添加剂对低品位菱锰矿中锰浸出率的影响

以含锰为17．3％的菱锰矿矿石为原料,通过在硫酸介质中加入草酸、草酸铵、柠檬酸、柠檬酸铵、十二烷基硫酸钠（SDS）和十六烷基三甲基溴化铵（CTAB）等浸取添加剂从低品位菱锰矿中浸出锰,考察了添加剂用量、浸取温度和酸矿比等因素对低品位菱锰矿中锰浸出率的影响。试验结果表明：六种添加剂均能提高锰矿石中锰的浸出率,与同等条件下不加入添加剂时相比提高约2％－5％;其中十六烷基三甲基溴化铵（CTAB）对锰浸出率影响最大,当浸出50g原矿,CTAB用量为0．03g、酸矿比为0．70、液固比为8：1mL／g、反应时间为4h、浸出温度60℃时,锰的浸出率可达98％以上。     

铁尾矿碱浸出过程动力学

以铁尾矿为原料,研究了矿中SiO2的NaOH浸出过程,确定了铁尾矿用碱（NaOH）浸出过程中,影响SiO2浸出率的主要因素为：铁尾矿和NaOH与水的固液比,浸出反应温度,浸出反应时间．以此为条件,研究了铁尾矿在碱溶液中浸取SiO2反应的动力学行为．结果表明：铁尾矿中SiO2浸出的最佳因素为,固液比1：2,反应温度110℃,反应时间6h．SiO2的浸出动力学过程可用界面反应模型来描述,其浸出反应动力学方程为1-（3-x）2/3＋2（1-X）=k2t,表观活化能约为14．2kJ／mol,属于固体内扩散控制．     

闪速炼铜转炉渣浮选尾矿综合利用的研究

采用浸出－萃取－电积工艺对闪速炼铜转炉渣浮选尾矿（简称尾矿）进行综合利用研究。研究结果表明：选用低酸、加添加剂A进行搅拌浸出,铜的浸出率为60．35％,浸出过程尾矿中的铁不进入溶液而留于浸出渣中,浸出渣含铜由原尾矿中的0．63％降至0．24％,基本符合炼铁对铁精矿的原料中铜含量的要求,浸出渣可作铁精矿的原料出售而增值;含铜浸出液经萃取、电积回收铜,铜回收率接近60％,产品阴极铜质量符合国家1^#铜标准。     

某国外进口菱锰矿的浸出试验研究

研究了在常压下用两段逆流浸出工艺浸出某国外进口菱锰矿石,考察了酸矿质量比、浸出温度、浸出时间以及磨矿细度对一段浸出锰浸出率的影响。结果表明,一段浸出最佳条件为矿石细度-0．124mm（-120目）,浸出温度60％,酸矿质量比为0．7,浸出时间4h,最佳条件下做两段逆流浸出综合试验,锰总浸出率可达到98．33％,浸出渣锰含量为1．49％。     

石煤与软锰矿焙烧样耦合提取钒锰的动力学

为实现石煤与软锰矿焙烧样中钒锰的共提取,并解决石煤二段硫酸化焙烧过程中酸过量的问题,通过多因素研究探讨石煤与低品位软锰矿焙烧样耦合浸出工艺对钒锰共浸出率的影响,为石煤及低品位软锰矿焙烧样中钒锰资源高效综合利用提供了参考和依据。试验结果表明,当石煤与低品位软锰矿焙烧样的配矿比为1：1、矿浆液固比为5：1及浸出温度为80℃时,耦合浸出体系中钒的浸出率可达98．13％,而锰的浸出率可达99．45％。对耦合浸出体系的钒锰浸出动力学研究表明,钒浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制,其表观活化能为22．401kJ／mol;锰浸出过程在低温区25～55℃下是通过化学反应控制,其表观活化能为57．232kJ／mol,高温区65～95℃下锰浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制,其表观活化能为14．323kJ／mol。     

二氧化硫还原法处理银锰矿的研究

应用ＳＯ２直接还原氧化锰新工艺处理银锰矿石，解决了银锰分离的问题。当浸出条件为：矿石粒度—１００目占８０％，液固比２，温度７０℃，硫酸浓度２２ｇ／ＬＳＯ２气流量７２５ｍｌ／ｍｉｎ·ｋｇ矿石（气压１０１３２．５Ｐａ），反应时间２ｈ时，锰浸出率可达９９．６％，银损失率０．１２％。浸锰渣采用氰化法提银，银浸出率９６．９％。ＳＯ２浸锰──氰化二步浸出银的浸出回收率９６．８％。     

电解二氧化锰生产中贫锰矿浸取工艺的优化

介绍了电解二氧化锰生产中,用贫锰矿为原料,用硫酸浸出法制备溶液的工艺路线,探讨了工艺更改对锰的浸出率和溶液质量的影响,进而对老工艺进行改进,优化了工艺条件。试验表明：在不同的酸度（pH值）条件下对贫锰矿（以碳酸锰为例）进行溶浸,实现锰的选择性浸出,提高了锰的浸出率,降低杂质浸出量,同时在加料过程除钾,减轻溶液净化的工作量,从而达到提高溶液的质量和降低硫酸、天然氧化锰、蒸汽和辅料消耗的目的。     

