделяют карбонат магния, который разлагают до оксида магния путем нагрева до 600-750°C.The problem is solved in that in a method for processing siderite ores, including crushing and screening of the original ore, magnetizing firing, dry magnetic separation of the calcined product and leaching of magnesium oxide from the magnetic fraction with an acid solution, according to the invention, magnetizing firing is carried out under conditions that prevent the entry of atmospheric oxygen, at a temperature of 480-650 ° C for a time sufficient to decompose the carbonates of iron and magnesium, after magnetic separation, the extracted magnetic fraction to They are additionally crushed to a particle size of not more than 0.5 mm and magnesium oxide is leached from it with a solution of carbonic acid, and magnesium carbonate is released from the resulting solution when it is heated to 75-95 ° C, which is decomposed to magnesium oxide by heating to 600-750 ° C.

В частном случае раствор угольной кислоты, получают насыщением воды диоксидом углерода.In a particular case, a solution of carbonic acid is obtained by saturating water with carbon dioxide.

Раствор угольной кислоты также можно получать насыщением раствора, оставшегося после осаждения из него карбоната магния, диоксидом углерода.The carbonic acid solution can also be obtained by saturating the solution remaining after precipitation of magnesium carbonate from it, carbon dioxide.

Для получения раствора угольной кислоты целесообразно использовать диоксид углерода, образующийся при магнетизирующем обжиге и разложении карбоната магния.To obtain a solution of carbonic acid, it is advisable to use carbon dioxide formed during magnetizing roasting and decomposition of magnesium carbonate.

Заявляемый способ обогащения сидеритовых руд осуществляется следующим образом. Исходная сидеритовая руда подвергается дроблению и грохочению до крупности 6-0 мм, что обеспечивает высокую степень раскрытия сростков минералов. Магнетизирующий обжиг подготовленной таким образом исходной руды проводят в условиях, предотвращающих поступление атмосферного кислорода, при температуре 480-650°C в течение 1,5-2 часов при постоянном перемешивании руды, что создает одинаковые условия декарбонизации руды по всему ее объему. Обжиг в таких условиях, согласно данным химического анализа, электронно-микроскопических исследований, рентгеновского микроанализа и термографии, обеспечивает образование высокоразвитой поверхности огарка и существенно затрудняет окисление Fe(II) до Fe(III), что предотвращает формирование шпинелей - MgFe2O4, из которой оксид магния практически не выщелачивается угольной кислотой. Обожженные образцы подвергают сухой магнитной сепарации при напряженности магнитного поля 50-250 кА/м, предпочтительно 50-100 кА/м. Магнитную часть измельчают до крупности частиц 0,3-0 мм, желательно не более 0,5 мм, и помещают в реактор для выщелачивания, которое проводят раствором угольной кислоты при давлении углекислого газа в реакторе 1-5 атм в течение 1-5 часов. Необходимый для выщелачивания раствор угольной кислоты получают при насыщении воды диоксидом углерода, образующимся при магнетизирующем обжиге и разложении карбоната магния. Полученный после выщелачивания оксида магния огарок направляют на сушку, окомкование и агломерацию, а из раствора при нагревании его до 75-95°C выделяют карбонат магния, который разлагают до оксида магния путем его нагрева до 600-750°C. Для получения раствора угольной кислоты можно также использовать раствор, оставшийся после осаждения из него карбоната магния, насытив его диоксидом углерода.The inventive method of beneficiation of siderite ores is as follows. The initial siderite ore is subjected to crushing and screening to a particle size of 6-0 mm, which provides a high degree of disclosure of mineral splices. Magnetic roasting of the initial ore prepared in this way is carried out under conditions that prevent atmospheric oxygen from entering, at a temperature of 480-650 ° C for 1.5-2 hours with constant stirring of the ore, which creates the same conditions for the decarbonization of ore throughout its volume. Firing under such conditions, according to chemical analysis, electron microscopy, X-ray microanalysis, and thermography, provides the formation of a highly developed cinder surface and substantially complicates the oxidation of Fe (II) to Fe (III), which prevents the formation of spinel - MgFe 2 O 4 , from which magnesium oxide is practically not leached with carbonic acid. The calcined samples are subjected to dry magnetic separation at a magnetic field strength of 50-250 kA / m, preferably 50-100 kA / m. The magnetic part is crushed to a particle size of 0.3-0 mm, preferably not more than 0.5 mm, and placed in a leaching reactor, which is carried out with a solution of carbonic acid at a carbon dioxide pressure of 1-5 atm in the reactor for 1-5 hours. The carbonic acid solution necessary for leaching is obtained by saturating water with carbon dioxide, which is formed by magnetizing roasting and decomposition of magnesium carbonate. The cinder obtained after leaching of magnesium oxide is sent to drying, pelletizing and agglomeration, and magnesium carbonate is separated from the solution when it is heated to 75-95 ° C, which is decomposed to magnesium oxide by heating it to 600-750 ° C. To obtain a solution of carbonic acid, you can also use the solution remaining after the precipitation of magnesium carbonate from it, saturating it with carbon dioxide.

