CC BY
133
© В.А. Гуров, B.C. Иванов,
А.С. Шульгин, 2003
УАК 622.775
В.А. Гуров, B.C. Иванов, А.С. Шульгин
ОСОБЕННОСТИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МАРГАНЦА ИЗ ОКСИАНЫХ И КАРБОНАТНО-СИЛИКАТНЫХ РУЛ ПАРНОКСКОГО МЕСТОРОЖАЕНИЯ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К ПОАЗЕМНОМУ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЮ СЕРНОКИСЛЫМИ РАСТВОРАМИ
и елью настоящей работы являлось изучение техноло-шгических особенностей извлечения марганца из руд применительно к методу ПВ на примере рудных проб Парнок-ского месторождения. Наиболее детально теоретические и практические основы метода подземного выщелачивания (ПВ) освещены применительно к добыче урана [1,2]. По сути, процесс ПВ какого-либо металла является гидрометаллургическим процессом переработки руд на месте их залегания: без выемки, измельчения, обогащения и т.д. Особенности гидрометаллургической переработки руд этого металла в определенной степени проявляются и при подземном выщелачивании. Поэтому вначале рассмотрим современное состояние способов гидрометаллургической переработки марганцевых руд с их предварительной оценкой применительно к ПВ.
Основной объем потребления марганца в мире, как и в России, принадлежит металлургической промышленности - для получения ферромарганца и силикомарган-ца, идущих затем на легирование сталей. Определенное количество марганца потребляют электротехническая, химическая и другие отрасли промышленности. В черной металлургии используют высококачественные марганцевые концентраты (ВМК), которые должны содержать не менее 48% Мп с очень ограниченной примесью серы и фосфора. Наличие таких богатых руд в природе весьма ограниченно. Более бедные руды требуют обогащения, но применительно к тради-
ционным физическим методам, как правило, обладают весьма плохой обогатимостью. Кроме того, наличие фосфора, цветных металлов и других примесей требует глубокой очистки марганцевых концентратов, которой физическими методами обогащения достичь практически невозможно. Эти проблемы решаются только методами химического обогащения первичных марганцевых руд или их гидрометаллургической переработкой [3]. Химические способы извлечения марганца из бедных руд весьма разнообразны и зависят от минеральной формы металла, которая по-своему взаимодействует с тем или иным реагентом. Для выщелачивания марганца из руд в зависимости от их состава применялись различные реагенты: серная кислота, сернокислый аммоний, смесь сернистой и серной кислот, соляная кислота, ди-тионат кальция, азотная кислота, смесь ее с серной и многие др. [4,5]. Для подготовки оксидной руды к выщелачиванию в гидрометаллургии марганца широко использовался предварительный восстановительный обжиг. Наиболее общие принципы гидрометаллургической переработки руд могут быть сформулированы применительно к оксидным, смешанным оксидно-карбонатным и карбонатным рудам. Независимо от состава рудного материала каждая гидрометаллургическая схема включает следующие переделы:
- измельчение руды;
- выщелачивание марганца при перемешивании пульпы раствора реагентов и измельченной руды;
- очистку от примесей (прежде всего от фосфора и железа);
- фильтрацию пульпы;
- дополнительную очистку фильтрата от примесей;
- выделение марганца из раствора в черновой концентрат: химическим осаждением, электролизом или выпариванием;
- возврат оборотного раствора на выщелачивание с доукреп-лением реагентами.
Для ПВ измельчение руды, агитационное выщелачивание и фильтрация пульпы исключаются, но применяется фильтрационное выщелачивание, остальные переделы остаются практически неизменными.
Способы выщелачивания оксидных руд основаны на использовании раствора восстановителя и минеральной кислоты. Многочисленными исследованиями по гидрометаллургии оксидных руд установлено, что наибольшими преимуществами, как в технологическом, так и экономическом аспектах обладает смесь сернистой и серной кислот. Однако при использовании такой смеси для ПВ необходимо оценивать технологическую схему с точки зрения сложности доставки, хранения или получения смеси реагентов на месте производства работ. Несмотря на легкость растворения двуокиси марганца, этот процесс осложняется побочными реакциями, а именно: образованием дитионата, политионатов и других соединений, которые существенно влияют на технологию переработки продуктивного раствора. Кроме того, при выпаривании продуктивного раствора непременно выпадает гипс, отложения которого с поверхности аппаратов и коммуникаций трудно удаляются.