菱锰矿与软锰矿混合矿浆烟气脱硫研究

在高密度矿浆（液固比3：1）湿法烟气脱硫中,单组分菱锰矿很难较长时间维持较高的脱硫率,而单组分软锰矿在脱硫时锰浸出率低。针对这些问题,通过配制不同比例菱锰矿和软锰矿的混合矿浆,考察了其对脱硫率、锰浸出率和pH值的影响。研究表明：当混合矿浆中软锰矿与菱锰矿的质量比在1：1左右时,脱硫率与锰浸出率能同时达到80％以上的较好水平,研究结果可为锰矿资源在工业和环保领域的应用提供一条新途径。     

菱锰矿常温浸出法及其动力学研究

文章介绍了采用催化剂ＰＬ来加快贫锰矿侵出速度的实验。由于催化剂的作用，使得菱锰矿的常温浸出得以实施。文章同时研究了锰矿的催化浸出行为，可以在下述条件下得到９５％以上的锰浸出率：温度５－３０℃矿粉粒度＜０．２５ｍｍ；搅拌转速＞９６０ｒ／ｍｉｎ     

盐酸法富集低品位锰矿及酸介质高值再生工艺

针对印度尼西亚某低品位锰矿,提出盐酸法富集与酸介质高值再生的工艺。借助X射线衍射分析,光学显微镜和电子显微镜等表征方法进行工艺矿物学分析。结果表明:该锰矿矿物组成简单,主要由方解石、软锰矿和少量菱锰矿、褐铁矿、高岭石等组成。筛析结果显示该锰矿粒度越小,锰含量相对越高。粗碎后以2 mm筛孔的筛子过筛可得到锰质量分数为33.32%的锰中矿。锰中矿盐酸直接浸出的最佳条件为:浸出pH 3.0、浸出时间1.5 h、搅拌转速200 r·min?1、液固比4∶1 mL·g?1,此条件下产出的锰精矿品位为54.50%,钙质量分数为0.57%。常温下盐酸再生可产出二水硫酸钙晶须,其长径比可达50以上。再生盐酸返回浸出锰中矿,产出的锰精矿品位为52.16%,钙质量分数为1.39%,验证了该工艺流程的可行性。X射线衍射分析、扫描电镜及能谱分析结果显示产出的锰精矿主要组成成分为软锰矿,杂质为少量褐铁矿、高岭石等。酸介质循环时杂质将逐渐积累,当镁离子质量浓度积累到96.74 g·L?1时,采用水解沉淀法进行除杂。      

响应曲面法优化木薯渣—硫酸浸取软锰矿工艺的研究

探究木薯渣为还原剂在硫酸存在下浸取软锰矿中锰工艺条件,通过单因素试验和响应曲面试验,考查了木薯渣用量、液固比、硫酸浓度、温度以及反应时间对浸出结果的影响,实验表明:在取10g软锰矿进行试验时,浸锰最佳工艺条件为木薯渣用量5 g,硫酸浓度为3 mol/L,反应时间为150 min,温度是80℃,液固比为10∶1,其浸出率达到94.08%。     

2种回转窑工艺还原低品位软锰矿的效果评价

用XRD、SEM和化学分析等方法对2种回转窑工艺还原低品位软锰矿的产物进行表征,同时结合硫酸浸出试验,考察锰、铁和铝的浸出差异。结果表明：改进回转窑工艺的产品中锰的还原率可达到93%以上,原回转窑工艺锰的还原率为50%~90%。常温常压时在较佳浸出条件下,酸矿比0.55∶1、液固比5∶1、时间40 min、搅拌速度300 r/min,改进回转窑工艺使锰的浸出率达94.1%,高于原回转窑工艺的产品,而铁、铝的浸出率则相对较低,分别是33.6%和26.3%。将回转窑中的燃烧室和还原室分离有利于提高锰的还原率,改进回转窑工艺产品中锰、铁、铝的存在形态,而颗粒表面粗糙、带小孔有裂纹的形貌具有较大比表面积,有利于提高锰的浸出率。     

广西某低品位软锰矿还原焙烧—酸浸工艺研究

针对广西某低品位软锰矿,探究以煤为还原剂进行还原焙烧,焙烧矿采用硫酸浸出的工艺条件,通过单因素实验,考察了还原剂用量、焙烧温度与时间的组合、浸出酸量、时间、液固比、搅拌强度及浸出温度对浸出结果的影响。实验表明:在取300g软锰矿进行实验时,配煤11%、在温度750℃下焙烧60min的焙烧矿,在理论酸量、固液比5∶1、搅拌强度300r/min、常温下浸出45min后,锰的浸出率可达到95.57%的良好指标。     

Pre-treatment for the extraction of manganese from mangano-argentiferous refractory tailings

A novel process was used to extract manganese from minerals that are refractory to cyanidation and ammonium thiosulphate. These minerals, known as mangano-argentiferous compounds, are principally composed of manganese, silver, and iron and exhibit low recovery. The mineral of interest was obtained from the leaching tails procured in Monte del Favor, Hostotipaquillo, Jalisco, Mexico. The tailings were characterised by X-ray powder diffraction (XRD), atomic absorption, and energy dispersive X-ray spectroscopy (EDS) microanalysis. After mineralogical characterisation, the tailings were screened through a mesh (mesh number 100, 0.147?mm); later, they were subjected to a reductive leaching process, where the solid–liquid ratio was varied from 2:1 to 10:1. A 5:1 ratio yielded the highest manganese content. With sulphuric acid and sodium sulphite as the reducing agents, 96.05% of Mn could be extracted during the first 3?h, with a head grade of 3.58% and an acid consumption of 49.31?kg/t. The sulphite consumption was found to be 9.81?kg/t.     