Предлагаемый способ переработки сидеритовых руд позволяет снизить содержание оксида магния не менее чем на 40-60% относительно исходного количества в руде и повысить за счет этого содержание железа в продукте не менее чем на 4-5%. Необходимый для проведения процесса выщелачивания углекислый газ образуется при магнетизирующем обжиге и разложении карбоната магния, т.е. предлагаемый способ осуществляется без применения сильных минеральных кислот, типа серной, и других химических реагентов. При реализации заявляемого способа все элементы, кроме магния и частично кальция, остаются в твердой фазе и в раствор не переходят. Поэтому отпадает необходимость использовать большие объемы воды для промывки полученного продукта выщелачивания, а в окружающую среду не выбрасываются вредные вещества. По этим причинам предлагаемый способ переработки сидеритовых руд, позволяющий получать одновременно два продукта - железорудный концентрат и оксид магния высокой чистоты - экономически и экологически более приемлем для практической реализации, чем способ, описанный в ближайшем аналоге.The proposed method for processing siderite ores allows to reduce the content of magnesium oxide by at least 40-60% relative to the initial amount in ore and thereby increase the iron content in the product by at least 4-5%. Carbon dioxide, necessary for the leaching process, is formed during magnetizing roasting and decomposition of magnesium carbonate, i.e. the proposed method is carried out without the use of strong mineral acids, such as sulfuric, and other chemicals. When implementing the proposed method, all elements, except magnesium and partially calcium, remain in the solid phase and do not pass into the solution. Therefore, there is no need to use large volumes of water for washing the resulting leachate, and harmful substances are not released into the environment. For these reasons, the proposed method of processing siderite ores, which allows to obtain simultaneously two products - iron ore concentrate and high purity magnesium oxide - is economically and environmentally more acceptable for practical implementation than the method described in the closest analogue.

В таблице 1 приведены экспериментальные результаты по выщелачиваю оксида магния из сидероплезита в условиях, предотвращающих поступление атмосферного кислорода, при разных параметрах обжига сырой руды, крупностью 6-0 мм, массой 5 кг и состава, мас.%: Feобщ.=30,1; Fe2O3=34,6; Fe2O3 - 4,6; SiO2=9,4; Al2O3=3,4; CaO=3,7; MgO=9,4; MnO=1,3. Выщелачивание оксида магния из огарка проводили при следующих условиях: крупность частиц огарка 0,3-0 мм, парциальное давление CO2 - 1 атм, перемешивание - 10 об/мин, температура - 25°C, соотношение между массой выщелачиваемого огарка и раствором угольной кислоты 1:10, время выщелачивания 5 часов. Раствор после выщелачивания нагревали до 80°C, выделенный карбонат магния нагревали до 650°C с получением оксида магния.Table 1 shows the experimental results on the leaching of magnesium oxide from siderolesite under conditions that prevent the entry of atmospheric oxygen, at different parameters of the raw ore firing, 6-0 mm in size, 5 kg in weight and composition, wt.%: Fe total. = 30.1; Fe 2 O 3 = 34.6; Fe 2 O 3 - 4.6; SiO 2 = 9.4; Al 2 O 3 = 3.4; CaO = 3.7; MgO = 9.4; MnO = 1.3. Leaching of magnesium oxide from the cinder was carried out under the following conditions: cinder particle size 0.3-0 mm, partial pressure CO 2 - 1 atm, stirring 10 rpm, temperature 25 ° C, the ratio between the mass of the leachable cinder and carbonic acid solution 1:10, leaching time 5 hours. After leaching, the solution was heated to 80 ° C, the separated magnesium carbonate was heated to 650 ° C to obtain magnesium oxide.