Для карбонатных руд выбор выщелачивающих реагентов намного шире. По существу пригодны все минеральные кислоты или их смеси, а также отходы различных производств, содержащие эти кислоты. Современный подход к выбору технологической схемы ПВ определяется не только отпускной ценой и доступностью реагента в данном регионе, но и влиянием реагента на фильтрационные свойства
пласта, побочные кольматацион-ные процессы и эффективность очистки продуктивного раствора от нежелательных примесей. Все кислотные варианты должны быть рассчитаны для ПВ на получение продуктивного раствора с достаточно высокой концентрацией марганца, что определяется выбранным способом выделения чернового концентрата и может быть достигнуто либо на рудах с высоким содержанием марганца при использовании высокой концентрации реагента, либо многократным оборотом растворов.
Основным преимуществом серной кислоты как реагента при гидрометаллургической переработке карбонатных руд является
низкая цена (в России от 15 долл/т и ниже), а также наличие еще более дешевых сернокислотных отходов (0,2 долл/т за 75% продукт, ОАО «Химпром» г. Волгоград). Что особенно важно с учетом удаленности Парнокского месторождения от производителей кислоты и повышенных в связи с этим транспортных расходов. Имеет значение также и то, что серная кислота имеет наибольшую концентрацию в исходном продукте (до 98%). Главным недостатком сернокислотного варианта, на наш взгляд, является невозможность использования дешевой извести для выделения концентрата марганца из
продуктивных растворов ПВ, так как в этом случае получается низкокачественный продукт, ра-зубоженный гипсом. Кроме того, в условиях ПВ возможно накопление кальция в растворах, который из-за меняющейся кислотности в пласте и разности температур на поверхности и в недрах может образовывать осадки гипса и осложнять работу технологических скважин. Поэтому при циркуляции оборотного раствора необходимо регулировать содержание кальция, особенно после доукрепления раствора и увеличения концентрации сульфата.
Выщелачивание карбонатных руд раствором соляной кислоты привлекательно с двух позиций: во-первых, возможностью использования дешевой извести для выделения концентрата марганца из продуктивных растворов ПВ, так
как в этом случае сразу получается высококачественный марганцевый продукт, во-вторых, отсутствием солевой кольматации при взаимодействии с вмещающими породами в недрах. Основным недостатком соляной кислоты является ее значительно более высокая стоимость (не ниже 30 долл/т) при низком содержании основного вещества (не выше 37%). Имеет значение также и более высокая коррозионная агрессивность соляной кислоты.
Выщелачивание карбонатной марганцевой руды может быть осуществлено по азотнокислому варианту, хорошо изученному Х.Г. Пурциладзе применительно к гидрометаллургическому извлечению марганца из бедного сырья [6]. Преимуществом этого метода является легкость получения высококачественного марганцевого концентрата, отсутствие солевой кольматации пласта и скважин, недостатком - дороговизна азотной кислоты. Смешанные руды, содержащие оксид и карбонат марганца, представляется эффективнее всего перерабатывать, как и оксидные руды, по схеме с использованием смеси серной и сернистой кислот, однако концентрация серной кислоты должна быть повышена с учетом ее потребления карбонатом марганца.
Наибольшую сложность как для гидрометаллургической переработки вообще, так и для ПВ в частности, представляют карбонатносиликатные руды, занимающие определенную долю в рудах Парнокского месторождения. Если карбонатная составляющая обычно растворяется легко и полно, например, под действием серной кислоты даже слабой концентрации, то силикат марганца может быть выщелочен лишь частично и только при использовании крепкого раствора кислоты.
