Выщелачивание спека и отмывка концентрата

Технологический режим и аппаратурную схему (рис. 8.5) выщелачивания спека выбирали на основании данных лабораторных исследований и уточняли в ходе опытно-заводских испытаний. Спек дробили до крупности < 6 ,0 мм и загружали в бункер 1. Подачу и дозировку дробленого спека в мельницу 3 осуществляли лотковым питателем 2. Спек измельчали в стрежневой мельнице 3 диаметром 0,9?0,9 м. В результате предварительных исследований был выбран следующий режим работы мельницы: производительность мельницы по спеку 410 кг/ч: количество воды на размол 0,2 м3/ч; стержневая загрузка 750 кг; температура пульпы в мельнице 95 °С; отношение Т : Ж 1 : 3; продолжительность пребывания материала в мельнице 0,52 ч; частота вращения мельницы 72 мин-1.

Аппаратурно-технологическая схема выщелачивания спека (марганце­ вый концентрат 4- сода)

Воду подавали в воронку мельницы реагентным дозатором 4 из расчета получения в пульпе Т : Ж = 1 : 2 . Из мельницы 3 пульпу двумя насосами откачивали в распределительную коробку наливного ленточного вакуум-фильтра ЛФ — 1,6 — 0,5/3 5. Площадь, занятая под основной фильтрацией пульпы, составляла 0,672 м2, а вместе
с зоной промывки — 1,2 м2. Производительность ленточного фильтра ~600 кг/(м2 • ч) по концентрату с влажностью 18—22 %. Концентрат на ленточном фильтре промывали горячей водой из расчета 1 м3 на 1 т концентрата.

Аппаратурно-технологическая схема репульпационной отмывки выщелоченного марганцевого концентрата

Концентрат с ленточного фильтра по течке направляли в репульпатор 6 на довыщелачивание с подачей в него воды из емкости 7, которое производили в двух каскадно расположенных репульпаторах 8, 9 при частоте вращения мешалки 160 мин -1 и продолжительности 1,5 ч. Из репульпатора 9 пульпа через переток поступала в мешалку 10, а затем ее фильтровали на фильтре ФПАКМ-2,5 11. Выщелоченный концентрат поступал на репульпационную отмывку (рис. 8.6 ). В мешалку 1 вместимостью 15 м3 загружали выщелоченный концентрат и подавали воду в количестве 80 кг/м3 твердого в пульпе. Из мешалки 1 через ковшовый дозатор 2 пульпа проходила три каскадно расположенных репульпатора 3—5. Продолжительность промывки (при 95 °С) составляла 2 ч. Пульпа из репульпатора 5 самотеком сливалась в репульпатор 6, из которого откачивалась в мешалку 7, а затем подавалась на фильтр 8. Была отработана аппаратурно-технологическая схема получения гидрометаллургического марганцевого концентрата с контролем изменения химического состава продуктов на всех основных операциях процесса.

По оптимальному варианту получено 50 т марганцевого концентрата среднего состава, %: Mn 32,8; P 0,022; SiO2 11,5; Na2O 8,65; Feобщ 4,77; Al2O3 6,89; CaO 4,21; MgO 1,81; S 0,071.

Концентрат по металлургическим свойствам значительно выше передельного низкофосфористого шлака.

Регенерация соды и выделение побочных продуктов

Химические и гидрометаллургические методы переработки руд, как правило, могут быть экономически выгодны при условии использования доступных химических реагентов, а также возможности их регенерации в самом технологическом процессе. Для рассматриваемого процесса, где в качестве реагента применяется сода, эти условия соблюдаются, кроме того, имеется возможность выделения ценных продуктов из оборотных растворов (таких, как щелочно-кремнеземистый шлам, белая сажа и жидкое стекло), поскольку в раствор, как было показано выше, переводится кремнезем в виде силиката натрия.

Щелочно-кремнеземистый раствор, полученный в результате гидрохимической переработки марганцевого концентрата, имел следующий состав, кг/м3: Na2O 90; SiO2 14; Р 1,4. При продувке такого раствора углекислым газом происходит разложение силиката натрия с выделением кремнекислоты, которая может быть использована в дальнейшем как исходный продукт для получения стекломассы, жидкого стекла и белой сажи. Как известно, эти продукты получают в химической и стекольной промышленности путем сплавления соды с тонко-измельченным кварцевым песком.

В опытно-заводских условиях, по исходным данным ДМетИ, уточнена технология получения белой сажи. На первой стадии были исследованы технологические параметры карбонизации раствора. Накопленный в процессе выщелачивания раствор закачивали в карбонизатор (цилиндр с коническим днищем). Внутри аппарата вместимостью 0,5 м3 расположена неподвижная перфорированная газорас-пределительная решетка, выше которой вращается диск с лопастями. Карбонизатор оснащен эрлифтом для перемешивания. Подача газо-воздушной смеси с концентрацией углекислого газа 11 % осуществлялась под решетку в три точки. Расход углекислого газа на 1 кг кремнезема раствора составил 2,35 м3. В промышленных масштабах для осаждения SiO2 предусматривается использование CO2, отходящих газов печей спекания рудосодовой шихты.

Аппаратурно-технологическая схема переработки щелоч­ ного кремнеземистого шлама и получения белой сажи

Полученный щелочно-кремнеземистый шлам содержал: 65 % SiO2; 6,8 % Na2O; 0,4 % Fe2O3; 1,0 % CaO; 15,61 % п. п. п.; 0,02 % P. Осадок обрабатывали азотной кислотой для отмывки щелочи. Установлено, что применение 10 %-ной азотной кислоты при 50 °С и двойной промывке обеспечивает почти полное удаление щелочи из осадка.
Аппаратурно-технологическая схема получения белой сажи приведена на рис. 8.7. Раствор на карбонизацию поступал в мешалку 1 вместимостью 12 м3, в которую подавали смесь углекислого газа с воздухом в соотношении 1:9. Полученный осадок отделяли на фильтре 2, а затем подвергали обработке азотной кислотой в реакторе 3
с перемешиванием, фильтровали и промывали горячей водой на фильтре 4.

По этой схеме получена опытная партия белой сажи (900 кг) состава, %: SiO2 87,6; CaO 0,7; Mn сл.; Р 0,021; п. п. п. 10.1, которая по свойствам не уступает отечественной белой саже ВС-100. Образцы резины, изготовленные с ее применением, обладают высокими техническими характеристиками.

Канунго С. Б. и Б. Р. Сайтизучили возможность уменьшения содержания фосфора в различных высокофосфористых марганцевых рудах Индии путем обжига с углекислым натрием. Опыты вели с рудами месторождения Kuttinga (штат Orissa) (49 % Mn; 8,35 % Fe; 0,47 % P) и рудами некоторых других месторождений Индии (Nishikbal, Keshipur, Rhutraili), всего 13 месторождений. После обжига (800 °С) навески руды 16 г, измельченной до фракции <0,15 мм с различным количеством соды (отношение руда: Na2O изменялось в пределах от 2 6 до 10,40), степень дефосфорации достигала 94,5 и 71,0% соответственно. Полученный концентрат имел состав 52—55 % Mn; 3,2 — 3,6 % Fe и 0,023—0,12 % P.