CC BY
59
СЕМИНАР 16
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -2001"
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2001 г.
© А.Е. Воробьев, К.Г. Каргинов,
А.А. Щелкин, Т.В. Чекушина, 2001
УДК 622.775
А.Е. Воробьев, К.Г. Каргинов,
А.А. Щелкин, Т.В. Чекушина
МОДЕЛИРОВАНИЕ ПРОЦЕССА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МАРГАНЦЕВЫХ КАРБОНАТНЫХ РУД НА ОПЫТНОПРОМЫШЛЕННОМ СТЕНДЕ
Н
есмотря на увеличивающийся спрос марганцевых соединений, их производства в настоящее время в СНГ стало проблематичным. Все острее стает поиска различных, эффективных технологий переработки марганецсодержащих руд. Существующие (традицион-ные) способы извлечения марганца из руд основаны на предварительном дроблении и измельчении исходного материала с переработкой гидрометаллургическими способами. Данные по выщелачиванию крупнокусковых руд в мировой практике отсутствуют.
Одним из таких прогрессивных, на наш взгляд, способов может быть кучное выщелачивание (КВ). использование КВ в технологии получения марганцевых соединений сулит, уже в первом приближении, значительные выгоды за счет улучшения существующих традиционных технологий механического и химического обогащения, возможности существенного увеличения производительности при снижении удельных, капитальных и эксплуатационных затрат, и в итоге значительно снизить
себестоимость конечного продукта.
Одним из важных преимуществ способа КВ по сравнению с традиционными химическими, механическими методами обогащения и гидрометаллургической переработки является отсутствие необходимости измельчения руд, , возможность и целесообразность использования КВ для переработки больших объемов бедных и, тем более, забалансовых руд.
Имеющийся опыт КВ различных металлов, результаты научноисследовательских, опытно-
промышленных работ, свидетельствуют о потенциальной возможности существенного расширения сырьевой базы увеличения производства марганцевой продукции за счет внедрения технологии КВ.
Проведенные авторами специальные исследования на различных марганецсодержащих рудах показали практическую возможность переработки способом КВ, в частности карбонатных марганцевых руд месторождения Западный Каражал.
Свидетельство тому (по разработанной в лабораторных условиях технологии) проведены укрупненные испытания по тех-
нологии кучного выщелачивания из руд на опытно-промышленном стенде с определением оптимальных технологических и гидродинамических параметров, особенностей формирования солевого состава оборотных выщелачивающих растворов и основных параметров по отмывке кучного выщелачивания.
1. Гранулометрический и химический состав рудной пробы
Для исследований была использована технологическая проба (весом более 1 тонны) железомарганцевой руды месторождения Западный Каражал Атасуйского ГОКа со средним содержанием марганца (2+) -5,4 % и марганца (4+) - 0,4 %.
Основная часть марганца в этой руде содержится в восстановленной форме, легко доступной для обычного сернокислотного выщелачивания. Проба была рассеяна по классам крупности -25+15, -15+10, -10+3 и -3+0(мм).
По каждому классу крупности было определено распределение марганца (2+) и марганца (4+), а также выход по фракциям марганца общего. Результаты приведены в табл. 1.
Из результатов табл. 1 следует, что основная часть марганца в пробе приходится на фракцию -10+3мм и составляет 59,3 %, а остальная часть марганца распределена по фракциям равномерно и составляет от 12,3 до 15,9 %.
При этом следует отметить, что выход класса крупности -25+15мм составляет всего 4,6 %, тогда как на класс -10+3мм приходится более половины рудной массы -55,8 %. Выход других классов почти одинаков и составляет для класса -15+10мм - 21,6 %, для класса -3+0мм - 18,0 %.
Химический состав исходной марганцевой руды по результа-
Таблица 1
ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ РУДНОЙ ПРОБЫ
Таблица 2
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ИСХОДНОЙ МАРГАНЦЕВОЙ РУДЫ
Мп2+ Мп4+ МПобщ. СО2 Р^тй. ^іай* Са Mg As
5,4 0,4 5,8 9,45 30,5 0,34 6,0 1,2 0,043
Со № SiO2 Си К А1 № 2п Р2О5
<0,025 0,1 19,8 <0,025 0,62 1,38 <0,025 0,065 0,06
Примечание: Определение Мпобщ проводим по ГОСТ 22772-77, Мп4+ - ГОСТ 22772.3-77, Мп2+- расчетом (разница между Мпобщ и Мп4+). Содержание кремния, фосфора и серы в рудах определяли по ГОСТ 22772.5,6,7-77, остальные породообразующие элементы (А1, Fe, Си, М§, К, № и др.), а также примеси цветных металлов - методами химического атомноабсорбционного и спектрографического анализа
там химического анализа приведен в табл. 2.
Из результатов табл. 2 следует, что содержание Мп4+ в руде равно 0,4 %, что составляет около 7,0 % от общего содержания в руде марганца, а Мп2+ с содержанием в руде 5,4 %, что составляет около 93 %.
Содержание СО2 в руде -9,45 % указывает на ее карбо-натность: В большом количестве в руде содержатся железо и кремний, которые, соответственно составляют 30,5 и 19,8 %. Остальные элементы присутствуют в небольших количествах.
2. Методика исследований в режиме перколяции.
Перколятор для укрупненных испытаний по выщелачиванию представляет собой цилиндр диаметром 326мм и высотой 1400мм с ложным днищем, со сливным баком. В верхнюю часть перколятора в циркуляционном режиме с помощью аэр-лифта подавался выщелачиваю-
щий раствор с заданной концентрацией серной кислоты.