Применительно к подземному выщелачиванию исследовательские работы в СССР также имели место, однако, они не вышли из стадии полупромышленных испытаний. Полевые полупромышленные испытания способа ПВ марганца были проведены в 1974 г. на рудах Новоселовского месторождения Никопольского марганцеворудного бассейна [7]. Рудный
пласт мощностью 3,3-3,4 м содержал оксидную марганцевую руду в глинистых вмещающих породах. Подстилающий пласт сложен каолинами мощностью более 10 м. Опытный участок включал шесть закачных скважин, расположенных по кольцевой схеме, центральную откачную и несколько наблюдательных скважин. Коэффициент фильтрации рудного пласта, определенный до начала опыта, составлял 4,5 м/сут. Выщелачивание руды осуществлялось смесью сернистой и серной кислот, взятых в весовом соотношении 1:1. В результате опытных работ в продуктивном растворе было достигнуто максимальное содержание марганца 27,5 г/л через 24 часа после начала закачки при удельном расходе раствора ~ 0,1 м3/час. Остаточная кислотность раствора составляла 16%. Авторами отмечено, что максимальная концентрация марганца в продуктивном растворе наблюдается при минимальной скорости фильтрации реагента в безнапорном режиме.
Промышленная отработка методом ПВ бедных марганцевых оксидных руд ведется с 1980 г. в США [8]. Для подземного выщелачивания было выбрано месторождение «Артиллерийский пик» в западной части шт. Аризона, граничащего с Мексикой. Запасы руды оценивались в 175 млн т, при среднем содержании марганца 3,5-4%. Запасы марганца составляли 7 млн т. Предварительными исследованиями «Бюро рудных минералов» было установлено, что окисленная руда хорошо растворяется в сернистой кислоте. Горно-технологическая схема отработки состояла в разбуривании системы закачных скважин с поверхности и проходки дренажной горной выработки в подошве рудовмещающего пласта. Из горной выработки бурились наклонные дренажные скважины для улавливания продуктивного раствора. Сернистая кислота приготовлялась насыщением пластовой воды сернистым газом, который получался сжиганием элементарной серы. Полученный раствор сернистой кислоты подавался через систему закачных скважин в кровлю пласта, фильтровался че-
рез руду сверху вниз и собирался в виде 10-12% раствора сернокислого марганца в водосборных бассейнах, в которых упаривался на солнце. Товарный сульфат в виде тетрагидрата сернокислого марганца отправлялся потребителю. Отмечается, что другими альтернативными способами получения товарных продуктов является осаждение марганца в виде карбоната или гидроокиси. При этом затраты возрастают соответственно расходу реагентов. В среднем предприятие имеет производительность 103 тыс. т/год МпБ04. 4Н20 (75-80% МпБ04) по цене от 100 до 300 долл. за 1 т. Капитальные затраты на сооружение промышленного комплекса составили 13,3 млн долл. При добыче руды горным способом затраты оценивались в 59 млн долл. за 12 лет. Таким образом, способ ПВ оказался рентабельнее горного в 4 раза.
Из приведенного выше обзора по гидрометаллургической переработке марганцевых руд следует, что рентабельная добыча марганца
методом ПВ не только принципиально возможна, но и значительно рентабельнее традиционных методов. Наиболее приемлемым реагентом для условий Парнокского месторождения является на наш взгляд, серная кислота. Для выщелачивания оксидных и оксиднокарбонатных руд лучше всего получать на месте сернистый газ и сернистую кислоту, которую и использовать в смеси серной кислотой. Сернистый газ можно получать сжиганием на месте серы или пиритных концентратов, являющихся дешевым побочным продуктом газоперерабатывающих и горнообогатительных предприятий.
Нами исследованы пять рудных проб Парнокского месторождения, химический и минеральный состав которых приведен в табл. 1, 2.