Reductive leaching of pyrolusite ore by using sawdust for production of manganese sulfate

Manganese compounds, such as manganese sulfate, can be obtained from pyrolusite, a manganese ore. Low-grade manganese ores is usually treated by hydrometallurgical methods. In this study, the leaching and recovery of manganese from pyrolusite ore in sulfuric acid solutions containing sawdust as reducing agent was investigated. The effects of experimental parameters, such as sulfuric acid concentration, sawdust amount, solid-to-liquid ratio, stirring speed, particle size, reaction temperature, and leaching time, on the manganese extraction from ore were examined. The results showed that the leaching rate of pyrolusite ore increased with an increasing sulfuric acid concentration, sawdust amount, stirring speed, reaction temperature and leaching time, and decreasing in solid to liquid ratio and particle size. The kinetic analysis of leaching process was carried out, and it was determined that the reaction rate was controlled by diffusion through the product layer under the experimental conditions in this work. The activation energy was found to be 22.35 kJ mol^?1. Manganese can be recovered as manganese sulfate by the evaporative crystallization of the purified leach liquor.     

Dried leaves — Novel reductant for acid leaching of manganese ore

In the present investigation results on the use of dried leaves as a reductant for manganese ore leaching is reported. A complete flow-sheet consisting of steps such as reductive acid leaching, enrichment of leach solution by recycling, iron removal and crystallization has been developed for the preparation of manganese sulphate monohydrate from manganese ore of Gujarat Mineral Development Corporation (GMDC), Ahmedabad, India. During leaching effects of pulp density, amount of acid, temperature, particle size of ore and reductant to ore ratio were studied. Almost total manganese extraction could be achieved under the following conditions: leaching time 8h, H₂SO₄ 5% (v/v), pulp density 10% (w/v), temperature 950C and dried leaves to ore ratio 0.5. Mn enriched (> 90 g/L Mn) leach liquor was obtained by recycling the leach solution twice. The solution so obtained was purified by pH adjustment using lime slurry. A schematic flowsheet for the preparation of manganese sulphate monohydrate crystal is given.     

甘肃某金矿浸金工艺试验研究

采用环保型非氰浸金剂,结合全泥炭浆法浸出工艺,对甘肃某金矿的浸金工艺进行了研究。具体考察了溶氧量、矿浆浓度、pH值、矿物粒度、浸金剂用量、浸出温度和浸出时间对金浸出效果的影响,采用原子吸收分光光度计测定原矿和尾矿中的金含量,通过计算金浸出率来确定适宜的浸金工艺条件。结果表明：综合考虑经济和浸出率等因素,在矿浆浓度为40%、pH=11～12、浸金剂用量为300 g/t矿样、浸出温度为20~40 ℃及浸金时间为24 h的条件下,用自来水作溶剂在敞开环境下浸金,浸出效率最佳,金的浸出率可达80％。     

氧化型锰银矿锰银分离工艺研究

氧化型锰银矿其锰、银分离是处理这类资源的关键工序。试验分别采用煤焙烧、植物副产湿法还原工艺对锰银精矿进行了锰、银分离工艺性能的对比研究。在相同酸消耗情况下,植物副产湿法浸出的锰浸出率接近煤焙烧浸出,而银在浸锰液中溶出率远低于煤焙烧浸出;以玉米秸杆粉还原分离为代表,其浸锰条件选择在L/D=4、n(酸)/n(Mn)=1.76、秸杆/矿粉质量比=0.275、95℃浸出时间4 h时,锰浸出率达97.30%,浸锰渣量少;玉米秸杆粉浸锰渣在NaCN用量5 kg/t渣、常温浸银6 h时,Ag的浸出率为97.77%;并对其它植物副产还原浸出锰性能进行了验证试验。所研究工艺在锰、银分离综合成本方面具有较好的优势。     

湿法工艺从氧化锰尾矿中回收碳酸锰

在硫酸溶液中,以SO_2为还原剂对氧化锰尾矿进行还原浸出,浸出液净化后与碳酸氢铵发生沉淀反应回收碳酸锰。在最优浸出条件下,锰浸出率达96%以上。采用氨水调节pH为5.2时,浸出液中的铁、铝、硅的去除率分别为100%、99.6%和96.9%。净化液与碳酸氢铵反应沉淀率为99.8%,整个工艺锰回收率为90.5%,碳酸锰产品达到《HG/T4203-2011工业碳酸锰》一等品指标要求。