Таблица 1Table 1 Доля (мас.%) оксида магния относительно его исходного количества в руде, выщелачиваемого из огарка при различных условиях обжига сырой руды.The proportion (wt.%) Of magnesium oxide relative to its initial amount in the ore leached from the cinder under various conditions of roasting of raw ore. Температура обжига, °CFiring temperature, ° C Время обжига, часFiring time, hour Доля извлеченного MgO (мас.%),The proportion of extracted MgO (wt.%), Температура обжига, °CFiring temperature, ° C Время обжига, часFiring time, hour Доля извлеченного MgO (мас.%)The proportion of extracted MgO (wt.%) 450450 1one 55 570570 1one 52,152.1 22 77 1,51,5 57,757.7 33 1010 22 4949 480480 1one 15fifteen 33 4545 22 22,522.5 600600 1one 45,145.1 33 30,330.3 22 4444 500500 1one 35,635.6 33 39,339.3 22 50,250,2 650650 1one 37,237,2 33 52,652.6 22 3535 520520 1one 55,155.1 700700 1one 31,531.5 1,51,5 6565 22 2727 22 62,262,2 800800 1one 21,221,2 33 58,358.3 22 15fifteen 550550 1one 58,758.7 900900 1one 15fifteen 1,51,5 62,862.8 22 13,213,2 22 55,455,4 10001000 1one 1010 33 50,150.1 22 9,59.5

Как видно из таблицы 1, оптимальные результаты при удалении оксида магния достигаются при следующих условиях: обжиг сидероплезита в интервале температур 520-570°C в течение 1,5-2 часов. При этих условиях из огарка, в процессе выщелачивания, извлекается не менее 55% оксида магния. Увеличение давления диоксида углерода до 5 атм приводит к заметному ускорению процесса выщелачивания. Например, 50% оксида магния извлекается из огарка при давлении CO2 одна атмосфера за 3 часа, а при давлении CO2 пять атмосфер - за 1 час 10 минут (условия обжига исходной руды: температура 520°C, продолжительность обжига 1,5 часа).As can be seen from table 1, the optimal results when removing magnesium oxide are achieved under the following conditions: firing sideroplezite in the temperature range 520-570 ° C for 1.5-2 hours. Under these conditions, at least 55% of magnesium oxide is recovered from the cinder during leaching. An increase in carbon dioxide pressure to 5 atm leads to a noticeable acceleration of the leaching process. For example, 50% of magnesium oxide is extracted from the cinder at a pressure of CO 2 one atmosphere in 3 hours, and at a pressure of CO 2 five atmospheres in 1 hour 10 minutes (firing conditions for the initial ore: temperature 520 ° C, firing duration 1.5 hours) .

Для обоснования преимуществ заявляемого способа по сравнению с ближайшим аналогом были проведены опыты по удалению оксида магния из сидероплезита по заявляемому способу и способу, рассматриваемому в качестве ближайшего аналога. В таблице 2 приведены сравнительные характеристики заявляемого способа и ближайшего аналога по удалению 50% оксида магния из сидероплезита.To justify the advantages of the proposed method in comparison with the closest analogue, experiments were carried out to remove magnesium oxide from sideroplezite according to the claimed method and the method considered as the closest analogue. Table 2 shows the comparative characteristics of the proposed method and the closest analogue to remove 50% magnesium oxide from sideroplezite.