Как следует из табл. 1, 2, проба 1 является практически карбона-то-силикатной рудой с содержанием 25% карбонатов и около 60% силикатных минеральных разновидностей марганца. Оксидные минералы присутствуют только в
качестве примесей и составляют 3%. Общее содержание марганца в пробе - 36,1%. Остальные пробы являются чисто оксидными с содержанием оксидов марганца в форме пиролюзита, криптомелана, бернессита и др. от 10 до 95%. Общее содержание марганца - от 4,8 до 56,9%. Как видим, только проба 4, содержащая 56,9% марганца, является кондиционной рудой с точки зрения использования в черной металлургии, остальные требуют применения обогащения.
На первом этапе были исследованы технологические свойства поступивших пяти проб руды. Для этого после соответствующего сокращения и измельчения были отобраны технологические пробы. Для определения потенциальной извлекаемости марганца и расхода реагентов пробы дополнительно измельчались до 200 меш и выщелачивались в условиях перемешивания на магнитных мешалках. Как следует из табл.2 все пробы руды, за исключением пробы 1, содержат
Таблица 1
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ПРОБ РУЛЫ ПАРНОКСКОГО МЕСТОРОЖАЕНИЯ
Компо- ненты Содержание, % масс. Компо- ненты Содержание, % масс.
Пр.1 Пр.2 Пр.3 Пр.4 Пр.5 Пр.1 Пр.2 Пр.3 Пр.4 Пр.5
Mn 36,1 33,5 9,5 56,9 4,8 Р205 0.08 1.07 3.13 0.28 0.39
SiO2 23.75 21.36 32.62 1.11 62.69 ВаО 0.02 0.74 0.98 0.54 0.16
Fe2O3 3.25 6.55 24.62 1.03 3.10 п.п.п. 13.36 14.46 14.81 16.02 9.60
A12O3 4.29 5.25 5.83 0.91 11.12 Сумма 99.62 98.90 99.89 98.46 99.47
CaO 5.82 3.08 4.25 3.05 0.66 7п 0.14 0.78 0.05 1.20 0.35
MgO 1.36 1.56 0.30 0.30 1.52 Си 0.10 0.16 0.01 0.11 0.08
К20 0.52 1.09 0.79 1.45 3.43 Сорг. 0.42 0.10 0.12 н/об. 0.10
Na2O 0.06 0.21 0.03 0.06 0.04 СО 2 12.37 0.13 0.28 0.61 0.12
Таблица 2
МИНЕРАЛЬНЫЙ СОСТАВ ПРОБ РУЛЫ ПАРНОКСКОГО МЕСТОРОЖАЕНИЯ
Компоненты Содержание, % масс.
Пр.1 Пр. 2 Пр.3 Пр.4 Пр.5
Рудные минералы
Силикаты и гидросиликаты марганца: родо-нит,тефроит,спессартин, бементит и др. 62
Карбонаты марганца: родохрозит, олигонит, манганокальцит 25 - - - -
Оксиды и гидрооксиды марганца: пиролюзит, бернессит, криптомелан 3 60 20 95 10
Гидрооксиды железа 0.0n 7 30 1 4
Сульфиды: сфалерит,галенит, халькопирит и др. 0,5 - - - -
Нерудные минералы
Кварц 0.0n 15 25 0.n 46
Гидрослюда, каолинит, серицит 1.5 10 15 1 30
Хлорит, монтмориллонит 2 5 2 1 8
Карбонаты: кальцит,,доломит 5 0.n 0.5 1 0.n
Коллофан 0.0n 2.5 7 <0.5 <1
Таблица 3
ПОКАЗАТЕЛИ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МАРГАНЦА ИЗ ИЗМЕЛЬЧЕННЫХ РУАНЫХ ПРОБ
Показатели Ед .изм Проба 1 Проба 2 Проба 3 Проба 4 Проба 5
Содержание Мп общ. % 36,1 33,5 9,5 56,9 4,8
Содержание Мп 4+ -«- 1,3 28,7 8,6 51,9 4,4
Извлечение Мп: -«- 60,5 83,5 100 94,2 97,0