Объем выщелачивающего раствора составляет 30 литров (в момент закисления руды - 10 литров).
Через каждые 1-3 суток раствор сливался и анализировался на Мп2+, Fe2+, Fe3+, Си2+, гп2+, As, SiO2, Си2+, Mg2+, SO42-, рН и Е^ Следующий цикл выщелачивания начинался со свежими приготовленными выщелачивающими растворами.
По результатам анализов проводится расчет извлечения марганца (2+) по растворам по отношению к исходному содержанию марганца (2+) в руде и удельный расход серной кислоты на тонну руды в процессе выщелачивания. Это позволило определить кинетику процесса выщелачивания марганца, а так же кинетику расхода выщелачивающего реагента.
3. Определение оптимальных технологических параметров выщелачивания
В разработанной технологии КВ марганца основные технологические операции, от которых зависит кинетика процесса извлечения марганца из руды и формирование продуктивных растворов - это выщелачивание в «жестком» режиме технологических параметров (2 стадии) с рН не более 1,5 (1 стадия) и с рН=2-2,5 (2 стадия) и выщелачивание в «мягком» режиме с рН=4,5-5.
Процесс КВ при укрупненных испытаниях моделировался в четырех перколяторах с по стадийной отработкой руды в режимах с различной кислотностью и отмывкой выщелоченной руды. В четыре перколятора загружалась исходная руда (исходный химсостав приведен в табл. 2) с весом пробы по 162,4 кг в каждый с крупностью руды
-25+0 мм. Высота слоя руды в перколяторах составляла 11501200 мм. Количество марганца (2+) в руде каждого перколятора по 8,77 кг.
Для наиболее полного извлечения марганца (2+) из руды, необходимо чтобы вся рудная масса была последовательно подвергнута на четырех перко-ляторах всем указанным технологическим операциям, в том числе промывке (так называемый «плавающий» режим выщелачивания).
Орошение руды в первом перколяторе (в период закисле-ния) проводили растворами серной кислоты с содержанием 5075 г/л, при выходе на технологический режим выщелачивания -30-50 г/л (I стадия «жесткого» режима выщелачивания при рН
< 1,5).
Процесс перколяционного выщелачивания проводили в циркуляционном режиме. В период закисления руды в I перко-ляторе, полученные первые продуктивные растворы сульфата марганца при рН=4,5-5 подавали на дальнейшую переработку с получением различных соединений марганца. При рН=4,5-5 идет очистка продуктивных растворов сульфата марганца от примесей.
Процесс закисления рудной массы в первом перколяторе ведется до установившегося рН в выходящих продуктивных растворах 2-2,5.
Продуктивные растворы сульфата марганца с 2-2,5 < рН
< 4,5 из первого перколятора подавали на второй перколятор со свежеприготовленной рудой для очистки их от примесей до
рН=4,5-5. Очищенные растворы сульфата марганца подавали на дальнейшую переработку. После закисления руды первый перко-лятор выводили на 1-ый технологический режим «жесткого» выщелачивания с рН <1,5. Продуктивные растворы из первого перколятора с рН<1,5 подавали на второй перколятор, где идет закисление рудной массы одновременным обогащением растворов сульфата марганца ионами марганца (2+). Продуктивные растворы сульфата марганца из второго перколятора с 2,0-2,5< рН<4,5 подавались на очистку от примесей в третий перколятор со свежеприготовленной рудой, где также идет одновременное обогащение растворов сульфата марганца ионами марганца (2+). Очищенные продуктивные растворы сульфата марганца пода-
вались на дальнейшую переработку. Затем, после закисления руды ( контроль ведется до установившегося рН в выходящих из перколятора растворов равного 2,0-2,5), второй перколятор выводится на второй технологический режим «жесткого» выщелачивания с рН=2,0-2,5.
В свою очередь, продуктивные растворы сульфата марганца из второго перколятора подаются в третий перколятор, который выводится на выщелачивание в «мягком» технологическом режиме, обеспечивающем очистку продуктивных растворов сульфата марганца от примесей при рН=4,5-5,0 и т.д.
В дальнейшем, через определенной количество сушек (в зависимости от степени извлече-
ния марганца), 1-ый перколятор выводится на отмывку. В работу подключается четвертый перко-лятор со свежеприготовленной рудой. При этом весь фронт технологических операций сдвигается на один перколятор в сторону загруженного для выщелачивания в «мягком» режиме четвертый перколятор.
Хвосты (кеки) после выщелачивания руды в первом перколя-торе подвергались исследованию по определению оптимальных параметров отмывки хвостов утилизации их в стройиндустрию.
Так, на первом из четырех перколяторов, прошедшего все стадии отработки, при активном времени выщелачивания 90 суток было извлечено в раствор
75,1 % марганца при соотношении Т:Ж=1:5,0 с расходом кислоты (без учета закисления) 228,3 кг/т руды. С учетом закис-ления расход серной кислоты увеличивается в 1,5-1,8 раза, в зависимости от карбонат составляющей руды. При этом удельный раствор серной кислоты составил 5,5 кг на 1 кг извлеченного марганца.
Такие же технологические показатели были получены при выщелачивании последующих перколяторов, прошедших все стадии отработки.
В табл. 3 приведен солевой состав растворов, полученный после каждой из стадий перко-ляционного выщелачивания.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Воробьев Александр Егорович - профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.
Каргинов Казбек Георгиевич - кандидат технических наук, Правительство РСО-Алания.
Щелкин Алексей Алексеевич - горный инженер, ТОО ПКО.
Чекушина Татьяна Владимировна - кандидат технических наук, ИПКОН РАН.