Таблица 2table 2 Сравнительная характеристика заявляемого способа и ближайшего аналога по удалению оксида магния из сидероплезита.Comparative characteristics of the proposed method and the closest analogue to remove magnesium oxide from sideroplezite. Наименование операцийName of operations Условия реализацииTerms of sale Результаты операцииOperation Results Заявляемый способThe inventive method Ближайший аналогThe closest analogue Заявляемый способThe inventive method Ближайший аналогThe closest analogue Дробление и грохочение исходной руды, ммCrushing and screening of the original ore, mm 66 1one Магнитная сепарация исходной рудыMagnetic separation of the source ore 1250 кА/м1250 kA / m Повышение содержания: Fe от 30,1% до 36,4%; MgO от 9,4% до 11,3%Content increase: Fe from 30.1% to 36.4%; MgO from 9.4% to 11.3% Гранульная сульфатацияGranular sulphation Расход 175 кг H2SO4 на тонну концентратаConsumption 175 kg H 2 SO 4 per tonne of concentrate ОбжигBurning Обжиг при t=520°C; 1,5 часа, без доступа воздухаFiring at t = 520 ° C; 1.5 hours, no air Обжиг при 700°C; 3 часа, окислительная атмосфера (обжиг на воздухе)Firing at 700 ° C; 3 hours, oxidizing atmosphere (firing in air) Подготовка руды к выщелачиванию; получение CO2 для выщелачивания. Повышение содержания: Fe от 30,1% до 43,4%; MgO от 9,4% до 13,4%Preparation of ore for leaching; obtaining CO 2 for leaching. Content increase: Fe from 30.1% to 43.4%; MgO from 9.4% to 13.4% Подготовка концентрата к выщелачиванию. Образование SO2, CO2. Повышение содержания: Fe от 36,4% до 52,5%; MgO от 11,3% до 12,2%Preparation of concentrate for leaching. Formation of SO 2 , CO 2 . Content increase: Fe from 36.4% to 52.5%; MgO from 11.3% to 12.2% Магнитная сепарация обожженной рудыMagnetic separation of calcined ore Напряженность магнитного поля 50-100 кА/мMagnetic field strength 50-100 kA / m ОтсутствуютAre absent Повышение содержания: Fe от 43,4% до 52,1%; MgO от 9,4% до 13,4%Content increase: Fe from 43.4% to 52.1%; MgO from 9.4% to 13.4% Выщелачивание огарка и получение железного концентратаLeaching cinder and obtaining iron concentrate Раствор угольной кислоты, 3 часа, давление CO2 1 атм. В раствор переходит только бикарбонат магния. Соотношение масс огарка и раствора 1:10. Сушка, окомкование и агломерацияA solution of carbonic acid, 3 hours, a pressure of CO 2 1 ATM. Only magnesium bicarbonate passes into the solution. The mass ratio of the cinder and the solution is 1:10. Drying, pelletizing and agglomeration Вода, 3 часа. В раствор переходят соли кальция, магния, неразложившийся сульфат железа и марганца Фильтрация, промывка кека 10-кратным объемом воды, сушка, окускованиеWater, 3 hours. Salts of calcium, magnesium, undecomposed sulfate of iron and manganese pass into the solution. Filtration, washing the cake with a 10-fold volume of water, drying, agglomeration Снижение MgO от 13,4% до 6,5%. Повышение содержания Fe от 52,1% до 56,6%. Остальные элементы остаются в железном концентратеDecrease in MgO from 13.4% to 6.5%. An increase in the Fe content from 52.1% to 56.6%. The remaining elements remain in iron concentrate. Снижение MgO от 12,2% до 6,1%. Повышение содержания Fe от 52, 5% до 56,1%. Уменьшение содержания Ca с 3,7 до 1,5%, Mn с 1,3 до 0,5%, остальные элементы остаются в железном концентрате на том же уровнеDecrease in MgO from 12.2% to 6.1%. An increase in the Fe content from 52.5% to 56.1%. Decrease in Ca content from 3.7 to 1.5%, Mn from 1.3 to 0.5%, other elements remain in the iron concentrate at the same level Получение оксида магнияGetting magnesium oxide Выделение оксида магния бикарбонатным способомIsolation of magnesium oxide by the bicarbonate method Выделение сульфата магния из раствораIsolation of magnesium sulfate from solution Получение оксида магнияGetting magnesium oxide Получение сульфата магнияGetting magnesium sulfate

Анализ приведенных в таблице 2 результатов показывает, что для реализация заявляемого способа не нужно привлекать дополнительные химические реагенты, поскольку для извлечения оксида магния используется диоксид углерода, образующийся при обжиге сидероплезита. Поэтому предлагаемый способ экономически и экологически более приемлем для практической реализации, чем способ, описанный в ближайшем аналоге.Analysis of the results shown in table 2 shows that for the implementation of the proposed method it is not necessary to attract additional chemicals, since carbon dioxide is used to extract magnesium oxide, which is formed during the burning of sideroplezite. Therefore, the proposed method is economically and environmentally more acceptable for practical implementation than the method described in the closest analogue.