- с 1 т руды т 0,218 0,280 0,095 0,536 0,046
Удельный расход И2Б04:
- на 1т руды -«- 0,544 0,680 0,637 0,942 0,294
- на 1т Мп -«- 2,5 2,4 6,7 1,76 6,4
Удельный расход Ре 2+:
- на 1т руды -«- - 0,56 0,18 0,96 0,083
- на 1 т Мп -«- - 2,0 1,9 1,8 1,8
Остаточная концентра- г/л 45,6 32 36,3 5,8 70,6
ция И2Б04
преимущественно оксидный 4-х -валентный марганец. Поэтому для проб 2-5 наряду с серной кислотой использовалась добавка железного купороса как восстановителя окисленного марганца по реакции:
Мп тв. 4+ + 2 Ре 2+ = Мп ж 2+ + 2Ре 3+
Железный купорос нами был выбран для удобства проведения экспериментов. При использовании сернистого газа показатели по железу легко могут быть пересчитаны на эквивалент сернистого газа или серы, применяемой для его получения. Навески рудных проб и раствора И2Б04 с концентрацией 100 г/л при отношении Ж:Т = 10:1 перемешивались в течение не менее 2-х часов, при постоянном замере окислительно-восстановительно-го потенциала (ОВП). Добавка железного купороса контролировалась потенцио-метрически. В пробу 1, содержавшую преимущественно карбонат и силикат марганца, железный купорос не добавлялся. Затем пульпы отфильтровывались и по результатам анализа растворов рассчитывались извлечение Мп, расход кислоты и восстановителя. Результаты представлены в табл. 3.
Как следует из табл. 3, извлечение Мп из оксидных руд (пробы 2-5) получено достаточно высоким
- 83-100%, что свидетельствует о легкости их выщелачивания. Из карбонатно-силикатной пробы извлеклось только 60% Мп. Неизвле-ченным остался марганец, связанный с силикатами. Удельный расход серной кислоты получен для бедных по Мп проб 3,5 весьма высоким- 6,4 - 6,7 т на 1 т Мп и низ-
ким для более богатых проб 1,2,4
- 1,76-2,5т/т. Это указывает на преимущественное взаимодействие кислоты с пустой породой в бедных пробах и более рациональный ее расход в пробах с высоким содержанием марганца. Удельный расход восстановителя - Ре 2+ показал практически стехиометрическое его потребление по окисленному марганцу, что свидетельствует о высокой селективности этого восстановителя и практической легкости растворения окисленного марганца. В карбонатносиликатной пробе 1, очевидно, произошло полное растворение карбонатов марганца и только частично выщелочились силикаты, несмотря на высокую остаточную концентрацию И2Б04 - 45,6 г/л. Таким образом, исследованные технологические свойства оксидных рудных проб показывают прямую зависимость степени извлечения Мп от степени его окислен-ности, а удельного расхода реагентов - от его содержания в руде. В карбонатно-силикатной пробе 1 недоизвлечение марганца связано с наличием значительного количества силикатов марганца. Эти закономерности можно обозначить первой особенностью выщелачивания марганца.