Заявляемый способ, помимо железорудного концентрата, позволяет получать магнезию, с содержанием MgO не менее 99%, причем для этого не требуется привлечение дополнительных реагентов, тогда как в ближайшем аналоге получение магнезии не предусмотрено. Кроме того, заявляемый способ переработки сидеритовых руд позволяет сохранять в железорудном концентрате марганец и не загрязняет железорудный концентрат посторонними, нежелательными примесями, тогда как в ближайшем аналоге значительная часть марганца удаляется с промывными водами в виде растворимого сульфата марганца, а в железорудном концентрате увеличивается содержание серы.The inventive method, in addition to iron ore concentrate, allows to obtain magnesia with a MgO content of not less than 99%, and this does not require the use of additional reagents, while in the closest analogue the production of magnesia is not provided. In addition, the inventive method of processing siderite ores allows you to save manganese in the iron ore concentrate and does not contaminate the iron ore concentrate with extraneous, undesirable impurities, while in the closest analogue a significant part of the manganese is removed with wash water in the form of soluble manganese sulfate, and the sulfur content in the iron ore concentrate increases.

Claims (4)

1. Способ переработки сидеритовых руд, включающий дробление и грохочение исходной руды, магнетизирующий обжиг, сухую магнитную сепарацию обожженного продукта и выщелачивание оксида магния из магнитной фракции раствором кислоты, отличающийся тем, что магнетизирующий обжиг проводят в условиях, предотвращающих поступление атмосферного кислорода, при температуре 480-650°C в течение времени, достаточного для разложения карбонатов железа и магния, после магнитной сепарации извлеченную магнитную фракцию дополнительно дробят и осуществляют выщелачивание из нее оксида магния раствором угольной кислоты, а из полученного раствора при нагревании его до 75-100°C выделяют карбонат магния, который разлагают до оксида магния путем нагрева до 600-750°C.1. A method of processing siderite ores, including crushing and screening of the original ore, magnetizing calcination, dry magnetic separation of the calcined product and leaching of magnesium oxide from the magnetic fraction with an acid solution, characterized in that the magnetizing calcination is carried out under conditions that prevent the entry of atmospheric oxygen at a temperature of 480 -650 ° C for a time sufficient to decompose the carbonates of iron and magnesium, after magnetic separation, the extracted magnetic fraction is further crushed and elachivanie therefrom magnesium oxide carbonic acid solution, and from the resulting solution by heating it to 75-100 ° C was isolated magnesium carbonate, which decompose to magnesium oxide by heating to 600-750 ° C. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что раствор угольной кислоты получают насыщением воды диоксидом углерода.2. The method according to claim 1, characterized in that the carbonic acid solution is obtained by saturating the water with carbon dioxide. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что раствор угольной кислоты получают насыщением раствора, оставшегося после осаждения из него карбоната магния, диоксидом углерода.3. The method according to claim 1, characterized in that the carbonic acid solution is obtained by saturating the solution remaining after precipitation from it of magnesium carbonate, carbon dioxide. 4. Способ по п.2 или 3, отличающийся тем, что для получения раствора угольной кислоты используют диоксид углерода, образующийся при магнетизирующем обжиге и разложении карбоната магния. 4. The method according to claim 2 or 3, characterized in that to obtain a solution of carbonic acid using carbon dioxide formed during the magnetizing firing and decomposition of magnesium carbonate.
RU2011131710/03A 2011-07-28 2011-07-28 Method of siderite ore processing RU2471564C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011131710/03A RU2471564C1 (en) 2011-07-28 2011-07-28 Method of siderite ore processing

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011131710/03A RU2471564C1 (en) 2011-07-28 2011-07-28 Method of siderite ore processing

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2471564C1 true RU2471564C1 (en) 2013-01-10

Family

ID=48805962

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011131710/03A RU2471564C1 (en) 2011-07-28 2011-07-28 Method of siderite ore processing

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2471564C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2536618C1 (en) * 2013-05-17 2014-12-27 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова" Sideritic ore processing method (versions)
CN117797764A (en) * 2024-02-28 2024-04-02 广东顺控自华科技有限公司 Calcium-based siderite and preparation method and application thereof

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1037424A (en) * 1974-10-10 1978-08-29 Quebec Iron And Titanium Corporation - Fer Et Titane Du Quebec Purification of ilmenite ore by oxidizing roasting with pre- and post-magnetic separation
SU726199A1 (en) * 1977-06-23 1980-04-05 Всесоюзный Научно-Исследовательский Институт Металлургической Тепло- Техники Method of siderite ore preparation for blast casting
SU863682A1 (en) * 1979-09-06 1981-09-15 Свердловский Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Им. В.В.Вахрушева Method of preparation of lumped siderite ores for blast smelting
US4409020A (en) * 1983-01-24 1983-10-11 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of metals from grinding sludges
RU2038301C1 (en) * 1991-06-26 1995-06-27 Велинский Вадим Викторович Method for production of magnesium oxide
RU2041963C1 (en) * 1993-04-08 1995-08-20 Институт металлургии Уральского отделения РАН Method for preparation of siderites for blast-furnace smelting
US5595347A (en) * 1990-08-30 1997-01-21 Austpac Gold N.L. Process for separating ilmenite
RU2283183C1 (en) * 2005-03-17 2006-09-10 Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" Method of enriching siderite ores