В связи с отсутствием данных по проницаемости руд и пород Парнокского месторождения, а также других геолого-гидрогеоло-гических сведений, моделирование процесса ПВ в лаборатории представлялось весьма сложной задачей. Вместе с тем, в практике исследований применительно к ПВ нами изучались пробы и с моно-
литными образцами весьма ограниченной проницаемости. В этом случае процесс выщелачивания, например, урана, изучался на протяжении нескольких месяцев. Содержание урана в его рудах при ПВ обычно не превышает 0,1%, в марганцевых же рудах, подлежащих отработке методом ПВ, вероятное содержание марганца может достигать 10-60 % ( см.табл.2). Поэтому второй характерной особенностью ПВ марганцевых руд является высокое содержание растворимых марганцевых минералов в руде. Выщелачивание марганца из таких руд может привести к разрушению рудного массива, даже монолитного. Весь вопрос только во времени такого воздействия. В рудах же трещиноватых, обладающих пусть ограниченной, но заметной естественной проницаемостью процесс разрушения и возможного обрушения руд и пород в образовавшиеся при выщелачивании пустоты еще более вероятен. И чем выше содержание марганца в рудах, тем больше вероятность такого обрушения. Это может произойти и в лабораторных условиях. Однако реально на эти вопросы могут ответить только натурные опытные работы. Нашей же задачей было определение технологических показателей извлечения марганца из рудной пробы определенной крупности, но проницаемой, в условиях фильтрационного выщелачивания. Поэтому для организации опыта, моделирующего процесс ПВ, нами было решено одну из наиболее характерных проб руды, карбонатно-силикатную, измельчить до определенной крупности, уложить в перко-лятор и выщелочить в перколя-ционных условиях. В результате такого опыта могут быть оценены как технологические показатели, так и частично смоделированы природные условия горнорудной массы. Для постановки укруп-
Таблица 4
ОСНОВНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПЕРКОЛЯЦИОННОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МАРГАНЦА
№ пробы Интенсивность орошения мл/см2 час Отношение Ж:Т Содеря р И2в04 сание в выл астворе, г/ Мп одном л Ре Степень извлечения Мп, %
1 1,5 0,73 11,8 37,1 0,2 7,5
2 1,5 1,28 10,9 39,1 0,2 13,5
3 1,5 2,47 20,9 34,1 0,4 24,7
4 0,2 3,04 2,3 44,2 0,5 31,8
5 0,2 3,45 1,4 42,0 0,6 36,5
6 0,2 3,84 2,3 35,0 0,8 40,2
7 0,2 4,23 5,5 35,0 1,6 44,0
8 0,2 4,56 15,2 29,3 1,8 46,7
9 0,2 5,06 44,1 19,9 2,2 49,6
Пр. во да 0,2 0,75 7,8 4,3 0,15 50,5
ненных перколяционных исследований нами была выбрана карбонатная проба из соображений значительности доли запасов таких руд на месторождении и практического отсутствия альтернативных способов обогащения подобных руд. Из пробы 1 после дробления была выделена навеска 5,3 кг с крупностью фракций в пределах 5-7 мм. Навеска руды была загружена в перколятор диаметром 9,2 см и высотой рабочего слоя 47см. Выщелачивание осуществляли непрерывно с плотностью орошения раствором И2Б04 100 г/л -0,2-1,5 мл/см час. Пробы выходных растворов анализировались на содержание Мп, Ре и остаточную кислотность. По результатам подсчитывалось извлечение Мп и удельный расход серной кислоты. Выщелачивание проводилось до момента резкого падения концентрации Мп и одновременного роста остаточной кислотности, что свидетельствовало о полном выщелачивании карбонатного марганца. Это связано с тем, что при невысокой остаточной кислотности содержание примесей в продуктивном растворе минимально. Поэтому вероятность получения богатого чернового концентрата, а также экономия осадителя марганца, в этом случае наибольшие. Характер перехода в раствор примесей косвенно оценивался по концентрации в нем железа. Результаты опыта представлены в табл. 4.
Как следует из табл. 4, закономерность изменения степени извлечения марганца соответствует плотности орошения или скорости фильтрации - при ее снижении (в пробах раствора 3,4) прирост извлечения на единицу Ж:Т сразу вырос, а кислота стала потребляться более рационально. Об этом свидетельствует резкое снижение кислотности в растворе с 20 до 2 г/л и рост концентрации Мп с 34 до 44 г/л. Поэтому третьей особенностью ПВ марганца следует считать минимально необходимую концентрацию кислоты в выщелачивающем растворе и минимально возможную скорость фильтрации, при которой остаточная кислотность в выходном продуктивном растворе сохраняется минимальной. При резком падении концентрации Мп с 29 до 19 г/л процесс был остановлен. Характер изменения содержания железа в растворе свидетельствует, что в основное время процесса его содержание не превышало 1 г/л и выросло в конце процесса до 2г/л также резко, как и остаточная кислотность. В итоге степень извлечения Мп получена равной 50%, при отношении Ж:Т = 5:1 и
удельном расходе серной кислоты 0,38 т на 1 т руды или 2,1 т на 1 т Мп. По окончании выщелачивания остатки руды были взвешены. Потеря в весе составила ~ 30%. Однако, что очень существенно, проседания руды в перколяторе не произошло и
перколяция раствора осуществлялась равномерно по всему
слою руды. Это наблюдение свидетельствует о весьма благоприятном факте сохранения
“скелета” руды в процессе выщелачивания и отсутствия обрушения горнорудной массы. Кроме того, степень извлечения Мп - 50% из дробленной руды не намного ниже степени извлечения его из этой же пробы в тон-коизмельченном состоянии -60,5% (табл. 1.5.). Эти данные свидетельствуют о высокой вероятности выработки марганца и в реальных условиях ПВ руд на месте залегания. Недоизвлече-ние же металла будет определяться только долей силикатных минералов марганца, содержащихся в рудах.
Методы извлечения марганца из растворов весьма разнообразны и применение того или иного метода зависит от качества конечного концентрата и его стоимости, определяющей и саму себестоимость этого извлечения. Наибольшим спросом, в том числе и в России, пользуются черновые марганцевые концентраты в черной металлургии. Однако стоимость марганца в составе концентратов для металлургии весьма невысока. Поэтому и получение таких концентратов должно опираться на применение дешевых реагентов. Кроме того, высококачественные концентраты должны содержать не менее 48% Мп с очень ограниченной примесью серы и фосфора. Наиболее подходящими для этих условий являются осадительные методы с использованием карбонатных и щелочных осадителей.
Наиболее подходящим осадите-
лем, на наш взгляд, может быть окись магния, являющаяся одновременно и дешевым и активным реагентом. Реакция протекает по уравнению:
Мд0 + МпБ04 = Мп(0И) 2 + МдБ04
Опыты по осаждению гидроокиси марганца окисью магния осуществлялись из продуктивного раствора, содержащего, г/л: Мп - 37; Ре - 0,65; И2Б04 - 14,8. Наиболее полное осаждение марганца получено при значении рИ = 9,0. При этом остаточное содержание Мп в растворе составило 0,18 г/л. Получаемые пульпы легко отстаивались, что предполагает
Таблица 5
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПРОБ РУЛЫ
Показатели Ед. проба □
изм. 1 1(перк. ) 2 3 4 5
Удельный расход на 1 т Мп: - и2бо4 - серы - МдО т -«- -«- 2.5 1,0 2.1 1,0 2.4 0.58 1,0 6.7 0,55 1,0 1.8 0,52 1,0 6.4 0,52 1,0
Удельные затраты на 1 т Мп: - и2бо4 - серы - МдО долл -«- -«- 20 24 16.8 24 19.2 1.4 24 53.6 1.3 24 14.4 1.2 24 51.2 1.2 24
Всего затрат на реагенты -«- 44 40.8 44.6 79 40 76
Себестоимость 1 т Мп -«- 88 82 89 158 80 152
Стоимость 1 т Мп в концентрате -«- 200 200 200 200 200 200
Балансовая прибыль с 1т Мп -«- 112 118 111 42 120 48
эффективное применение сгустителей и не грозит фильтрацией больших объемов раствора. Удельный расход МдО получен равным ~ 1 т на 1 т марганца. Содержание марганца в отфильтрованном и высушенном концентрате получено равным 53%. Таким образом, использование окиси магния позволяет получать высококачественный черновой концентрат для металлургии.