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1037424A (en) * 1974-10-10 1978-08-29 Quebec Iron And Titanium Corporation - Fer Et Titane Du Quebec Purification of ilmenite ore by oxidizing roasting with pre- and post-magnetic separation
SU726199A1 (en) * 1977-06-23 1980-04-05 Всесоюзный Научно-Исследовательский Институт Металлургической Тепло- Техники Method of siderite ore preparation for blast casting
SU863682A1 (en) * 1979-09-06 1981-09-15 Свердловский Ордена Трудового Красного Знамени Горный Институт Им. В.В.Вахрушева Method of preparation of lumped siderite ores for blast smelting
US4409020A (en) * 1983-01-24 1983-10-11 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of metals from grinding sludges
US5595347A (en) * 1990-08-30 1997-01-21 Austpac Gold N.L. Process for separating ilmenite
RU2038301C1 (en) * 1991-06-26 1995-06-27 Велинский Вадим Викторович Method for production of magnesium oxide
RU2041963C1 (en) * 1993-04-08 1995-08-20 Институт металлургии Уральского отделения РАН Method for preparation of siderites for blast-furnace smelting
RU2283183C1 (en) * 2005-03-17 2006-09-10 Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" Method of enriching siderite ores

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2536618C1 (en) * 2013-05-17 2014-12-27 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова" Sideritic ore processing method (versions)
CN117797764A (en) * 2024-02-28 2024-04-02 广东顺控自华科技有限公司 Calcium-based siderite and preparation method and application thereof
CN117797764B (en) * 2024-02-28 2024-06-07 广东顺控自华科技有限公司 Calcium-based siderite and preparation method and application thereof

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Xia et al. Caustic roasting and leaching of electric arc furnace dust
US9353425B2 (en) Processes for preparing alumina and magnesium chloride by HCl leaching of various materials
US11155896B2 (en) Process for the recovery of lithium
CA2623628C (en) A process for separating iron from other metals in iron containing feed stocks
KR20070107787A (en) Ferronickel manufacturing
EP2814993B1 (en) Process for zinc oxide production from ore
AU2021204219B2 (en) Recovery of Metals from Pyrite
USRE29598E (en) Method for recovering vanadium-values from vanadium-bearing iron ores and iron ore concentrates
CN114737066A (en) Method for extracting lithium from lithium ore leaching slag
MX2008004986A (en) A process for enrichment of anatase mechanical concentrates in order to obtain synthetic rutile with low contents of rare earth and radioactive elements.
AU2018382228B2 (en) Improved zinc oxide process
RU2471564C1 (en) Method of siderite ore processing
RU2627835C2 (en) Method of complex processing of pyritic raw materials
Bhatti et al. Synergistic effect of carbothermal reduction and sodium salts leaching in the process of iron recovery from copper slag
CN100588726C (en) Zinc Bayer process for treating zinc oxide materials
RU2562016C1 (en) Method of preparation to processing of sideritic iron ore (versions) and method of its following waste-free processing
EP0244910A1 (en) Separation of non-ferrous metals from iron-containing powdery material
WO2020075288A1 (en) Method and device for processing nickel oxide ore
RU2536618C1 (en) Sideritic ore processing method (versions)
RU2506329C1 (en) Processing method of sulphide concentrates containing precious metals
RU2258678C2 (en) Composition for stabilizing destroyable metallurgic slags and a method for preparation thereof
RU2826667C1 (en) Obtaining oxides of active metals and concentrates from complex and difficult-to-process iron-containing ores by selective reduction of elements
US9540708B2 (en) Iron recovery method
RU2465351C1 (en) Method for removing phosphorus from manganese raw material
US20240344173A1 (en) Method for manufacturing high-grade refined iron oxide from iron oxide as by-product of zinc smelting process

Legal Events

Date Code Title Description
TK4A Correction to the publication in the bulletin (patent)

Free format text: AMENDMENT TO CHAPTER -FG4A- IN JOURNAL: 01-2013 FOR TAG: (72)

MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20180729