Для предварительной технико-экономической оценки проведем следующие расчеты. скольку удельные затраты на реагенты при промышленной быче урана методом ПВ достигают 50-60% в себестоимости лучения его черновых химконцентратов [2], рассчитаем их по аналогии для полученных зателей в настоящей работе. Для
расчета возьмем данные из табл. 3, 4. Оценку затрат на
витель пересчитаем с Ре2+ на сульфидную серу пиритного концентрата, который является наиболее дешевым сырьем для чения сернистого газа на месте путем его сжигания. Сжигание пиритного концентрата и по-дующее растворение оксидного марганца протекает по реакциям:
2РеБ2 + 5,502 = Ре20з + 4БО2
Мп02 + Б02 = МпБ04
Из стехиометрии приведенных реакций следует, что 1 г-экв сульфидной серы в пирите ходуется на растворение 1 г-экв оксидного марганца или на 1 т Мп потребуется 0,58 т серы. А при использовании нами Ре2+ его расход на 1 т Мп составил 2 т Ре2+. Следовательно, 1 т Ре2+
можно заменить 0,29 т серы. При расчете трат использованы цены 2001 г. на реагенты: серная кислота - 8
долл/т (ГП “Красно-уральский хим. завод” ), 50% концентрат Мп -100 долл/т или 200 долл за 1 т Мп, пиритный концентрат - 2,4 долл за 1 т серы в нем (ОАО “Гайский ГОК” ), полу-обожженный магнезит -24 долл/т (ОАО “Магнезит” г. Сатка, Челяб. обл.). Расход окиси магния взят одинаковым для всех проб руды. Себестоимость извлечения Мп в концентрат рассчитывалась из расчета доли затрат на реагенты как 50% от себестоимости. Результаты расчетов приведены в табл. 5.
Таким образом, из табл. 5 следует, что ожидаемая прибыль с 1 т Мп, извлеченного в концентрат, варьирует от 42-48 долл. при отработке бедных руд до 112-120 долл. при выщелачивании богатых руд. Допуская определенную условность приведенных расчетов, следует все же признать, что в любом случае затраты на реагенты составляют от 20 до 40% от стоимости Мп в концентрате. И так, полученные результаты следует расценивать в технологическом аспекте как весьма благоприятные для организации добычи марганца методом ПВ на Парнокском месторождении.
------------------------------------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1..Калабин А.И. Добыча полезных ископаемых подземным выщелачиванием и другими геотехнологическими методами. - М.: Атомиздат, 1981.
2. Добыча урана методом подземного выщелачивания.
Под ред. Мамилова В.А, - М.: Атомиздат, 1980.
3. Черняк А.С. Химическое обогащение руд. - М.: Недра, 1965.
4. ГаспнМ.И. Марганец. - М.: Металлургия, 1992 .
5 Салли А. Марганец (пер. с англ.), - М.: Металлургиз-
дат, 1959.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -------------------------------------------------------------------------
Гуров В.А. - кандидат технических наук, нач. лаборатории, ГУП ВНИИХТ.
Иванов В.С. - ст. научный сотрудник, ГУП ВНИИХТ.
Шульгин А.С. - кандидат геолого-минералогических наук, ведущий научный сотрудник, ГУП ВНИИХТ.
6. Попов Е.А., Головко Л.К. и др. “Полевые полупромышленные исследования извлечения марганца методом подземного выщелачивания. Проблемы геотехнологии. Материалы II Всесоюзной конференции по геотехнологиче-ским методам добычи полезных ископаемых”. Книга II, - М., 1975 .
7. Пурцуладзе Х.Г. Химическое обогащение некондиционного марганецсодержащего сырья. Физико-химия и металлургия марганца, - М.: Наука, 1983 .
8. Материалы международной конференции. Каллгари, Мельбурн, октябрь, 1992 .
Файл: ГУРОВ
Каталог: G:\По работе в универе\2003г\Папки 2003\GIAB9_03
Шаблон:
C:\Users\Таня\AppData\Roaming\Microsoft\Шаблоны\Normal.do
Ш
Заголовок: Особенности извлечения марганца из оксидных и карбонатно-
силикатных руд Парнокского месторождения применительно к подземному Содержание:
Автор: Николай Антонович
Ключевые слова:
Заметки:
Дата создания: 21.07.2003 14:41:00
Число сохранений: 9
Дата сохранения: 21.07.2003 14:58:00
Сохранил: ГитисЛ.Х.
Полное время правки: 14 мин.
Дата печати: 09.11.2008 1:16:00
При последней печати страниц: 6
слов: 4 241 (прибл.)
знаков: 24 179 (прибл.)
